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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS

Y AMBIENTAL

CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS

Diseño de explotación de la veta Melina ubicada en la concesión minera melina, parroquia

Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha

Trabajo teórico de titulación modalidad proyecto integrador previo a la obtención del título

de Ingeniero de Minas.

AUTOR: Andrango Beltrán Juan Francisco

TUTOR: Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto PH.D.

Quito, 2019

ii

DERECHOS DE AUTOR

Yo; Juan Francisco Andrango Beltrán, en calidad de autor y titular de los derechos morales y

patrimoniales del Proyecto Integrador realizado sobre “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE

LA VETA MELINA UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA MELINA,

PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA”, de

conformidad con el Art. 114 del CODIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMIA SOCIAL DE

LOS CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E INNOVACION, concedo a favor de la

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR una licencia gratuita, intransferible y no

exclusiva para el uso no comercial de la obra, con fines estrictamente académicos. Conservo a

mi favor todos los derechos de autor sobre la obra, establecidos en la norma citada.

Así mismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la digitalización y

publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a lo dispuesto

en el Art. 144 de la LEY ORGANICA DE EDUCACION SUPERIOR.

El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma de

expresión y no infringe el derecho de autor a terceros, asumiendo la responsabilidad por

cualquier reclamación que pudiere presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de

toda responsabilidad.

Quito, D.M., 29 de Noviembre del 2019

---------------------------------------

Juan Francisco Andrango Beltrán

C.I. 1723548820

Teléfono: 0998046766

Correo: [email protected]

mailto:[email protected]

iii

APROBACIÓN DEL TUTOR

En mi calidad de tutor del trabajo de titulación, presentado por JUAN FRANCISCO

ANDRANGO BELTRÁN, para optar por el grado de Ingeniero en Minas; cuyo título es:

“DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA VETA MELINA UBICADA EN LA

CONCESIÓN MINERA MELINA, PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO,

PROVINCIA DE PICHINCHA”, considero que dicho trabajo reúne los requisitos y méritos

suficientes para ser sometido a la presentación pública y evaluación por parte del tribunal

examinador que se designe.

En la ciudad de Quito a los 7 días del mes de Agosto del 2019.

-----------------------------

Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto

iv

INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL

Los miembros del tribunal del proyecto integrador denominado “DISEÑO DE

EXPLOTACIÓN DE LA VETA MELINA UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA

MELINA, PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA”,

preparada por el señor ANDRANGO BELTRÁN JUAN FRANCISCO, estudiante de la

Carrera de Ingeniería de Minas, declaran que el presente proyecto ha sido revisado, verificado

y aprobado legalmente, por lo que lo califican como original y autentico del autor.

En la ciudad de Quito, a los 29 días del mes de Noviembre del 2019.

------------------------------- ---------------------------------

Ing. Fabián Jácome Ing. Danny Burbano

v

DEDICATORIA

Dedicado a mis queridos padres Luis Andrango y María Beltrán, por su apoyo incondicional

durante todas la etapas del proceso educativo que he realizado a lo largo de mi vida, aquellos

seres únicos que me guían siempre hacia el camino del éxito con amor y sabiduría; quienes día

a día se esforzaron por brindarme su mejor legado, la más valiosa herencia; como es la

educación. A mi tía Rosario Andrango, mujer respetable que siempre me brindó su apoyo

incondicional, quien me ha regalado sus sabios y sinceros consejos que me han servido para

enfrentar los momentos difíciles y obstáculos que se han presentado en el camino en busca del

objetivo.

A mis hermanos Angélica, José y Ricardo por nunca dejar de creer en mí y motivarme

constantemente a seguir adelante.

vi

AGRADECIMIENTO

Agradezco infinitamente a toda mi familia y a todas las personas que me han apoyado

emocional y económicamente durante el proceso universitario.

A la Escuela de Minas de la Universidad Central del Ecuador, institución que impartió todos

los conocimientos necesarios para ser un profesional competente, honesto y ético.

Al equipo de J.M. Servicios Profesionales conformado por el Ingeniero Álvaro Vera, jefe de

producción, al Ingeniero Jorge Martínez, Gerente General y al Ingeniero Oscar Trigo, Jefe de

Planificación; por confiar en mi desde el momento que me aceptaron para realizar la presente

investigación de titulación.

vii

ÍNDICE DE CONTENIDO

Pág.

DERECHOS DE AUTOR ......................................................................................................... ii

APROBACIÓN DEL TUTOR ................................................................................................ iii

INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL ................................................................. iv

DEDICATORIA ........................................................................................................................ v

AGRADECIMIENTO .............................................................................................................. vi

RESUMEN ............................................................................................................................ xiii

ABSTRACT ............................................................................................................................ xiv

CAPÍTULO I ............................................................................................................................. 1

1. ANTECEDENTES ......................................................................................................... 1 1.1 Trabajos realizados en el proyecto. .......................................................................................................... 1 1.2 Justificación del Proyecto ........................................................................................................................ 1 1.3 Beneficiarios ............................................................................................................................................ 2

1.3.1 Beneficiarios Directos ...................................................................................................................... 2 1.3.2 Beneficiarios Indirectos .................................................................................................................... 2

1.4 Relevancia del proyecto ........................................................................................................................... 3 1.5 Aportes ..................................................................................................................................................... 3 1.6 Recursos para el desarrollo del proyecto ................................................................................................. 3

CAPÍTULO II ............................................................................................................................ 5

2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO .............................................................................. 5 2.1 Planteamiento del problema ..................................................................................................................... 5 2.2 Formulación del proyecto ....................................................................................................................... 5 2.3 Variables dependientes e independientes ................................................................................................. 5

2.3.1 Variables independientes .................................................................................................................. 6 2.3.2 Variables dependientes ..................................................................................................................... 6

2.4 Objetivos .................................................................................................................................................. 6 2.4.1 Objetivo General .............................................................................................................................. 6 2.4.2 Objetivos Específicos ....................................................................................................................... 6

2.5 Factibilidad del proyecto .......................................................................................................................... 7 2.6 Acceso a la información ........................................................................................................................... 7

CAPÍTULO III ........................................................................................................................... 8

3. MARCO TEÓRICO .......................................................................................................... 8 3.1 Ubicación del área de estudio .................................................................................................................. 8

3.1.1 Ubicación Geográfica ....................................................................................................................... 8 3.1.2 Ubicación Cartográfica ..................................................................................................................... 9

3.2 Situación actual de la zona a investigarse ................................................................................................ 9 3.3 Geología del área de estudio .................................................................................................................. 10

3.3.1 Geología Regional .......................................................................................................................... 10 3.3.2 Geología Local ............................................................................................................................... 12 3.3.3 Geología Estructural ....................................................................................................................... 13 3.3.4 Mineralización ................................................................................................................................ 14

3.4 Caracterización geomecánica del macizo rocoso ................................................................................... 15 3.5 Identificación de los parámetros a investigarse...................................................................................... 23 3.6 Referencias específicas de la investigación ........................................................................................... 23 3.8 Determinación o medición de variables y parámetros propuestos ......................................................... 24

3.8.1 Topografía ...................................................................................................................................... 24

viii

3.8.2 Parámetros geométricos .................................................................................................................. 24 3.8.3 Parámetros físico-mecánicos .......................................................................................................... 25

3.8.3.1 Peso específico ........................................................................................................................ 25 3.8.3.2 Resistencia de la roca .............................................................................................................. 26 3.8.3.3 Coeficiente de resistencia ....................................................................................................... 29 3.8.3.4 Ángulo de resistencia interna ................................................................................................. 29 3.8.3.5 Resistencia a la tracción ......................................................................................................... 30 3.8.3.6 Capacidad de absorción .......................................................................................................... 31 3.8.3.7 Esponjamiento ......................................................................................................................... 32

3.8.4 Ley .................................................................................................................................................. 33 3.9 Registro de información ......................................................................................................................... 34 3.10 Procesamiento de datos ........................................................................................................................ 35 3.11 Interpretación de resultados ................................................................................................................. 35 3.12 Alternativas de solución al problema investigado ................................................................................ 36

3.12.1 Corte y relleno .............................................................................................................................. 40

CAPÍTULO IV......................................................................................................................... 43

4. MARCO METODOLÓGICO .......................................................................................... 43 4.1 Tipo de estudio ....................................................................................................................................... 43 4.2 Universo y muestra ................................................................................................................................ 43 4.3 Técnicas ................................................................................................................................................. 43 4.4 Planteamiento de la propuesta en base a resultados ............................................................................... 44

CAPÍTULO V .......................................................................................................................... 46

5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN ........................................................................................ 46 5.1 Reservas ................................................................................................................................................. 46 5.2 Parámetros técnicos ............................................................................................................................... 48

5.2.1 Altura de los niveles ....................................................................................................................... 48 5.2.2 Dimensiones de los bloques............................................................................................................ 48 5.2.3 Volumen y tonelaje de los bloques de mineral ............................................................................... 48 5.2.4 Forma y dimensiones de las labores ............................................................................................... 49

5.2.4.1 Galerías de transporte .............................................................................................................. 49 5.2.4.2 Chimeneas de ventilación ........................................................................................................ 53 5.2.4.3 Chimenea central de trasiego .................................................................................................. 61 5.2.4.4 Franja de corte del bloque de explotación ............................................................................... 62

5.2.5 Ritmo de producción ...................................................................................................................... 64 5.2.6 Cantidad de material estéril a extraer ............................................................................................. 65 5.2.7 Operaciones Mineras ...................................................................................................................... 68

5.2.7.1 Proceso de preparación de los bloques de explotación ............................................................ 68 5.2.7.2 Perforación y voladura ............................................................................................................ 73 5.2.7.3 Carguío y transporte ................................................................................................................ 96 5.2.7.4 Diseño de ventilación minera .................................................................................................. 98

5.2.8 Requerimientos mineros para la explotación ................................................................................ 100 5.2.8.1 Personal requerido ................................................................................................................. 100 5.2.8.2 Maquinaria y equipos ............................................................................................................ 101 5.2.8.3 Materiales o insumos requeridos por procesos ...................................................................... 101

5.2.9 Planificación ................................................................................................................................. 103 5.3 Parámetros económicos-financieros ..................................................................................................... 106

5.3.1 Inversión ....................................................................................................................................... 106 5.3.2 Ingresos ........................................................................................................................................ 107 5.3.3 Costos (Egresos) ........................................................................................................................... 107 5.3.4 Índices Financieros ....................................................................................................................... 109

5.4 Parámetros sociales .............................................................................................................................. 113 5.5 Parámetros ambientales ....................................................................................................................... 114

5.5.1 Climatología ................................................................................................................................. 114

ix

5.5.2 Flora y fauna ................................................................................................................................. 115 5.5.3 Recurso Hídrico ............................................................................................................................ 116

CAPÍTULO VI....................................................................................................................... 117

6. IMPACTOS DEL PROYECTO ..................................................................................... 117 6.1 Identificación de impactos técnicos, económicos, sociales y ambientales ........................................... 117

6.1.1 Impactos Técnicos ........................................................................................................................ 117 6.1.2 Impactos económicos ................................................................................................................... 118 6.1.3 Impactos sociales .......................................................................................................................... 118 6.1.4 Impactos ambientales ................................................................................................................... 119

6.2 Valoración de los impactos .................................................................................................................. 120 6.3 Categorización de los impactos ............................................................................................................ 122

CAPÍTULO VII ..................................................................................................................... 124

7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................................. 124 7.1 Conclusiones ........................................................................................................................................ 124 7.2 Recomendaciones ................................................................................................................................ 125

CAPÍTULO VIII .................................................................................................................... 125

8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS....................................................................................... 125 8.1 Bibliografía .......................................................................................................................................... 125 8.2 Anexos ................................................................................................................................................. 127

x

ÍNDICE DE FIGURAS

Pág.

Figura #1: Ubicación y acceso a la Concesión Minera “Melina” ............................................. 8

Figura #2: Mapa Geológico Regional “Cordillera Occidental 0°-1° N Concesión “Melina”.

.................................................................................................................................................. 11

Figura # 3: Rocas volcano sedimentarias en galería principal proyecto Melina. ................... 12

Figura # 4: Principales fallamientos a partir de la Reinterpretación Geofísica por método

magnético. ................................................................................................................................ 13

Figura # 5: Mineralización veta Melina. ................................................................................ 14

Figura # 6: Veta de cuarzo y vetillas tipo stock-work proyecto Melina. ................................ 15

Figura # 7: Martillo de Schmidt para geología. ...................................................................... 17

Figura # 8: Número de discontinuidades de estación geomecánica 1, galería Melina. .......... 18

Figura # 9: Perfil topográfico área de concesión minera Melina. .......................................... 24

Figura # 10: Modelo 3D del cuerpo mineralizado “Melina” software Maptek Vulcan. ........ 25

Figura # 11: Ensayo de roca con esclerómetro o martillo de Schmidt. .................................. 27

Figura # 12: Ábaco de correlación del ensayo del esclerómetro para determinar resistencia a

la compresión, aplicada a la roca de piso. ................................................................................ 28

Figura # 13: Lectura de datos estructurales en galería Melina. .............................................. 44

Figura # 14: Arranque por capas y relleno del espacio explotado con la roca estéril

arrancada. ................................................................................................................................. 45

Figura # 15: Estimación de reservas Veta Melina mediante Software Maptek Vulcan. ........ 47

Figura # 16: Forma y dimensiones de las galerías de transporte. ........................................... 52

Figura # 17: Chimenea central y de ventilación del bloque en explotación, método Corte y

relleno. ..................................................................................................................................... 53

Figura # 18: Chimenea lateral de ventilación. ........................................................................ 55

Figura # 19: Esquema para el cálculo de presión de las rocas de acuerdo a la hipótesis de

M.M Protodiakonov. ................................................................................................................ 57

Figura # 20: Esquema de fortificación de la chimenea de ventilación nivel 1032, Bloque 1. 61

Figura # 21: Chimenea central de trasiego. ............................................................................ 62

Figura # 22: Fortificación chimenea central de trasiego. ....................................................... 62

Figura # 23: Franja de corte del bloque de explotación. ........................................................ 64

Figura # 24: Esquema de los bloques de explotación veta Melina. ........................................ 68

Figura # 25: Esquema de franja de corte de bloque de explotación. ...................................... 69

Figura # 26: Esquema final de los bloques de explotación 1. ................................................ 71

xi

ÍNDICE DE TABLAS

Pág.

Tabla # 1: Coordenadas Concesión Minera “Melina”, Código 401429 .................................... 9

Tabla # 2: Corrección por la dirección de las diaclasas. .......................................................... 19

Tabla # 3: Datos geotécnicos medidos en campo familias J1 y J2 estación 1. ........................ 20

Tabla # 4: Clasificación de los macizos rocosos. .................................................................... 20

Tabla # 5: Caracterización geomecánica del macizo rocoso de estación 1, familia J1, del

proyecto Melina. ...................................................................................................................... 21

Tabla # 6: Cuadro resumen de la caracterización geomecánica de la zona de la veta Melina. 22

Tabla # 7: Resultados de ensayos de muestras sometidas a peso específico. .......................... 26

Tabla # 8: Valores de rebote ensayo martillo de Schmidt muestra estéril de piso. ................. 27

Tabla # 9: Resistencia final de la roca de caja y de la veta. ..................................................... 29

Tabla # 10: Resultados de los ensayos de absorción de la roca de caja y de la veta. .............. 31

Tabla # 11: Factor de conversión volumétrica de materiales. ................................................. 32

Tabla # 12: Resultados del muestreo en rocas de la veta Melina sometidas a análisis químico.

.................................................................................................................................................. 33

Tabla # 13: Geometría del yacimiento vetiforme Melina. ....................................................... 35

Tabla # 14: Propiedades físico-mecánicas Veta Melina y Roca encajante. ............................. 36

Tabla # 15: Puntaje por método según su aplicabilidad. ......................................................... 37

Tabla # 16: Parámetros del yacimiento para la selección del sistema de explotación. ............ 37

Tabla # 17: Resumen de puntuaciones asignadas según el método de explotación. ............... 39

Tabla # 18: Análisis de parámetros en la elección de la variante del sistema de explotación. 42

Tabla # 19: Reservas Probables de la Veta Melina. ................................................................. 46

Tabla # 20: Reservas Posibles de la Veta Melina. ................................................................... 47

Tabla # 21: Análisis para selección de la forma de galería de transporte. ............................... 50

Tabla # 22: Valores mínimos para diseño de galería de transponte. ....................................... 50

Tabla # 23: Propiedades mecánicas de maderas. ..................................................................... 57

Tabla # 24: Datos para el diseño de perforación ...................................................................... 74

Tabla # 25: Datos para el diseño del diagrama de destroza. .................................................... 83

Tabla # 26: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la galería de

transporte por cada voladura. ................................................................................................... 89

Tabla # 27: Cantidad de sustancia explosiva para galería de transporte por avance. .............. 90

Tabla # 28: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la franja de

corte por cada voladura. ........................................................................................................... 91

Tabla # 29: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para la franja de corte del bloque por

avance. ..................................................................................................................................... 92

Tabla # 30: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo

de las chimeneas de ventilación y trasiego en la veta Melina por cada voladura. ................... 93

Tabla # 31: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo de la chimenea por

avance. ..................................................................................................................................... 94

Tabla # 32: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo

del bloque de estéril durante la fase de explotación de la veta Melina por cada voladura. ..... 95

Tabla # 33: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo del bloque de estéril

en fase de explotación. ............................................................................................................. 96

Tabla # 34: Cantidad de aire necesario en función del número de personas en mina. ............ 98

xii

Tabla # 35: Personal necesario en operaciones subterráneas................................................. 100

Tabla # 36: Materiales y/o equipos. ....................................................................................... 101

Tabla # 37: Materiales e insumos para perforación y voladura. ............................................ 101

Tabla # 38: Materiales e insumos para carguío y transporte. ................................................ 102

Tabla # 39: Materiales e insumos para servicios y mantenimiento. ...................................... 103

Tabla # 40: Materiales e insumos para ventilación y drenaje. ............................................... 103

Tabla # 41: Planificación Gantt del turno diario de trabajo en mina. .................................... 105

Tabla # 42: Inversión para la Explotación de la Veta Melina. ............................................... 106

Tabla # 43: Costos unitarios de actividades de producción. .................................................. 107

Tabla # 44: Utilidad después de imposiciones. ...................................................................... 111

Tabla # 45: Utilidad después de imposiciones, menos impuestos. ........................................ 112

Tabla # 46: Identificación de impactos técnicos durante la operación minera. ..................... 117

Tabla # 47: Caracterización de los impactos ambientales en el Proyecto. ............................ 119

Tabla # 48: Tabla de parámetros de valoración de variables. ............................................... 120

Tabla # 49: Tabla de valoración de variables. ..................................................................... 121

Tabla # 50: Categorización de impactos técnicos. ................................................................. 122

Tabla # 51: Categorización de impactos económicos. ........................................................... 122

Tabla # 52: Categorización de impactos económicos. ........................................................... 123

Tabla # 53: Categorización de impactos sociales. ................................................................. 123

xiii

TÍTULO: Diseño de explotación de la veta Melina ubicada en la concesión minera melina,

parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.

Autor: Juan Francisco Andrango Beltrán

Tutor: Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto

RESUMEN

El Proyecto Integrador tiene como principal objetivo realizar el diseño de explotación de la

veta Melina, ubicada en la parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.

Es importante realizar un estudio previo de los trabajos anteriormente realizados además de un

levantamiento topográfico, geológico (propiedades geomecánicas y estructurales) de la zona,

los cuales son parámetros muy importantes para el desarrollo del diseño de explotación del

cuerpo mineralizado Melina.

Los resultados del diseño son confiables debido a que se aplican técnicas que en la actualidad

son utilizadas en la mayoría de proyectos mineros subterráneos.

Los parámetros resultantes del diseño son analizados para el aprovechamiento del mineral a

menor costo, aplicando técnicas amigables con el ambiente y cumpliendo la normativa legal

vigente en el Ecuador.

En el diseño de explotación se aplica un programa de modelamiento minero, además el

proyecto ayuda a la población con fuentes de empleo; demostrando así, que la industria minera

puede trabajar de la mano con actividades de agricultura y ganadería.

PALABRAS CLAVE: DISEÑO DE EXPLOTACION/ VETA MELINA/

MODELAMIENTO MINERO / TECNICAS /INDUSTRIA MINERA.

xiv

TITLE: Design of exploitation of the Melina vein located in the Melina mining concession,

Pacto parish, Quito canton, Pichincha province.

Author: Juan Francisco Andrango Beltrán

Tutor: Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto

ABSTRACT

The main objective of the Integration Project is to design the exploitation of the Melina vein,

located in the Pacto parish, Quito canton, Pichincha province.

It is important to carry out a previous study of the work previously carried out in addition to a

topographic, geological survey (geomechanical and structural properties) of the area, which are

very important parameters for the development of the exploitation design of the Melina

mineralized body.

The design results are reliable because techniques that are currently used in most underground

mining projects are applied.

The parameters resulting from the design are analyzed for the exploitation of the mineral at a

lower cost, applying environmentally friendly techniques and complying with the legal

regulations in force in Ecuador.

In the exploitation design a mining modeling program is applied, in addition the project helps

the population with employment sources; thus demonstrating that the mining industry can work

hand in hand with agriculture and livestock activities.

KEYWORDS: EXPLOITATION DESIGN/ VEIN MELINA / MINING MODELING/

TECHNIQUES/ MINING INDUSTRY.

I CERTIFY that the above foregoing is a true and correct translation of the original document

in Spanish.

----------------------------------

Ing Adán Viterbo Guzmán Garcia.

Certified Translator

ID: 180072711-5

1

CAPÍTULO I

1. ANTECEDENTES

1.1 Trabajos realizados en el proyecto.

El cantón Pacto es considerado como un distrito minero aurífero de gran interés para el

Ecuador, por lo tanto; diferentes empresas han realizado trabajos exploratorios en el área con

la finalidad de determinar el potencial minero; es así que a partir de la década de los 90 se

empezó con la explotación subterránea de vetas que afloran cerca de la población de Pacto,

llegándose inclusive a instalar trituradoras primarias y molinos chilenos cerca de la población,

específicamente junto al río Chirapi.

En enero del año 2007, Avalanche Networks Corporation, realizó una campaña de exploración

regional del proyecto “Pacto” en las concesiones ubicadas al noreste del área Ingapi y “La

Conquista” al este del sector de la Victoria.

Dentro de las zonas de interés ubicadas al sureste de Pacto y el área Melina ubicada al norte se

localizaron anomalías de Cu, Mo, Au, Ag, Zn, As con valores de gran interés para continuar

con una nueva fase de investigación.

En el año 2009 la compañía minera Silex Ecuador S.A realizó la estimación de los recursos

mineros de las vetas de Pacto determinando un potencial geológico de 300 000 onzas de oro

contenidas en 9 vetas principales; la veta Melina con un recurso de 5 000 a 10 000 onzas de

oro.

1.2 Justificación del Proyecto

En la actualidad la empresa consultora dedicada a la remediación ambiental Green Oíl S.A,

conjuntamente con la empresa minera J.M. Servicios profesionales, son las responsables de los

2

trabajos de adecuación y vías en la concesión Melina cumpliendo las funciones de operadores

mineros; esto a través de la celebración de un contrato de operación minera con la empresa

Melina Chango-Santa Bárbara Cía. Ltda, titular de los derechos mineros.

Por lo tanto, debido a la necesidad que presenta la empresa JM, de diseñar, planificar y ejecutar

los trabajos mineros, se decide realizar este proyecto de investigación enfocado en generar un

diseño de explotación mediante la aplicación de conocimientos técnicos que en base a un plan

de producción razonable permita la máxima rentabilidad del proyecto minero.

1.3 Beneficiarios

1.3.1 Beneficiarios Directos

La empresa J.M. Servicios Profesionales, es la beneficiaria de la investigación realizada debido

a que recibirá la información minero técnica responsable para una operación sustentable y

amigable con el medio ambiente en el proyecto Melina.

El proyecto beneficia directamente al estudiante que al realizar la presente investigación

cumple con el requisito indispensable para obtener el título de Ingeniero de Minas.

La población de Pacto será beneficiada por la ejecución del proyecto debido a la generación de

plazas de empleos directos e indirectos.

1.3.2 Beneficiarios Indirectos

A la Universidad Central del Ecuador, debido a la contribución como fuente información que

estará a disposición de esta institución.

3

1.4 Relevancia del proyecto

El presente trabajo de investigación es relevante porque asegura el inicio de la fase de

explotación del proyecto minero La Melina, debido a que la empresa de servicios J.M. tendrá

a su disposición el diseño técnico de explotación del cuerpo mineralizado “Melina”.

1.5 Aportes

El proyecto integrador realizado por el estudiante aporta a J.M., Servicios Profesionales

un diseño de explotación que garantiza la utilización responsable, rentable y sustentable

del recurso.

El aporte técnico del tutor y docentes de la carrera de Ingeniería de Minas, quienes con

su vasta experiencia y conocimientos colaboran en las propuestas de soluciones.

1.6 Recursos para el desarrollo del proyecto

Para el desarrollo del proyecto de investigación denominado “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN

DE LA VETA “MELINA” UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA MELINA,

PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA” se necesitan los

siguientes recursos:

Los conocimientos adquiridos en la formación académica aportado por el estudiante

investigador y la supervisión técnica especializada del tutor y revisores de la carrera de

Ingeniería de Minas de la Universidad Central del Ecuador.

Información proporcionada por las empresas involucradas en el proyecto “La Melina”,

siendo estas Green Oíl, J.M. y Melina Chango- Santa Bárbara Cía. Ltda.

Recursos económicos para cubrir costos que se presentan a lo largo del desarrollo del

proyecto de investigación y que serán costeados por las empresas operadoras.

4

Recursos tecnológicos necesarios para el procesamiento de la información recolectada

en campo.

Recursos bibliográficos, libros, artículos científicos, tesis, manuales técnicos.

5

CAPÍTULO II

2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO

2.1 Planteamiento del problema

El área de concesión “La Melina”, años atrás, fue explotada de forma artesanal por los

habitantes de la zona, que sin ningún conocimiento de cómo se desarrolla técnicamente una

explotación subterránea, realizaron actividades mineras anti-técnicas, insostenibles, inseguras

y poco amigables con el medio ambiente.

Teniendo en cuenta lo mencionado anteriormente se plantea lo siguiente:

¿Cómo realizar una explotación técnica, sustentable, rentable y responsable del mineral de la

veta “Melina” con la finalidad de garantizar el éxito de las inversiones en el proyecto?

2.2 Formulación del proyecto

Para aprovechar racionalmente las reservas de depósito mineralizado, es necesario el diseño de

explotación de la veta “Melina” ubicada en la concesión minera Melina, parroquia Pacto,

cantón Quito, provincia de Pichincha; siempre bajo un criterio técnico, económico, ambiental

y social.

2.3 Variables dependientes e independientes

Con respecto al desarrollo del proyecto de investigación se han determinado las variables que

influyen en el diseño de explotación; por lo tanto la investigación demanda identificar,

categorizar y evaluar estas variables relacionadas al proyecto integrador.

6

2.3.1 Variables independientes

Topografía

Geología

Reservas

Geotecnia

Cotización del mineral

Tipo de Yacimiento

Ritmo de explotación del cuerpo mineralizado

2.3.2 Variables dependientes

Diseño de explotación

Elección del sistema de explotación

Vida útil de la veta

Dimensionamiento de labores mineras

Dimensionamiento de bloques en explotación

Diseño de perforación y voladura.

2.4 Objetivos

2.4.1 Objetivo General

Diseñar el sistema de explotación de la veta “Melina” ubicada en la concesión Melina,

parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.

2.4.2 Objetivos Específicos

Determinar las propiedades físico-mecánicas del cuerpo mineralizado y roca estéril

mediante muestreo y análisis de laboratorio.

7

Realizar una simulación técnica de los distintos sistemas de explotación propuestos

para el proyecto y compararlos entre sí.

Elegir y desarrollar el sistema de explotación más adecuado en función de las

características del yacimiento.

Identificar, valorizar y categorizar los impactos técnicos, económicos, sociales y

ambientales que producirá la explotación del cuerpo mineralizado “Melina” para

minimizar su impacto en la operación minera.

2.5 Factibilidad del proyecto

La factibilidad del proyecto integrador está asegurada gracias a la disposición de recursos como

el conocimiento y aporte técnico del estudiante; así como también el asesoramiento profesional

que brinda la Universidad Central del Ecuador mediante la constante supervisión de un tutor y

dos docentes de la Carrera de Ingeniería de Minas que ejercerán las funciones de revisores del

trabajo final del proyecto integrador previo a la obtención del título de Ingeniero de Minas.

Un factor importante para facilitar la ejecución del proyecto integrador es la predisposición de

apoyar de los ejecutivos de la empresa J.M. Servicios Profesionales; mediante la asignación de

recursos económicos durante el tiempo que dure la investigación y cubriendo gastos generados

en el desarrollo del proyecto.

2.6 Acceso a la información

La empresa garantiza el acceso a la información analógica y digital, siempre teniendo en cuenta

que debe ser manejada con confidencialidad.

Además, para el desarrollo del proyecto integrador el estudiante puede guiarse en información

bibliográfica y net grafía como fuentes de información.

8

CAPÍTULO III

3. MARCO TEÓRICO

3.1 Ubicación del área de estudio

3.1.1 Ubicación Geográfica

La Concesión Minera “Melina”, Código 401429, está ubicada en la región noroccidental de la

provincia de Pichincha, dentro de la parroquia de Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha,

aproximadamente a 105 km de la capital del Ecuador como se puede observar en la figura #1.

La ciudad de Pacto se encuentra a 3 horas aproximadamente desde Quito, el acceso se lo realiza

por carretera asfaltada desde Quito-Calacalí-Nanegalito-Pacto.

Figura #1: Ubicación y acceso a la Concesión Minera “Melina”

Fuente: Cartografía digital proporcionada por Melina chango-Santa Bárbara Cía. Ltda.

9

3.1.2 Ubicación Cartográfica

A continuación se presentan las coordenadas del área de Concesión Minera “Melina”:

Tabla # 1: Coordenadas Concesión Minera “Melina”, Código 401429

Vértices

Coordenadas UTM 17N,

DATUM WGS-84

X -Este Y-Norte

P.P. 749750 10020632

1 749750 10018632

2 750150 10018632

3 750150 10017532

4 748150 10017532

5 748150 10018332

6 747350 10018332

7 747350 10017932

8 747550 10017932

9 747550 10017732

10 747750 10017732

11 747750 10017532

12 746750 10017532

13 746750 10018632

14 747750 10018632

15 747750 10020632

Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto

Ambiental y Plan de Manejo Ambiental de la concesión Minera

“Melina”, código 401429.

3.2 Situación actual de la zona a investigarse

En la actualidad en el área de concesión “La Melina” se han localizado galerías antiguas, que

fueron utilizadas para la explotación artesanal de los recursos auríferos de la zona, de igual

manera instalaciones como campamento y polvorín.

Bajo este antecedente es importante mencionar que los trabajos que se ejecutan al momento

están enfocados en la adecuación de todas las instalaciones como campamento, vías internas

de la concesión, construcción de oficinas, polvorín, comedor, cocina, etc.

10

Con respecto al aspecto técnico del proyecto “La Melina” se puede decir que se encuentra en

fase de exploración avanzada, teniendo en cuenta que actualmente se están realizando trabajos

como: levantamiento topográfico y geológico en interior mina para identificar vetas, piques,

rumbos, fallas, buzamientos, etc. También se está llevando a cabo muestreo en las vetas

identificadas y escombreras.

3.3 Geología del área de estudio

3.3.1 Geología Regional

Geológicamente, Pacto se encuentra emplazado en la Cordillera Occidental, correspondiente

a un ambiente geológico de Arco Marginal volcano sedimentaria correspondiente a las

Unidades Mulaute y Pilatón de edad Campaniana (figura #2) que se describen a continuación:

Unidad Mulaute (K? MI) (Hughes & Bermúdez, 1997)

Se ubica al noroccidente de la cordillera Occidental, aflora especialmente en el río Mulaute, en

la vía Pacto Loma-Sahuangal y sobre el Río Guayllabamba. Corresponde a una serie volcano-

clástica de abanico turbidíco submarino de al menos 2 000 metros de espesor. Consiste

principalmente de brechas masivas, fino granulares matriz soportadas monomicticas, y

secuencias de lutitas y limolitas gris oscuras. Su edad es desconocida. Por correlaciones

regionales se la considera del Cretácico tardía Senoniana (74–65 Ma, Wilkinson 1998).

El área está dominada por un sistema de fallas regionales de dirección Noreste-Suroeste, que

ayudan al emplazamiento de vetas de cuarzo y un fracturamiento intenso, estas estructuras

marcan los límites tectónicos en la cordillera Occidental entre la Unidad Mulaute y las

secuencias más occidentales definidas por la falla Toachi-Toacaso, que también marca el límite

occidental de la zona de cizalla de Mulaute. (Ureña, 2016, p.5)

11

Unidad Pilatón (KPI). (Egüez, 1986).

La Unidad está compuesta de brechas, conglomerados masivos volcano-clásticos, volcano-

sedimentos, areniscas, limolitas verdes y cherts de color gris a negro, los clastos están

conformados por lavas porfiríticas y sedimentos verdes de grano fino.

En el sector aflora parte del Batolito de Apuela, caracterizado por un cuarzo diorita de grano

medio a grueso con hornablenda y biotita, geoquímicamente es un granitoide cálcico,

metaluminoso de arco volcánico de edad Miocénica.

La unidad Pilatón es interpretada como parte de un ambiente de abanico submarino con material

derivado de una fuente volcánica intermedia a básica de edad Maastrichtiense (74-65 Ma,

Wilkinson, 1998) y marca un contacto fallado con la unidad Silante en su límite oriental.

Figura #2: Mapa Geológico Regional “Cordillera Occidental 0°-1° N Concesión “Melina”.

12

Fuente: Mapa geológico Regional Escala 1:200.000 CODIGEM-BGS.

3.3.2 Geología Local

En interior mina se observan rocas volcano sedimentarias, específicamente tobas andesíticas

sillisificadas, de color gris a negro, de grano fino a medio, faneríticas y de magnetismo bajo

(figura # 3). Además los volcano sedimentos están cortados por un sistema de vetas de cuarzo

y enjambres de vetillas de cuarzo blanco lechoso con sulfuros como piritas y pirrotinas.

Las observaciones realizadas en interior de la Mina Melina, y en la superficie de la misma,

correspondiente a la concesión Melina, se observa una secuencia de sedimentos estratificados

a lo largo de la carretera Pacto-Melina y en las riberas de los ríos Chirapi y Chalupe. Se

reconoció una secuencia de rocas sedimentarias que está compuesta de lutitas y areniscas, con

lentes de cherts de color gris a negro meteorizado. En algunos sectores ocurren filitas y meta-

sedimentitas de color verde; todas estas rocas pertenecen a la Unidad Pilatón de edad Cretácico

depositadas. (Ureña, 2016, p.6)

Figura # 3: Rocas volcano sedimentarias en galería principal proyecto Melina.

13

Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.

3.3.3 Geología Estructural

La interpretación de la geología estructural del área minera La Melina, está íntimamente

relacionada con las zonas de cizalla Mulaute y otras estructuras mayores con dirección NE–

SW. En las zona se identificaron múltiples fallas y vetas mineralizadas con dirección NW- SE

(principales) y además otro sistema de fallas menores de dirección NW – SE (secundarias).

(Ureña, 2016, p.7)

Como se puede observar en la figura # 4, la dirección preferencial de las estructuras

mineralizadas es NW – SE, posiblemente relacionadas al sistema tectónico regional de igual

dirección. Existen sistemas de vetillas (< 0,10m), con paralelismo variable y que interceptan a

las vetas principales, con características similares en su mineralogía.

Figura # 4: Principales fallamientos a partir de la Reinterpretación Geofísica por método magnético.

Fuente: Fuente BGS-PRODEMINCA 1992.

14

3.3.4 Mineralización

“En el área predominan principalmente sistemas vetiformes mineralizados de Au, Ag, Pb,

Zn, posiblemente relacionados a un depósito mesotermal, que se ubica en una franja

regional NE-SW dentro del sistema de cizallamiento Mulaute de comportamiento

dextral.”(Ureña, 2016, p.11).

El proyecto Melina se caracteriza por presentar un sistema de vetas de cuarzo,

principalmente dos: la veta Melina con una dirección preferencial NS con buzamientos

que bordean los 50°-55° al este (figura # 5); cortada por otro sistema vetiforme NW-SE

denominado Melina E con un ángulo de buzamiento vertical de 88°-90°.

Figura # 5: Mineralización veta Melina.


Estos sistemas poseen espesores entre 10 y 60 cm, son vetas de cuarzo y vetillas tipo

stock-work como se muestra en la figura # 6. La mineralización de Au y Ag se halla

principalmente en cuarzo lechoso, que contienen sulfuros de hierro como piritas,

calcopiritas y pirrotinas.

15

“La alteración dominante viene dada por una asociación clorita-biotita, en ocasiones

biotita-clorita, que puede ser de una intensidad leve a fuerte con una débil

sobreimposición de sericita, ocasionalmente acompañada con vetillas de carbonatos”

(Ureña, 2016, p. 12).

Figura # 6: Veta de cuarzo y vetillas tipo stock-work proyecto Melina.


3.4 Caracterización geomecánica del macizo rocoso

Esto se refiere al estudio y análisis del comportamiento del macizo rocoso, teniendo en

cuenta factores de suma importancia para la estabilidad del macizo y que influyen

directamente en la estabilidad de las labores mineras a excavarse. Dichos factores

geotécnicos pueden ser fallas, fracturas, discontinuidades, calidad de roca, resistencia de la

roca y esponjamiento.

Dentro de los diversos métodos que se conocen para determinar la calidad de un macizo

rocoso se aplicará el planteado por Bieniawski en 1989 en el presente estudio.

El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por

Z.T. Bieniawski; sistema el cual ha sido modificado en base a más de 300 casos reales

16

de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989,

que coincide sustancialmente con la de 1979. (Chipantiza, 2019, p.30)

Dicho método consiste en la evaluación de los siguientes parámetros: RQD (Rock Quality

Designation), resistencia de la roca, cantidad de agua, dirección de las diaclasas,

espaciamiento, ente otros; asignando un valor para cada parámetro que fue medido en campo

y analizado en una tabla estandarizada.

Resistencia de la roca.-Tendrá una puntuación máxima 15 puntos y como referencia se

puede usar ensayos de compresión uniaxial, ensayo por martillo de schmidt o también

índices de resistencia obtenidos en campo.

Para el presente estudio se han tomado tres muestras de roca en el área de investigación que

es la veta Melina; esto es una muestra en el techo, piso y en la veta.

Para determinar la resistencia de la roca se realizó el ensayo del esclerómetro o también

llamado martillo de Schmidt, en el laboratorio de geotecnia de la Universidad Central del

Ecuador, llevado a cabo por el autor del presente proyecto integrador (figura # 7). “Este

ensayo permite estimar de forma aproximada la resistencia a compresión simple mediante

una sencilla correlación, siendo aplicable fundamentalmente a matriz rocosa, pero también

a discontinuidades. Su uso está muy extendido dada la facilidad y rapidez de su utilización”

(Gonzales de Vallejo, 2004, p.346).

17

Figura # 7: Martillo de Schmidt para geología.


De los ensayos realizados con el esclerómetro se ejecutó un cálculo promedio de los valores

obtenidos para la resistencia de la roca caja, obteniendo así un valor de 78 MPa.

RQD.- Este parámetro se evalúa en una puntuación máxima de 20 y se lo calcula teniendo

en cuenta la sumatoria de los núcleos de los testigos de longitudes mayores a 10 cm

expresado en porcentaje.

Para determinar el RQD en un túnel o galería se aplica una fórmula para cada caso en

particular:

Caso 1: Para bloques tabulares o prismáticos

RQD= 115-3.3*Jv (Palmstrom 1995-2005)

Caso 2: Para bloques poliédricos, romboédricos y equidimensionales

RQD=110-2.5 Jv (Palmstrom 1995-2005)

Donde:

Jv: Es el índice volumétrico de fracturas o número de fracturas por m3.

18

Jv =# de discontinuidades

Longitud de medida

En campo se evidencio que las estructuras presentan forma equidimensional; como

consecuencia se considera el segundo caso. Cabe mencionar que la longitud de medida es

de 5 metros para cada tramo (figura # 8), tanto en el nivel principal de la galería Melina

como también en el pique inclinado de transporte.

Figura # 8: Número de discontinuidades de estación geomecánica 1, galería Melina.


Separación de las discontinuidades

Chipantiza (2019) afirma que “Se refiere a la separación entre las discontinuidades de una

misma familia de diaclasas de la roca en metros; este parámetro tiene una valoración máxima

de 20 puntos” (p.34).

Estado de las discontinuidades

Además de ser el parámetro más importante para ser evaluado hasta 30 puntos, es

relevante, porque está constituido por otros 5 factores geotécnicos de gran importancia

mencionados a continuación: (Chipantiza, 2019, p.34)

19

Relleno

Abertura

Alteración

Rugosidad

Continuidad.

Cantidad de agua.- Este parámetro mide el estado general de la roca teniendo en cuenta

humedad y su valoración límite es de 15 puntos.

Se debe tomar en cuenta que para obtener un RMR básico, es inevitable realizar correcciones

debido a la dirección de las diaclasas. (Tabla # 2)

Tabla # 2: Corrección por la dirección de las diaclasas.

Fuente: Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering rock mass classifications.

La tabla estandarizada planteada por Bieniawski en 1989 para estimar la calidad de un

macizo fue aplicada en el presente proyecto; teniendo en cuenta que se ha levantado un total

de 11 estaciones geomecánicas en la zona de interés, obteniendo así un número considerable

de datos geotécnicos que serán evaluados bajo el contexto del método de RMR de

Bieniawski.

ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS

Dirección

perpendicular al eje

del túnel Dirección paralela al

eje del túnel

Dirección perpendicular al

eje del túnel

Buzamiento

0°-20°

cualquier

dirección

Excavación con

buzamiento

Excavación contra

buzamiento

Buz 45° -

90°

Buz 20°-

45°

Buz 45° -

90°

Buz 20°-

45°

Buz 45° -

90° Buz 20°-45°

Muy

favorable Favorable

Muy

desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable

Dirección y

buzamiento

Muy

favorable Favorable Media Desfavorable

Muy

desfavorable

Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12

20

Se realizó el análisis geotécnico para cada una de las familias de discontinuidades identificadas

en las estaciones geomecánicas levantadas en el proyecto Melina (Anexo 1).

En la estación geomecánica 1 se identificaron 2 familias de discontinuidades medidos en

campo y cuyos datos se exponen en la Tabla # 3.

Tabla # 3: Datos geotécnicos medidos en campo familias J1 y J2 estación 1.

Familia J2

Dirección 293°

Buzamiento 60°

Espaciamiento mayor a 2m

Abertura < 0.1 mm

Continuidad < 1 m

Relleno Nulo

Rugosidad Ondulada

Agua Húmedo

Alteración

Mod.

Alterada


Los datos recopilados de la primera familia de diaclasas localizadas en la estación 1, nos indica

el comportamiento geomecánico de la zona evaluada como se demuestra en la Tabla # 5.

Para determinar la calidad del macizo rocoso en función de la puntuación del RMR, Bieniawski

plantea la Tabla # 4 de clasificación.

Tabla # 4: Clasificación de los macizos rocosos.

Clasificación de los macizos rocosos Según Bieniawski(1989)

Clase I II III IV V

Calidad Muy Buena Buena Media Mala Muy Mala

Puntuación 100-81 80-61 60-41 40-21 < 20


De la Tabla # 5 se obtiene un RMR de 76 para la familia J1, mientras que para la familia J2 un

RMR de 75 (Anexo 1), por lo tanto se toma el menor valor debido a que esta familia de

diaclasas será la que genere más problemas de estabilidad a las labores franqueadas.

Familia J1

Dirección 305°

Buzamiento 70°

Espaciamiento mayor a 2m

Abertura 0.1 a 0.25mm

Continuidad menor a 1

Relleno Qz < 5mm

Rugosidad Rugosa

Agua Húmedo

Alteración

Mod.

Alterada

21

Tabla # 5: Caracterización geomecánica del macizo rocoso de estación 1, familia J1, del proyecto Melina.


Resist. Matriz

rocosa (Mpa)

Carga

puntual(Is) > 10

15

10--4

12

4--2

7

2—1

4

Com. Simple

7 Com.

Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50—25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20

Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 20

Estado de las

discontinuidades

Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6

Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4

Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5

Relleno Ninguno 6 Relleno

duro(<5mm) 4

Relleno

duro(>5mm) 2

Relleno

blando(<5mm) 2

Relleno

blando(>5mm) 0 4

Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3

Agua freática

Q. por 10m de

túnel Nulo

15 10 L /min 10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min 0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo

Subtotal 76 ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS

Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel

Dirección perpendicular al eje del túnel

Buzamiento 0°-20°

cualquier dirección

Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento

Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°

Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable

Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable

Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0

TOTAL RMR 76

22

De lo mencionado anteriormente y en base a la Tabla # 4 tenemos como resultado un macizo

rocoso de calidad buena, pero se debe tener en cuenta que este resultado es solo para la estación

geomecánica 1; en consecuencia es necesario evaluar las estaciones restantes con sus

respectivas discontinuidades con la finalidad de obtener un resultado geomecánico

representativo para toda la zona de interés del diseño de explotación (Tabla # 6).

Tabla # 6: Cuadro resumen de la caracterización geomecánica de la zona de la veta Melina.

Estación

Geomecánica

Familias de

discontinuidades

RMR Menor

valor Clase Calidad

G1 J1 76

75 II Buena J2 75

G2 J1 65

65 II Buena J2 71

G3

J1 60

45 III Media J2 53

J3 45

J4 60

G4 J1 58

58 III Media J2 62

G5

J1 45

45 III Media J2 60

J3 54

G6 J1 47

47 III Media J2 56

G7 J1 64

49 III Media J2 49

G8

J1 51

51 III Media J2 65

J3 57

G9 J1 52

52 III Media J2 61

G10 J1 53 53 III Media

G11 J1 44 44 III Media


De los resultados obtenidos se concluye que se dispone de un macizo rocoso de calidad media.

23

3.5 Identificación de los parámetros a investigarse

Los parámetros a investigarse se detallan a continuación:

Propiedades físico-mecánicas del depósito mineralizado

Parámetros del sistema de explotación

o Dimensionamiento de los bloques en explotación

o Dimensionamiento de las labores de transporte

o Dimensionamiento de las labores de ventilación

o Diseños de perforación y voladura de las labores de preparación y explotación

Parámetros económicos

o Costo de operación

3.6 Referencias específicas de la investigación

El levantamiento actualizado de la topografía subterránea en el proyecto Melina es de mucha

importancia, ya que se tomará en cuenta para plantear el diseño en el presente estudio.

Los diseños de los diagramas de perforación y voladura para las distintas labores mineras tales

como: galerías horizontales, chimeneas, desbanques; contribuyen a la obtención de varios

resultados como pueden ser: rendimientos en avance, fragmentación, estado de los contornos

de las labores, sobre excavación.

3.7 Características relevantes del proyecto

Es relevante y de suma importancia la existencia de reservas explotables, para asegurar el inicio

de la fase de explotación minera de manera técnica, sustentable, rentable y amigable con el

medio ambiente. Esto garantiza el éxito del proyecto a nivel económico en beneficio no solo

de los inversionistas o de la empresa sino también de la comunidad.

24

3.8 Determinación o medición de variables y parámetros propuestos

3.8.1 Topografía

En el proyecto Melina la cota más alta en la superficie es de 1 120 m s.n.m, mientras que la

cota más baja es la del río Chirapi con 960 m s.n.m; la galería principal de acceso se ubica en

la cota 1057 msnm. Esto nos indica que la distancia vertical entre el nivel principal y la

superficie es de 63 m como se puede observar en la figura # 9 diseñada en el software Maptek

Vulcan.

Figura # 9: Perfil topográfico área de concesión minera Melina.


3.8.2 Parámetros geométricos

Forma: el cuerpo mineralizado Melina está considerado de forma tabular- vetiforme.

Longitud explorada: se evidencio una longitud aproximada de 35 metros.

Potencia: la potencia de la veta Melina varía entre 0.2 a 0.6 metros.

Profundidad explorada: El pique inclinado tiene una longitud de 150 metros, lo cual indica

que tiene una profundidad de 114 metros desde el nivel principal ubicado en la cota 1 057 m.

25

Dirección: La veta Melina sigue un rumbo N-S, con un buzamiento de 55° SE.

La información de la geometría del cuerpo mineralizado antes mencionada, fue formulada en

base al modelo geológico diseñado por el equipo de geología de J.M. Servicios profesionales

(figura # 10); este modelamiento fue realizado teniendo en cuenta las labores exploratorias y

también aquellas que fueron franqueadas en la pasada etapa de minería artesanal.

Figura # 10: Modelo 3D del cuerpo mineralizado “Melina” software Maptek Vulcan.


3.8.3 Parámetros físico-mecánicos

3.8.3.1 Peso específico

Para determinar el peso específico se han extraído tres muestras de la galería principal: una

muestra de roca encajante yacente, del lado pendiente y de la veta; y fueron analizadas en el

laboratorio profesional certificado de TerraHidro S.A. (Anexo 2).

Cada muestra fue cortada en 4 partes y se realizó un ensayo para cada fragmento con la

finalidad de calcular un valor promedio de peso específico representativo.

Los resultados obtenidos en los ensayos se exponen en la Tabla # 7.

26

Tabla # 7: Resultados de ensayos de muestras sometidas a peso específico.

Veta Estéril de Techo Estéril de Piso

Muestra

Peso

Específico(g/cm3) Muestra

Peso

Específico(g/cm3) Muestra

Peso

Específico(g/cm3)

Fragmento

1 2.552

Fragmento

1 2.714 Fragmento 1 2.674

Fragmento

2 2.585

Fragmento

2 2.724 Fragmento 2 2.679

Fragmento

3 2.636

Fragmento

3 2.71 Fragmento 3 2.303

Fragmento

4 2.563

Fragmento

4 2.718 Fragmento 4 2.681

Promedio 2.58 Promedio 2.72 Promedio 2.58

Promedio

en KN/m3 26

Promedio

en KN/m3 27

Promedio en

KN/m3 26

Fuente: Laboratorio de geología, geotecnia, hidrogeología y geofísica de Terrahidro S.A.

3.8.3.2 Resistencia de la roca

Para determinar la resistencia de la roca se aplicó el ensayo por martillo de Schmidt (figura #

11), teniendo en cuenta que se han tomado 3 muestras en la veta Melina; muestras en las cajas

estéril yacente y pendiente y en la veta.

Para la realización del ensayo, en primer lugar, se limpia la zona a ensayar, que debe estar libre

de fisuras o grietas, eliminando la pátina de roca meteorizada. A continuación se aplica el

martillo, presionando hasta que salta el muelle; el aparato debe colocarse perpendicular al plano

de ensayo. En función de la dureza o resistencia de la roca, el muelle sufre mayor o menor

rebote, valor que queda reflejado en una escala situada al costado del aparato. (González de

Vallejo, 2004, p.348)

27

Figura # 11: Ensayo de roca con esclerómetro o martillo de Schmidt.


En la roca estéril yacente se han tomado un total de 9 mediciones (Tabla # 8), de dichos datos

se procede a calcular un valor promedio de golpes de rebote del martillo. “Este valor se

relaciona mediante un ábaco directamente con la resistencia a la compresión simple, en función

de la densidad de la roca, de la inclinación del martillo y del plano ensayado” (González de

Vallejo, 2004, p.348).

Tabla # 8: Valores de rebote ensayo martillo de Schmidt muestra estéril de piso.

Número de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Promedio

Golpes de rebote 36 34 41 33 34 33 37 27 35 34


Tomando en cuenta que la posición del martillo es vertical hacia abajo, con una densidad de

caja yacente de 26 KN/m3 y con la ayuda del ábaco planteado por González de Vallejo (2004),

obtenemos como resultado una resistencia a la compresión de 65 MPa (figura # 12).

28

Para la roca estéril de la caja pendiente se obtuvo como resultado un valor aproximado de 90

MPa, mientras que para la muestra de veta la resistencia a la compresión resultante fue de 115

MPa (Anexo 3).

Figura # 12: Ábaco de correlación del ensayo del esclerómetro para determinar resistencia a la compresión,

aplicada a la roca de piso.

Fuente: González de Vallejo, L. (2004). Ingeniería Geológica.

Se procedió a calcular un valor promedio entre la resistencia de la caja yacente y pendiente

con el objetivo de alcanzar un resultado final representativo (Tabla # 9).

29

Tabla # 9: Resistencia final de la roca de caja y de la veta.

Roca estéril Veta

Lado yacente Lado pendiente

Resistencia( MPa) 65 90 115

Resistencia

final(MPa) 78 115


3.8.3.3 Coeficiente de resistencia

L.J. Barón propuso la siguiente fórmula para determinar el coeficiente de resistencia de la roca:

f =Rcp

300+ √

𝑅𝑐𝑝

30

Donde:

Rcp: Resistencia a la compresión simple en kg/cm2

Rcp de estéril: 78Mpa = 795.4 kg/cm2

f =795.4

300+ √

795.4

30

f =7.8

Rcp de veta: 115 Mpa = 1172.7 kg/cm2

f =795.4

300+ √

795.4

30

f =10.2

3.8.3.4 Ángulo de resistencia interna

Según M.M. Protodiakonov el ángulo de resistencia interna se determina por la siguiente

formula:

30

β =tan -1f

Dónde: f es el coeficiente de resistencia de la roca

f del estéril: 7.8

β = 82.7 °

f de la veta: 10.2

β = 84.4 °

3.8.3.5 Resistencia a la tracción

“Es la máxima fuerza de tensión por unidad de área que la muestra de roca soporta antes de la

ruptura, pero existe otro método para determinar el valor de la resistencia a la tracción de forma

indirecta.”(Chipantiza, 2019, p.45).

Broch & Franklin (como se menciona en Chipantiza, 2019) afirma que existe una relación entre la

resistencia a la compresión simple y el índice de carga puntual.

𝐑𝐜𝐩 = 24 ∗ Is

Brook (1993) (también citado en Chipantiza, 2019) relaciona el índice de carga puntual con

la resistencia a la tracción de la roca.

𝐑𝐭𝐫 = 1.5 ∗ Is

Por lo tanto si llevamos a cabo una relación entre los dos planteamientos llegaremos a la

siguiente conclusión:

Rcp

Rtr=

24*Is

1.5 ∗ Is

Rcp

Rtr= 16

31

Rtr= Rcp

16

Resistencia a la tracción de la roca estéril:

Rtr= 78

16=4.88 Mpa

Resistencia a la tracción veta:

Rtr= 115

16=7.19 MPa

3.8.3.6 Capacidad de absorción

Se denomina a la propiedad de las rocas de retener tal o cual cantidad de agua en dependencia

de sus propiedades y condiciones geológicas.

Para determinar la capacidad de absorción se procedieron a realizar ensayos pertinentes en el

laboratorio de geotecnia cómo se demuestra en el Anexo 2.

Los resultados obtenidos se muestran en la Tabla #10.

Tabla # 10: Resultados de los ensayos de absorción de la roca de caja y de la veta.

Veta Estéril de Techo Estéril de Piso

Muestra Absorción % Muestra Absorción % Muestra Absorción %

Fragmento 1 0.914 Fragmento 1 0.215 Fragmento 1 0.400




Promedio 0.95 Promedio 0.22 Promedio 1.87

Promedio roca estéril 1.04

Fuente: Laboratorio de geología, geotecnia, hidrogeología y geofísica de Terrahidro S.A.

32

3.8.3.7 Esponjamiento

Es el aumento de volumen que se produce en el material rocoso al fragmentarlo. Se

expresa mediante porcentaje de aumento sobre el volumen original en el macizo,

denominándose “factor de conversión volumétrica o FCV” a la relación entre el peso

volumétrico del material fragmentado y en el banco, expresándose en porcentaje:

FCV =Kg *m cúbico de material suelto

Kg *m cúbico de material en el macizo

Y luego: la expansión o coeficiente de esponjamiento, es igual a:

E =(1

FCV)

(Exsa, 2009, p.60).

El factor de conversión volumétrica también se lo puede obtener con la ayuda de cuadros que

no toman en cuenta el tamaño de los fragmentos, como se indica en la Tabla # 11.

Tabla # 11: Factor de conversión volumétrica de materiales.

Esponjamiento y factor de conversión volumétrica de materiales y rocas

Material Porcentaje de

expansión (%) Factor volumétrico

Arcilla 40 0.72

Arcilla y grava seca 40 0.72

Arcilla y grava húmeda 40 0.72

Carbón, veta, tobas y andesitas 35 0.74

Tierra común y marga 25 0.8

Tierra húmeda 25 0.8

Grava (6 a 51mm) seca 12 0.89

Grava (6 a 51mm) húmeda 12 0.89

Yeso solido 74 0.57

Mineral de hierro 33 0.75

Piedra caliza 67 0.6

Arena seca suelta 12 0.89

Arena húmeda compacta 12 0.89

Arenisca 54 0.65

Basaltos 65 0.61

33

Fuente: Exsa. (2009). Manual Práctico de Voladura.

E =(1

0.74)

𝐸 = 1.35

La toba andesítica correspondiente al material estéril del proyecto Melina tendrá un FCV de

0.61, por lo tanto el coeficiente de esponjamiento será de 1.6.

3.8.4 Ley

Se trata del contenido de mineral útil en relación a la unidad de tonelaje; estos valores de

concentración de la veta Melina fueron determinados en el estudio de pre factibilidad del

proyecto “La Melina” en el año 2016, registrando leyes que van desde los 8 gr/Ton hasta 26

gr/Ton.

En dicho estudio se tomaron 18 muestras en el cuerpo vetiforme Melina, por lo tanto se

procedió al calcular la ley media ponderada teniendo en cuenta su potencia en la zona de

muestreo, como se evidencia en la Tabla # 12.

Tabla # 12: Resultados del muestreo en rocas de la veta Melina sometidas a análisis químico.

ID_MUESTRA

TIPO DE

MUESTREO

POTENCIA

(m) Au(g/Ton) LEY*POTENCIA

ML-001 Veta 0.2 18.36 3.67

ML-002 Veta 0.3 15.45 4.64

ML-003 Veta 0.3 17.96 5.39

ML-004 Veta 0.3 9.378 2.81

ML-005 Veta 0.2 13.87 2.77

ML-006 Veta 0.15 14.16 2.12

ML-007 Veta 0.15 10.25 1.54

ML-008 Veta 0.2 25.11 5.02

ML-009 Veta 0.4 9.39 3.76

ML-010 Veta 0.25 12.53 3.13

ML-011 Veta 0.4 8.93 3.57

ML-012 Veta 0.2 12.03 2.41

ML-013 Veta 0.3 10.65 3.20

34

ML-014 Veta 0.2 16.24 3.25

ML-015 Veta 0.3 26.88 8.06

ML-016 Veta 0.2 13.23 2.65

ML-017 Veta 0.2 24.71 4.94

ML-018 Veta 0.2 11.62 2.32

Sumatoria 4.45 65.25

Ley promedio de

Au(g/Ton) 14.66

Fuente: Ureña, F. (2016).Informe de pre factibilidad del área minera “La Melina”.

𝐿𝑒𝑦𝑚𝑒𝑑𝑖𝑎 =Σ(Potencia ∗ Ley)

Σ Potencia

𝐿𝑒𝑦𝑚𝑒𝑑𝑖𝑎=65.25

4.45

𝐋𝐞𝐲𝐦𝐞𝐝𝐢𝐚 = 𝟏𝟒. 𝟔𝟔 𝐠𝐫

𝐓𝐨𝐧

3.9 Registro de información

Para el registro de la información recopilada en el proyecto integrador, fue necesario el uso de

herramientas como:

Cámara fotográfica: herramienta usada para elaborar un registro fotográfico del

proyecto Melina.

Excel: herramienta informática usada para procesar datos, creación de tablas, ejecución

de cálculos necesarios para el proyecto investigativo.

Word: herramienta informática para la elaboración del documento final.

35

3.10 Procesamiento de datos

El procesamiento de la información del diseño de explotación de la veta Melina se realizó en

los siguientes programas en versión demo:

AutoCAD: programa utilizado en el diseño 2D, diseño de mallas de perforación.

Maptek Vulcan: programa utilizado en el diseño digital de la explotación de la veta,

estimación de reservas explotables y modelamiento 3D.

Ventsim: software utilizado especialmente en ventilación.

3.11 Interpretación de resultados

La información de los resultados recopilados hasta el momento, que son de importancia para

llevar acabo el diseño final de explotación se resume de la siguiente manera:

Con respecto a la geometría del depósito Melina (Tabla # 13):

Tabla # 13: Geometría del yacimiento vetiforme Melina.

DATOS GEOMÉTRICOS VETA

MELINA

Característica Valor Unidad

Forma Tabular -------

Longitud 35 m

Potencia 0.2 - 0.6 m

Profundidad 63 m

Dirección N-S grados

Buzamiento 55-60 SE grados


Algunos de los parámetros físico-mecánicos fueron resultados de pruebas en laboratorio, otros

medidos en el campo, y datos de bibliografía especializada en geomecánica, estos constan en

la Tabla # 14:

36

Tabla # 14: Propiedades físico-mecánicas Veta Melina y Roca encajante.

PROPIEDADES FÍSICO-MECÁNICAS

Característica Valor Unidad

RMR(Calidad del macizo rocoso)

III Media

Peso específico(Veta) 2.58 g/cm 3

Peso específico Estéril (Techo) 2.72 g/cm 3

Peso específico Estéril (Piso) 2.58 g/cm 3

Resistencia a compresión Estéril(Rcp) 78 MPa

Resistencia a compresión Veta(Rcp) 115 MPa

Coeficiente de resistencia Estéril (f) 7.8 -------

Coeficiente de resistencia Veta(f) 10.2 ------

Angulo de resistencia interna Estéril (β) 82.7 grados

Angulo de resistencia interna Veta (β) 84.4 grados

Resistencia a la tracción Estéril (Rtr) 4.88 MPa

Resistencia a la tracción Veta (Rtr) 7.19 MPa

Capacidad de Absorción Estéril 0.95 %

Capacidad de Absorción Veta 1.04 %


3.12 Alternativas de solución al problema investigado

Para determinar el sistema de explotación más adecuado se empleará el procedimiento de

selección por análisis numérico planteado por Llanque et al. (1999). “El procedimiento

numérico de selección del método de explotación consiste en asignar a cada uno de éstos,

calificaciones individuales en función de las características y parámetros que presentan los

yacimientos” (Llanque, et al., 1999, p.35).

37

En la Tabla # 15 se colocan las puntuaciones que se le puede otorgar a cada uno de los métodos

mineros en función de la geometría del yacimiento y de la distribución espacial de

concentración mineral.

Tabla # 15: Puntaje por método según su aplicabilidad.

CLASIFICACIÓN VALOR

Preferido 3-4

Probable 1-2

Improbable 0

Desechado -49

Fuente: Llanque, et al. (1999). Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos.

Para que este proceso pueda llevarse a cabo se deben tomar en cuenta los parámetros del

yacimiento expuestos en la Tabla # 16:

Tabla # 16: Parámetros del yacimiento para la selección del sistema de explotación.

PARÁMETRO CARACTERÍSTICA UNIDADES

Geometría

Forma Tabular N/A

Ancho 0.20-0.6 Metros

Mineralización Distintas leyes que gradualmente

cambian N/A

Buzamiento 55-60 ° (Grados)

Mineral

UCS (R. Compr. Simple) 115 MPa

Profundidad 63 Metros

RQD 40-60 %

Espaciamiento Grande ff/m

Condición de estructuras Relleno de mayor resistencia que la

roca intacta N/A

Pared

Colgante

(Techo)


RQD 40-60 %


Condición de estructuras

Relleno de mayor resistencia que la

roca intacta N/A

Pared

Pendiente

(Piso)


RQD 40-60 %


Condición de estructuras Relleno de mayor resistencia que la

roca intacta N/A


38

Posteriormente, se realiza el análisis numérico partiendo de los datos mencionados en el cuadro

anterior (Anexo 4), el primer cuadro analiza la geometría y distribución de leyes, mientras que

los cuadros 2, 3 y 4 se enfocan en las propiedades geomecánicas del material mineralizado,

de la roca estéril de techo y de la roca de piso.

“Después de totalizar las puntuaciones, los métodos que presentan las mayores calificaciones

serán los que tendrían mayores posibilidades de aplicación y con los que se procederá a cubrir

la siguiente etapa de elección del sistema” (Llanque, et al., 1999, p.35).

39

Tabla # 17: Resumen de puntuaciones asignadas según el método de explotación.

PARÁMETROS Característica Hundimiento

por bloques

Cámaras

por subnivel

Hundimiento

por subniveles

Tajeo

largo

Cámaras

y Pilares

Cámara

almacén

Corte y

relleno

Entibación

con marcos

Forma del yacimiento Tabular 2 2 4 0 4 2 4 2

Potencia del mineral Estrecho -49 1 -49 4 4 1 4 4

Inclinación Inclinado 4 4 4 -49 0 4 4 3

Distribución de leyes Uniforme 4 3 4 4 3 3 3 3

Profundidad 63 m

SUBTOTAL 1 (S1) -39 10 -37 -41 11 10 15 12

Geomecánica

Zona del mineral

Resistencia de la roca Alta 1 4 3 0 4 4 2 1

Espaciamiento entre fracturas Grande 3 1 4 0 2 3 2 2

Resistencia de discontinuidades Media 3 2 2 3 2 2 3 3

SUBTOTAL 2 (S2) 7 7 9 3 8 9 7 6

Zona del techo



Resistencia de discontinuidades Media 2 2 2 2 2 2 3 3

SUBTOTAL 3 (S3) 6 7 6 5 8 6 7 7

Zona del piso



Resistencia de discontinuidades Grande 3 1 2 3 3 2 4 4

SUBTOTAL 4 (S4) 9 7 9 10 10 8 8 8

TOTAL (S1+S2+S3+S4) -17 31 -13 -23 37 33 37 33


40

Los sistemas de minado más adecuados de acuerdo a la Tabla # 17: son corte y relleno con un

total de 37 puntos, al igual que cámaras y pilares; en consecuencia los 2 sistemas serán las

alternativas propuestas para el diseño de explotación.

3.12.1 Corte y relleno

Estos sistemas son utilizados en yacimientos de potencia pequeña en los que es imposible

que el trabajador se encuentre dentro del frente con su maquinaria de trabajo. Se

caracterizan debido a que el mineral arrancado es trasegado hacia los buzones mientras que

la roca estéril arrancada queda en calidad de material de relleno. El arranque del material

mineralizado o de la roca estéril es selectivo, y pueden efectuarse con anterioridad o

posterioridad. Estos sistemas son utilizados con las siguientes condiciones, según

(Zaldumbide, 2014, p.92), y éstas son:

Potencia del yacimiento de 0.3 a 0.4 metros, de lo contario estos sistemas son

desventajosos,

Yacimientos con cualquier ángulo de buzamiento o caída,

Macizo mineralizado y roca estéril estables de lo contario podría producirse perdida

y dilución,

El mineral debe ser de riqueza tal para que todos los gastos efectuados en los

diferentes trabajos puedan ser recuperados,

La roca de las paredes no debe tener incrustaciones grandes de mineral ya que será

utilizada como material de relleno y estas reservas se perderán para siempre.

Dentro del sistema de explotación por Corte y Relleno (Cut and Fill), es importante elegir la

variante más adecuada que será aplicada en el diseño de minado, esta selección estará

condicionada por las características geológicas y minero-técnicas del yacimiento.

41

En la práctica este tipo de características son las que esencialmente entregan como

resultado uno u otro sistema que podrá ser utilizado para el trabajo en cierto yacimiento.

Los principales factores geológicos de estratificación son: ángulo de caída, potencia del

yacimiento, características físicas del macizo mineralizado y la roca estéril. Aparte de

estos existen otros factores tales como: tipo de fracturamiento del yacimiento, tipo de

contacto entre macizo mineral y la roca estéril, estas últimas características en ciertas

ocasiones influyen directamente en la no utilización del sistema elegido. (Zaldumbide,

2014, p.174)

Otros factores que influyen en la elección de la variante son por ejemplo: las características

hidrogeológicas, la profundidad a la que se encuentra el depósito y la situación de la superficie;

también son parámetros importantes a tomar en cuenta (Tabla # 17).

En base a la puntuación resultante del análisis, es evidente que la variante de relleno con la

misma roca encajante es más factible, esto debido a la potencia estrecha del yacimiento;

parámetro decisivo entre las 2 variantes planteadas.

42

Tabla # 18: Análisis de parámetros en la elección de la variante del sistema de explotación.

Fuente: Zaldumbide, M. (2014).Sistemas de Explotación Subterránea.

Características

Características

del yacimiento

Corte y relleno

Convencional

Corte y relleno con la

misma roca encajante

Ángulo de caída 50°-55° x X

Potencia del

yacimiento

30-60 cm

- (Es muy

angosto)

X

Características

físicas del macizo

mineralizado

Moderadamente

resistente a

resistente

x

x

Características

físicas del macizo

estéril

Moderadamente

resistente a

resistente

x

X

Tipo de

fracturamiento del

yacimiento

Bajo

x

X

Tipo de contacto

mineral-estéril

Intrusión

x

X

Características

hidrogeológicas

Alta

x

X

Profundidad del

yacimiento

50-60 m

x

X

Características de

la superficie sobre

el yacimiento

Zona

agrícola(Necesaria

su conservación)

x

X

Ley Media x X

Tendencia del

mineral a la

compactación

No

x

X

Tendencia al auto

incendio

No

x

X

Tendencia a la

oxidación

Si

x

X

TOTAL 13 14

43

CAPÍTULO IV

4. MARCO METODOLÓGICO

4.1 Tipo de estudio

La presente investigación será de tipo descriptiva porque debe ser estudiado el diseño de

explotación, básicamente a través de la medición de sus variables.

El proyecto integrador será realizado en base al estudio de campo debido a la necesidad del

investigador de recolectar información directamente en el área de estudio.

La investigación será de tipo analítica, ya que se analizará detalladamente tanto la información

recolectada como la generada en campo.

4.2 Universo y muestra

El universo de la presente investigación ha sido identificado como concesión “La Melina”.

La muestra será la veta denominada Melina, la cual será objeto del diseño de explotación.

4.3 Técnicas

La información que servirá para la presente investigación será la registrada en archivos

relacionados a geología, topografía, geotecnia; información bibliografía, plan de manejo

ambiental del área minera La Melina, informes técnicos del área, artículos científicos,

proyectos de investigación integradores.

Las principales técnicas aplicadas en el presente proyecto son:

Recopilación de la información en campo (figura # 13)

Muestreo del cuerpo mineralizado y escombreras.

Análisis de ensayos en laboratorio

44

Investigación bibliográfica

Procesamiento de la información con la versión demo de los programas Vulcan,

AutoCAD y Ventsim.

Figura # 13: Lectura de datos estructurales en galería Melina.


4.4 Planteamiento de la propuesta en base a resultados

En base a toda la información recopilada, analizada e investigada se plantea que el sistema de

explotación más adecuado para el aprovechamiento del cuerpo mineralizado Melina es Corte

y Relleno, con arranque del material mineralizado por una sola capa horizontal y relleno del

espacio explotado con la roca estéril (figura # 14).

El arranque por una sola se realiza con el relleno total o parcial del espacio explotado

en dependencia de la cantidad de roca estéril arrancada. La roca estéril que sobrepase

el volumen necesario será trasegada hacia la superficie. Se utiliza la fuerza de la

voladura o barrenos direccionales para formar una pila de material estéril por lo que

desaparece la necesidad de removerla de manera manual. El arranque en el campo

45

minero se ejecuta dividiendo a éste en frentes pequeños o frentes largos, las

dimensiones de los frentes de arranque están en función de los métodos de trasiego a

utilizarse. (Zaldumbide, 2014, p.92)

Figura # 14: Arranque por capas y relleno del espacio explotado con la roca estéril arrancada.

Fuente: Zaldumbide, M. (2014).Sistemas de Explotación Subterránea.

46

CAPÍTULO V

5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN

5.1 Reservas

Llamamos reservas a la cantidad de material mineralizado expresado en unidad de volumen o

de masa, que se encuentra concentrado en el depósito investigado.

Según Chipantiza (2019, p. 39) las reservas pueden ser de 3 tipos:

Reservas Probadas: son aquellas que están listas para la extracción, es decir, se conoce

la cantidad y calidad del mineral.

Reservas Probables: son aquellas en las cuales solo se ha medido en dos dimensiones,

mediante las labores de acceso.

Reservas Posibles: son prolongadas en función de la continuidad y lógica del

yacimiento.

Para estimar reservas de la veta Melina, se consideró la longitud del pique inclinado que corta

la veta 150 m en profundidad, el nivel principal 1057 que sigue la veta con una extensión de

65 m y una potencia media de 40 cm.

Con el software Maptek Vulcan se estimaron las reservas del cuerpo mineralizado mediante el

modelamiento de los sólidos, aplicando el método de los polígonos para calcular sus volúmenes

y por consiguiente obtener un tonelaje gracias al peso específico de la veta (Tabla # 19 y 20).

Tabla # 19: Reservas Probables de la Veta Melina.

Reservas Probables

Número de puntos 75

Triangulaciones 146

Reservas en volumen 2 615.23 m3

Peso específico veta 2.6 g/cm3

Reservas 6 799.6 Toneladas Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.

47

Tabla # 20: Reservas Posibles de la Veta Melina.

Reservas Posibles

Número de puntos 90

Triangulaciones 176

Reservas en volumen 4 222.735 m3

Peso específico veta 2.6 g/cm3

Reservas 10 979.11 Toneladas


Teniendo en cuenta que la veta Melina ha sido dimensionada en base a dos labores mineras, es

evidente que se no se dispone de reservas probadas pero si de probables y posibles como se

observa en la figura # 15.

Con una ley promedio de 14,66 g de oro por tonelada, las reservas probables concentran un

total de 99.682,13 gramos de Au, mientras que las reservas posibles serían 160.953,75 gramos

de Au.

Figura # 15: Estimación de reservas Veta Melina mediante Software Maptek Vulcan.


48

5.2 Parámetros técnicos

“Este método se denomina también Over Cut and Fill, además el minado de este sistema es en

forma de tajadas horizontales comenzando del fondo del tajo avanzando hacia arriba” (Llanque,

et al., 1999, p.150).

5.2.1 Altura de los niveles

Para determinar la altura entre los niveles, es importante considerar varios aspectos, como

sostenimiento del enmaderado de los buzones de trasiego dentro del material de relleno,

particularidad que limita su tiempo del uso. Llanque, et al (1999) planteo para el sistema de

explotación. “Las tajadas ascendentes rellenadas se ajustan a distancias entre niveles de 25 a

50 m, donde el mineral pobre se deja en forma de relleno” (p.150).

Por lo expuesto, se determina que la altura entre los niveles de explotación será de 30 m, medida

en sentido del buzamiento de la veta de 55°.

5.2.2 Dimensiones de los bloques

El bloque de explotación está definido por la altura entre niveles de 30 m, la distancia medida

desde la chimenea de ventilación y el pique inclinado es de 35 m, y la potencia promedio de la

veta valorizada es 0,40 m; no obstante en roca caja yaciente se franqueara 0.80 m con la

finalidad de realizar la explotación selectiva del mineral, y también obtener material estéril

para el relleno, en consecuencia el ancho del frente será de 1.2 m.

La veta Melina será explotada en cinco bloques con las dimensiones especificadas.

5.2.3 Volumen y tonelaje de los bloques de mineral

El volumen del bloque calcula de la siguiente manera:

Vb = Pm ∗ Lb ∗ Hb

49

Vb = 420mᶟ

Lb: Longitud del bloque=35 m

Hb: Altura del bloque= 30 m

Pm: potencia media de la veta=0.4 m

d: peso específico de la veta= 2.6 Ton / m3

El tonelaje del bloque será:

Tnb = Vb ∗ d

Tnb = 1092 Ton

5.2.4 Forma y dimensiones de las labores

5.2.4.1 Galerías de transporte

Las galerías de transporte están ubicadas en la parte inferior de cada bloque en explotación,

serán utilizadas para el acarreo del material mineralizado desde los buzones de trasiego

instalados en las chimeneas centrales, hasta los buzones que abastecen la salida de mineral en

el pique inclinado principal.

Para determinar la forma de la galería se analizó la presión rocosa que soporta la labor minera,

la utilidad o función de la misma, tiempo de vida y la fortificación que necesitará durante la

operación minera (Tabla # 21).

50

Tabla # 21: Análisis para selección de la forma de galería de transporte.

ELECCIÓN DE LA FORMA

DE LA GALERIA Rectangular Trapezoidal Abovedada Circular

Vida útil de

la galería

Vida corta *

Vida larga * *

Material de

fortificación

Madera * *

Metal * * *

Hormigón Armado * * * *

Pernos de Anclaje * * * *

Intensidad

de

presiones

Baja * *

Media *

Alta *

Función

Acceso * *

Preparación *

Extracción * * *

Exploración * *

Total 6 7 8 7

Nota: Valoración de * = 1

Fuente: López, C. (1997). Manual de Túneles y Obras Subterráneas.

Del análisis anterior se concluye que la forma más adecuada para la galería de transporte es

tipo abovedada. Por consiguiente se procede a dimensionar dicha galería teniendo en cuenta

los datos de la Tabla # 22 que representan los valores mínimos para el diseño de una galería,

sabiendo que el transporte será manual en vagones con neumáticos.

Tabla # 22: Valores mínimos para diseño de galería de transponte.


Ancho de la galería (2a)

2𝑎 = 𝑚 + 𝐵 + 𝑛

Datos para el diseño de galería abovedada

Ancho mínimo del vagón (B) 1 m

Distancia de seguridad mínima entre la pared de galería y vagón (n) 0.25 m

Anden para personal ( m) 0.75 m

Altura de la galería (h1) 2 m

51

2𝑎 = 0.75 𝑚 + 1 𝑚 + 0.25 𝑚

𝟐𝒂 = 𝟐 𝒎

Radio de la bóveda (r)

𝑟 =(𝑛 + 𝑚 + 𝐵)

2

𝑟 =(0.25 𝑚 + 0.75 𝑚 + 1 𝑚)

2

𝒓 = 𝟏𝒎

Altura de la galería (H)

𝐻 = ℎ1 + 𝑟

𝐻 = 1 𝑚 + 1 𝑚

𝑯 = 𝟐 𝒎

52

Figura # 16: Forma y dimensiones de las galerías de transporte.


Fortificación

La fortificación minera es una construcción artificial que tiene como objetivo brindar seguridad

al personal, garantizar el transporte, asegurar la estabilidad de las operaciones mineras y

soportar las cargas que afectan a cada una de las labores, ubicadas a distintas profundidades a

lo largo y ancho del yacimiento.

Según la Tabla # 21 para la fortificación de las galerías de transporte, se puede utilizar

hormigón armado, metal y pernos de anclaje; esto debido a la forma de las galerías, las

presiones y el tiempo de vida de las mismas que corresponde a toda la vida útil del proyecto.

Debido a la calidad de la roca mineralizada y estéril, según las determinaciones indicadas

anteriormente, no se necesita de ningún tipo de fortificación.

Secciones de las galerías de transporte

Sección Luz

Es aquella sección útil para la operación minera, considerando el contorno abovedado se

calcula de la siguiente manera:

Sluz = h1 ∗ 2a +r² ∗ π

2

Sluz = 1 ∗ 2 +1² ∗ 3.14

2

Sluz = 3.57 m²

Sección Voladura

Área de la galería que es consecuencia directa de la voladura.

53

Svol = 1.05 ∗ S luz

Svol = 1.05 ∗ 3.57m²

Svol = 3.75 m²

5.2.4.2 Chimeneas de ventilación

Acorde al sistema de explotación planteado, se franquea una chimenea en el borde norte de

cada bloque de explotación, dicha labor inclinada será empleada para ventilar los frentes y el

acceso del personal a los mismos. (Figura # 17).

Figura # 17: Chimenea central y de ventilación del bloque en explotación, método Corte y relleno.


Para determinar las dimensiones de las chimeneas se aplica el método empírico

checoslovaco.

La dimensión de las chimeneas de paso de mineral y ventilación se obtiene con las

siguientes fórmulas.

Dimensión del lado de la chimenea L:

54

L = 4.6√(d² ∗ K)

Sección rectangular de lado mayor W:

L = 4.6√(d² ∗ K)

Sección circular de diámetro D:

L = 5.2√(d² ∗ K)

Dónde.

o d = mayor dimensión del tamaño en el conducto

o k = una constante de un ábaco que para voladuras típicas de roca en minas

toma los siguientes valores:

k = 0.6 para un contenido de finos igual a 0%

k = 1 para un contenido de finos igual a 5%

k = 1.4 para un contendido de finos igual a 10%.

(Madrid, 2007, pág. 62)

Lado de la chimenea

Se consideran chimeneas de forma cuadrada, con una dimensión de materiales en conducto

de máximo 30 cm, y un porcentaje estimado de finos de 5%.

L = 4.6√(0.3² ∗ 1)

L = 1.4 m

55

En consecuencia, y considerando el ancho del frente de trabajo que es de 1,20 m, y el largo de

1,4 m, la sección de la chimenea es rectangular con altura de 30 m. El buzamiento de la veta

es de la chimenea, esto es 55° (figura # 18).

Figura # 18: Chimenea lateral de ventilación.


Fortificación de la chimenea de ventilación El material escogido para la fortificación de las chimeneas es la madera, basando en su tiempo

de uso, costos, que se corrobora en la Tabla # 21, la cual toma en cuenta la utilidad que se le

dará a estas excavaciones y presiones que afectan a las mismas. Sosa (1978) afirma:

Se puede deducir que sobre la magnitud de la presión de las rocas influye los siguientes

factores: profundidad a la que se encuentra la galería, tiempo de existencia de uno u

otro denudamiento; forma, dimensiones y tipo de galería; construcción de las

56

fortificaciones, ángulo de buzamiento y carácter de las rocas, influencia de los trabajos

de arranque, sistemas de explotación y otros factores. (p. 6)

Suponiendo que cada capa de roca se caracteriza por sus parámetros: peso volumétrico,

coeficiente de resistencia f y la profundidad H. Sosa (1978) plantea:

La fortificación juega el papel de pared de apoyo y la magnitud de la presión que se

ejerce sobre ellas es igual:

Q = d ∗ H²

2𝑡𝑎𝑛²

90 − β

2

Dónde:

d =Peso volumétrico de las rocas.

H= profundidad (se considera la longitud del bloque más profundo, ya que este será

sometido a la mayor presión).

β = Ángulo de resistencia interna de la roca. (p.18)

Q = 2.65 ∗ 165²

2tan²

90 − 82.7

2

Q = 146,8 T/m

Esto quiere decir que a la profundidad de 165 metros desde la superficie, la presión rocosa será

de 146 T por cada metro de roca, por lo tanto se puede afirmar que la presión de las rocas

independientemente de sus propiedades, aumenta con la profundidad de las excavaciones; es

decir la presión sobre los sostenimientos se eleva constantemente (figura # 19).

57

Figura # 19: Esquema para el cálculo de presión de las rocas de acuerdo a la hipótesis de M.M Protodiakonov.

Fuente: Sosa, G. (1978). Tecnología del franqueo y mantenimiento de galerías.

Se deben analizar las propiedades mecánicas del tipo de madera a utilizarse, debido a que dicho

material debe ser lo suficientemente resistente para resistir las presiones que someterán a las

chimeneas de ventilación, además el ambiente minero juega un papel fundamental en la

preservación de la madera a lo largo del tiempo. Según Chipantiza (2019):

Cuando el aire es limpio, seco y frío la madera se conserva mejor que en condiciones de

humedad y calor. Para prevenir la pudrición de la madera es necesario impregnarla con

antisépticos, bajo la acción de los cuales las albúminas e hidratos de carbono de la madera

se coagulan y forman compuestos químicos que convierten la madera en veneno para los

hongos y bacterias. (p. 67)

Recalde (2015) agrupa los distintos tipos de maderas en función de la resistencia y la densidad de

las mismas como se observa en la tabla # 23.

Tabla # 23: Esfuerzos admisibles de maderas en Ecuador.

GRUPO FLEXION

Kg/cm2

TRACCION

PARALELA

Kg/cm2

COMPRESION

Kg/cm2

COMPRESION

TRANSVERSAL

Kg/cm2

CORTE

PARALELO

Kg/cm2

A 670 145 290 80 30

B 479 105 220 56 24

C 319 75 80 24 16

58

Fuente: Recalde, F. (2015).Diseño de elementos estructurales utilizando madera laminada.

La categoría C corresponde a un grupo de maderas de resistencia media a baja, también

conocidas como maderas suaves, mismas que son fáciles de trabajar, de baja duración y poco

durables. A esta agrupación pertenece el Pino, madera que ha sido escogida para el

sostenimiento de las chimeneas de ventilación.

Por consiguiente se procede al cálculo de las especificaciones de la fortificación.

Momento de flexión máxima (Mmax)

L = 5

16∗ Q ∗ a ∗ 1000 ∗ 100

L = 5

16∗ 146.8 Ton ∗ 0.7 m ∗ 1000 ∗ 100

L = 3 211 250 kg ∗ cm

Momento de resistencia máxima (W)

W = M max

M ∗ Rflex

Donde M: es un coeficiente de seguridad que varía entre 0.7 a 0.8 unidimensional.

𝐖 = 3 211 250

0.7 ∗ 795

W = 5 770.4 cm3

Diámetro de los Cumbreros (Dc)

Dc = 2.167 √W3

Dc = 2.167 √5570.43

Dc = 38.86 cm

59

Diámetro de los postes (Dp)

𝐃𝐩 = √Q ∗ Lp ∗ 1000 ∗ 100

M ∗ Rcomp

3

Lp = Longitud de los postes en metros =1.4 m

Dp = √146.8 Ton ∗ 1.4 m ∗ 1000 ∗ 100

0.7 ∗ 590kg/ cm²

3

Dc = 36.8 cm

Espesor del encostillado (C)

C = K ∗ Le ∗ √d ∗ a

M ∗ f ∗ Rflex

2

Donde:

K: coeficiente que considera la sección del encostillado y varia de 0.87 a 1.3 (0.87 para

sección rectangular y 1.3 contorno redondo).

Le: longitud del encostillado en cm.

(f): coeficiente de resistencia de la roca= 7.8

C = 0.87 ∗ 100 cm ∗ √2.65 kg/cm² ∗ 70cm

0.7 ∗ 7.8 ∗ 795 kg/cm²

2

C = 18cm

60

Secciones de la chimenea

Sección luz

Sl = L ∗ L

Sl = 1.4 𝑚 ∗ 1.2𝑚

Sl = 1.68m²

Sección optima

Sección ocupada por las fortificaciones (m2).

Sop = (L + 2C) ∗ (2Dc + 1.2m)

Sop = (1.4m + 2 ∗ 0.18m) ∗ (2 ∗ 0.38m + 1.2m)

Sop = 1.76m ∗ 1.96m

Sop = 3.44m²

Sección resultante de la voladura (m2)

Svol = (1.05) ∗ Sop

Svol = (1.05) ∗ 3.44 m²

Svol = 3.6 m²

En conclusión, la profundidad a la que se encuentran cada chimenea influye directamente en

la estabilidad de las paredes debido a que las cargas aumentan a medida que se profundizan los

trabajos, de modo que es inevitable que el diseño de fortificación se vea modificado

constantemente mientras se desciende a través de los niveles de explotación. En la figura # 20

se puede observar el diseño de fortificación para la chimenea de ventilación.

.

61

Figura # 20: Esquema de fortificación de la chimenea de ventilación nivel 1032, Bloque 1.


5.2.4.3 Chimenea central de trasiego

Esta labor inclinada será empleada exclusivamente para el trasiego del mineral arrancado de

los bloques de explotación, la misma estará ubicada en el centro de cada bloque, tendrá las

mismas dimensiones que la chimenea de ventilación como se observa en la figura # 21.

62

Figura # 21: Chimenea central de trasiego.


Fortificación

Para determinar la fortificación más adecuada se usarán los resultados obtenidos en los

cálculos de las chimeneas de ventilación, considerando que la función principal del

enmaderado es contener el relleno de roca estéril (Figura # 22) proveniente de la explotación

de bloque.

Figura # 22: Fortificación chimenea central de trasiego.


5.2.4.4 Franja de corte del bloque de explotación

La primera franja de explotación se ubica sobre el umbral que protege a cada uno de los niveles

de transporte, esta excavación permite iniciar la fase de explotación mediante los bloques de

corte y relleno en ascenso. (Figura #23).

63

La altura de la capa arrancada como también la altura entre el relleno y el mineral es de 1.8-2

metros rara vez de 3 metros. (Zaldumbide, 2014, p.84)

En consecuencia la primera franja tiene una elevación de 1.8 m en vertical, esto considerando

también la profundidad que alcanza el barreno en perforación inclinada y una holgura de 1.2

m correspondiente al ancho de veta más el estéril destinado a relleno.

Ancho de la franja (a)

𝑎 = 𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑡é𝑟𝑖𝑙 + 𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑣𝑒𝑡𝑎

𝑎 = 0.8 𝑚 + 0.4 𝑚

𝒂 = 𝟏. 𝟐 𝒎

Longitud del costado de la franja (Lc)

Lc =h

Sen ∝

Lc =1.8 m

Sen 55°

Lc = 2.2 m

Fortificación

Esta excavación no será fortificada a causa de que el estéril volado será utilizado como relleno

in situ, por lo tanto servirá de sostenimiento y también como mesa de trabajo para los trabajos

de perforación.

Sección de la franja de corte

Sección Luz

Sl = a ∗ h

64

Sl = 1.2m ∗ 1.8 m

Sl = 2.16 m²

Sección Voladura

Svol = 1.05 ∗ Sl

Svol = 1.05 ∗ 2.16 m²

Svol = 2.3 m²

Figura # 23: Franja de corte del bloque de explotación.


5.2.5 Ritmo de producción

La empresa Melina Chango Santa Bárbara S.A estableció un ritmo de extracción mineral de 20

Ton/ día, correspondiente a la veta Melina; considerando que dicha producción se logrará

teniendo al menos 2 bloques en explotación trabajando simultáneamente. Por lo tanto para

65

cumplir la meta extractiva estimada se toma las reservas minerales probables medidas en 6

800 Toneladas.

Para determinar el tiempo de vida útil se emplea la siguiente expresión:

Tv =R

Pd

Donde:

R: Reservas probables del cuerpo mineralizado Melina = 6800Ton

Pd: Producción diaria establecida = 20 Ton/día

Tv =6800 Ton

20Tondia

Tv = 340 días

Tv ≈ 11 meses

Además es importante mencionar que según la legislación de la República del Ecuador, la

producción propuesta se mantiene dentro del rango de pequeña minería.

5.2.6 Cantidad de material estéril a extraer

Para la medición de la cantidad de material que será desalojado de los frentes de explotación

se considera una altura de la franja de 1.8 m, el largo total del corte equivalente a 36 m y una

potencia de roca de caja más veta valorizada en 1.2 m; debido a que este proceso de minado es

estrictamente selectivo en la extracción, debe ser calculado este volumen para establecer

relación con el de veta.

Volumen del bloque

Vb = Lb + Sl

66

Donde:

Vb: Volumen total del bloque (m3)

Lb : Longitud del bloque (m 3) = 35 m

S luz: Sección luz (m2) = 1.62 m2

Vb = 35m ∗ 2.16m²

Vb = 75.6m³

Volumen de la franja de mineral a extraer

𝑉𝑚𝑖𝑛 = 0.4 𝑚 ∗ 1.8 𝑚 ∗ 35 𝑚

𝑉𝑚𝑖𝑛 = 0.4 𝑚 ∗ 1.8 𝑚 ∗ 35 𝑚

𝑉𝑚𝑖𝑛 = 25.2 𝑚3

Este valor evidencia que el volumen de mineral representa el 33.3% del total extraído de

frente de minado, por otro lado el estéril representa el 66.6%.

Volumen de la franja de estéril

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 0.66 ∗ 𝑉𝑏

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 0.66 ∗ 75.6 𝑚3

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 50.4𝑚3

Volumen de la franja de estéril esponjado

Posterior al proceso de voladura la roca sufre una variación de su volumen, aumenta con

respecto al valor que tenía cuando se encontraba confinado en el macizo rocoso.

67

Sabiendo esto, es necesario calcular el nuevo volumen del estéril en base al coeficiente de

esponjamiento (Tabla # 11) E= 1.35.

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 𝐸 ∗ 50.4 𝑚3

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 1.35 ∗ 50.4𝑚3

𝑉𝑒𝑠𝑡 = 68 𝑚3

Según Chipantiza (2019):

Dependiendo de la potencia del yacimiento existen 3 casos de ubicación de la roca estéril:

La roca estéril completamente rellena el espacio arrancado;

La roca estéril arrancada no es suficiente para rellenar el espacio explotado;

El material estéril arrancado es demasiado para rellenar el espacio explotado.(p. 82)

Se debe determinar primero si el estéril esponjado rellena eficientemente el espacio explotado.

𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 𝑉𝑏 − 𝑉𝑐ℎ𝑖

Donde:

V rell: Volumen a rellenar sin considerar la chimenea central (m3)

V chi: Volumen optimo que ocupa la chimenea central por cada 1.8 m de avance (m3)

𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 75.6𝑚3 − (3.44 𝑚2 ∗ 1.8 𝑚)

𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 75.6 𝑚3 − 6.1 𝑚3

𝑽𝒓𝒆𝒍𝒍 = 𝟔𝟗. 𝟓 𝒎𝟑

Claramente se evidencia que la cantidad de material estéril faenado durante las operaciones,

es suficiente para rellenar el espacio explotado.

68

5.2.7 Operaciones Mineras

5.2.7.1 Proceso de preparación de los bloques de explotación

Las operaciones en la mina se inician con la preparación de los bloques de explotación de la

veta Melina; partiendo del pique inclinado principal que corta la veta en sentido de su

buzamiento, se franquea las galerías de transporte cada 30 metros en dirección del cuerpo

mineralizado. Esta galería será excavada hasta alcanzar la longitud de 35 m, en este punto

empezará el franqueo de chimeneas con una altura de 30 m (figura # 24).

Figura # 24: Esquema de los bloques de explotación veta Melina.


Ya delimitado cada uno de los bloques, se procede a la construcción de una chimenea central

distinta a la diseñada para el proceso de ventilación, pero antes es necesario definir la altura

del umbral de seguridad.

69

El ancho de los umbrales que se ubican sobre y bajo las galerías de preparación se toman

en función de la potencia del yacimiento; ángulo de caída y estabilidad del macizo

mineralizado y roca estéril, y varia de 2 a 4 metros. (Zaldumbide, 2014, p.84)

La altura del umbral será de 2 m, medidos desde el techo de la galería de transporte; por

consiguiente la chimenea dispondrá de esta misma altura.

Desde el acceso principal inclinado se franquea una franja de corte que atraviesa

horizontalmente todo el bloque de explotación, 2 metros por encima de cada una de las galerías

de transporte; esta apertura será la base para iniciar la faena de la siguiente franja como se

muestra en la figura # 25.

Figura # 25: Esquema de franja de corte de bloque de explotación.


70

Una vez extraída esta franja se procederá con las siguientes, manteniendo un procedimiento

similar que consiste en arrancar la roca de una franja, rellenar con dicho material el espacio

dejado y usarlo como plataforma de apoyo para el minado de la siguiente franja. Este proceso

se repetirá hasta llegar a los últimos 2 metros que no serán arrancados para dejar otro umbral

de seguridad que corresponde al techo del bloque y sirve de piso para el nivel superior.

El mineral arrancado en cada jornada será trasegado por la chimenea central, misma que será

fortificada con madera en simultáneo con el avance ascendente de los trabajos, con el objetivo

de contener el relleno; mientras que la chimenea lateral será empleada para ventilación (figura

# 26).

El proceso de arranque por perforación y voladura será de la siguiente manera: primero se

extrae el estéril, obteniendo material de relleno y dejando la veta colgada en la caja pendiente

con el objetivo de reducir las pérdidas por dilución al máximo; posteriormente se arranca la

franja mineralizada en una voladura o arranque manual (Figura #27), una vez realizado este

proceso para dar apertura a la cara libre, el arranque de todo el nivel se llevara a cabo con

desbanques horizontales o verticales; este método es eficaz puesto que es un proceso

estrictamente selectivo y sabiendo que la veta es más dura que la roca estéril.

71

Figura # 26: Esquema final de los bloques de explotación 1.


72

Figura # 27: Esquema final de los bloques de explotación 2.


73

5.2.7.2 Perforación y voladura

5.2.7.2.1 Galería de transporte

Las voladuras en túneles y galerías se caracterizan por tener una cara libre, que es el frente de

trabajo o ataque. El principio de ejecución se basa en crear una cara o cavidad libre con los

barrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. El

esquema de perforación para el franqueo de la galería de transporte está conformado por

secciones que serán detonadas en secuencia iniciando desde el centro hasta los extremos de la

galería (figura # 28).

Figura # 28: Esquema de secciones de perforación para una galería minera.

Fuente: López, Pernia, Ortiz, López. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas.

Los datos necesarios para llevar a cabo el cálculo de perforación de la galería de transporte

constan en la Tabla # 24.

74

Tabla # 24: Datos para el diseño de perforación

Fuente: López et al. (2003). Manual de Perforación y Voladura de rocas.

Avance por voladura

El avance está limitado por el diámetro del barreno de expansión y la desviación de los

barrenos cargados. Siempre que esta última se mantenga por debajo del 2% los avances

medios (X) pueden llegar al 90% de la profundidad de los barrenos (L). (López et al,

2003, p.254)

𝑋 = 0.90 ∗ 𝐿

Donde:

X: Avance por cada voladura

L: Profundidad de los barrenos = 1.8 m

𝑋 = 0.9 ∗ 1.8 𝑚

𝑿 = 𝟏. 𝟔𝟐 𝒎

DATOS

Ancho del túnel 2m

Altura de los hastiales 1 m

Flecha del arco de coronación 1 m

Diámetro del barreno de cuele (D2) 38 mm

Diámetro de perforación (D1) 38 mm

Ángulo de barrenos de contorno ( γ ) 3°

Desviación angular (α) 1%

Error de emboquille ( é ) 2%

Avance efectivo 95%

Potencia relativa en peso del explosivo 1.18

Constante de la roca 0.4

Longitud de barreno 1.8 m

Emboquille en contornos y zapateras 5%

75

Cuele y contracuele

Se ha considerado un cuele de barreno central vacío para el diseño de perforación, tomando en

cuenta los siguientes factores: la eficacia de este método sobre los cueles quemados y una total

independencia de las dimensiones de las galerías a ser franqueadas.

El cuele a emplearse es el de cuatro secciones, debido a su facilidad de diseño y ejecución; es

así que el esquema general del cuele con barreno central conformado por 4 secciones se

demuestra en figura # 29.

Figura #29: Esquema de cuele de cuatro secciones.

Fuente: López et al. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas.

Primera sección

La distancia entre el barreno central vacío y los barrenos de la primera sección, conocida

también como piedra, según López et al (2003) se determina por la siguiente expresión:

𝐵1 = 1.5 ∗ 𝐷2

(p.254).

Donde:

B1= B: Piedra; m

D2: Diámetro del barreno del cuele o de expansión = 102 mm = 5 barrenos de alivio

𝐵1 = 1.5 ∗ (0.102𝑚)

𝐵1 = 0.15 𝑚

76

𝐵 = 0.15 𝑚

Concentración lineal de carga (q1)

“Se calcula a partir de la siguiente expresión:

𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −𝐷2

2) ∗ (

𝐶

0.4 ) ∗ (

1

PRP ) ∗ (

𝐵1

𝐷2)

𝟏.𝟓

Donde:

q1: Concentración lineal de carga (kg/m)

D1: Diámetro de perforación (m)

D2: Diámetro de barreno central (m)

B1: Dimensión de la piedra (m)

c : Constante de la roca

PRP: Potencia relativa en peso del explosivo”

(López et al, 2003, p.255).

𝒒𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m

2) ∗ (

0.4

0.4 ) ∗ (

1

1.18 ) ∗ (

0.15𝑚

0.102m)

𝟏.𝟓

𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

𝒎

Espaciamiento

Considerado como la distancia entre columnas de barrenos, según López et al (2003) se

determina por la siguiente formula:

𝐴ℎ1 = √2 ∗ (B1)

Donde:

Ah 1= Espaciamiento (m)

77

B1 = Dimensión de la piedra (m) =0.15 m

𝐴ℎ1 = √2 ∗ 0.15 𝑚

𝐴ℎ1 = 0.2 𝑚

Retacado

Las longitudes de los retacados se estiman con:

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

Cantidad de sustancia explosiva por barreno

Ya determinado el valor del retacado y sabiendo que la distancia del barreno es de 1.8 m,

realizamos la respectiva diferencia, obteniendo así un valor de 1.42 m correspondiente a la

longitud del barreno que será llenado de sustancia explosiva; por lo tanto en base a este criterio

se puede deducir la carga explosiva específica por cada barreno de la primera sección con el

siguiente cálculo:

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈

Segunda sección

Piedra

Determinamos el error de perforación:

𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é

Donde:

Ep: Error de perforación (m)

α = Desviación angular (m/m) = 0.01 m/m

78

é = Error de emboquille (m) = 0.02 m

L= Longitud de los barrenos (m) = 1.8 m

𝐸𝑝 = 0.01𝑚

𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02𝑚

𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎

Y en base a lo calculado anteriormente se determina la piedra con la siguiente ecuación:

𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(B1 − Ep) ∗ 𝑞1 ∗ PRP

𝐷1 ∗ c

Donde:

B2 = ecuación general de la piedra a partir de la segunda sección equivalente a la siguiente

expresión:

𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.15 m − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18

0.038 m ∗ 0.4

𝑩𝟐 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

Espaciamiento

𝐴ℎ2 = √2 ∗ (𝐵2 + 𝐴ℎ1

2)

𝐴ℎ2 = √2 ∗ (0.17 𝑚 + 0.2 𝑚

2)

𝑨𝒉𝟐 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎


𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1

79

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈

Tercera sección

Piedra

𝐁₃ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(𝐵2 + 0.15 m/2 − Ep) ∗ q1 ∗ PRP

D1 ∗ c

𝐁₃ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.17 m + 0.15 m/2 − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18

0.038 m ∗ 0.4

𝑩𝟑 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

Espaciamiento

𝐴ℎ3 = √2 ∗ (B₃ + 𝐴ℎ2

2)

𝐴ℎ3 = √2 ∗ (0.23 m +0.038 𝑚

2)

𝑨𝒉𝟑 = 𝟎. 𝟔 𝒎


𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔

𝑚

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈

Zapateras

Piedra Teórica

La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos se calcula básicamente así:

80

𝐁 = 0.9 ∗ √𝑞1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

Donde:

f: Factor de fijación de que toma en cuenta el efecto gravitacional, generalmente toma valor

de 1,45.

S/B: Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se suele toma igual a 1.

c”: Constante de roca corregida.

c” = c + 0.05 para B >1.4m

c” = c+0.07 / B < 1.4 m

𝑐" = 0.4 + 0.05

𝑐" = 0.45

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟕 𝒎

Número de barrenos

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

Donde:

AT: Ancho del túnel (m) = 2m

L: Longitud del barreno (m) = 1.8 m

γ : Ángulo de los barrenos de contorno (°) = 3°

𝐍𝐁 = 2 +2m + 2( 1.8m) ∗ Sen 3°

0.7 m

𝑵𝑩 = 𝟓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

81

Piedra práctica

La piedra práctica Bz se determina a partir de:

𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝

𝐵𝑧 = 0.7𝑚 − 1.8𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛(3°) − 0.038𝑚

𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟔 𝒎

Longitud de carga de fondo

𝑰𝒇 = 𝟏. 𝟐𝟓 ∗ 𝑩𝒛

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.6 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟕𝟓 𝒎

Longitud de carga de columna

𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8𝑚 − 0.75𝑚 − 10 ∗ (0.038𝑚)

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟔𝟕 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038𝑚

𝑇 = 0.38 𝑚

Espaciamiento

𝑺𝒛 = 𝑨𝑻/𝑵𝑩

𝑆𝑧 = 2 𝑚

5

𝑆𝑧 = 0.4 𝑚

Concentración de carga lineal de fondo y de columna

Concentración lineal de fondo

La concentración de carga lineal de fondo será igual a la del cuele y contracuele:

82

𝑞1 = 𝑞𝑓

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

𝒎

Concentración lineal de columna

La concentración de carga lineal de columna será igual al 70% de la carga lineal de fondo:

𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.7 ∗ (0.31 𝑘𝑔

𝑚)

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟐𝟏 𝒌𝒈

𝒎

Cantidad de sustancia explosiva por barreno de zapateras

Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo

𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓

𝑄𝑓 = 0.31 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.75 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒌𝒈

Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna

𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐

𝑄𝑐 = 0.21 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.67 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈

Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:

𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐

𝑄𝑏 = 0.23 𝑘𝑔 + 0.14𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟕 𝒌𝒈

83

Destroza

“El método para calcular el esquema de los barrenos de destroza es similar al empleado para

los de zapatera, aplicando únicamente unos valores distintos del factor de fijación y relación

espaciamiento/piedra” (López et al, 2003, p.258).

Piedra Teórica

La piedra de los barrenos de destroza, teniendo en cuenta la Tabla # 25 se calcula así:

Tabla # 25: Datos para el diseño del diagrama de destroza.

Dirección de salida de los barrenos Factor de fijación Relación S/B

Hacia arriba y horizontalmente 1.45 1.25

Hacia abajo 1.20 1.25

Fuente: López et al. (2003). Manual de Perforación y Voladura de rocas.

𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎

Número de barrenos

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

𝐍𝐁 = 2 +2m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°

0.6 m

𝑵𝑩 = 𝟐. 𝟓 ≈ 𝟑 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

Piedra práctica


𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚

84

𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎


𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎


𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎


Concentración lineal de fondo:

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

𝒎


𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔

𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈

𝒎

Cantidad de sustancia explosiva por barreno de destroza

Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:


85

𝑄𝑓 = 0.31 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.16 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

Barrenos de contorno

Espaciamiento

Se determina a partir de:

𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1

Donde:

K: Constante de voladura de contorno y varía entre 15 y 16

𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚

𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎

Número de barrenos de contorno

Para determina el número de barrenos, primero se debe determinar el perímetro del contorno

superior y el perímetro de los hastiales.

𝑵𝑩 =𝑷

𝑺𝒄

P: Perímetro del contorno en metros.

86

𝑃 = 2 𝜋 𝑟

2+ 2ℎ

Donde:

r : Radio del contorno circular de la bóveda (m) = 1 m

h: Altura de los hastiales (m) = 1 m

𝑃 = 2 𝜋 1𝑚

2+ 2(1 𝑚)

𝑷 = 𝟓. 𝟏 𝒎

𝑁𝐵 =5.1 𝑚

0.6 𝑚

𝑵𝑩 = 𝟖. 𝟓 ≈ 𝟗 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔



La concentración lineal de fondo se determina en función del diámetro de perforación:

𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12

𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈

𝒎


𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔

𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈

𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

87

Longitud de carga de fondo y columna

Estos valores será iguales a los calculados en los barrenos de destroza

𝐼𝑓 = 0.57 𝑚

𝐼𝑐 = 0.85 𝑚

Cantidad de sustancia explosiva por barreno de contorno



𝑄𝑓 = 0.13 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.07 𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈

88

Figura #30: Malla de perforación galerías de transporte.


89

Los datos indispensables para determinar la cantidad de sustancia explosiva a utilizarse se

resumen en la Tabla # 26 presentada a continuación:

Tabla # 26: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la galería de transporte por

cada voladura.

DATOS

Masa de 1 cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Me 0.094 kg

Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0.106 kg

Longitud de cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Le 17.78 cm

Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm

Longitud del retacado Tb 38 cm

Numero de taladros de alivio Nta 5 -

Numero de taladros de zapatera Ntz 5 -

Numero de taladros de cuele y contracuele Ntcu 12 -

Numero de taladros de contorno Ntc 9 -

Numero de taladros de destroza Ntd 3 -

Numero de taladros de desagüe Nde 1

Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los

Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.

90

Tabla # 27: Cantidad de sustancia explosiva para galería de transporte por avance.

Aliv

io

Cu

ele y

con

tracuele

Destro

za

Zap

atera

Co

nto

rno

Arran

qu

e de v

eta

Desag

üe

S.E. por barreno(kg) 0 0.44 0.31 0.37 0.13 0.41 0.13

Carga de fondo por barreno(kg) 0 0.22 0.17 0.23 0.07 0.094 0.07

Masa de Emulnor (kg) 0 0.094 0.094 0.094 0.09

4

0.094 0.094

# de cartuchos Emulnor por

barreno

0

2

2

2.5

1

1

1

Carga de columna por barreno(kg) 0 0.22 0.14 0.14 0.06 0.318 0.06

Masa del cartucho de Anfo (kg) 0 0.106 0.106 0.106 0.10

6

0.106 0.106

# de cartuchos Anfo por barreno 0 2 2 1 1 3 1

# de barrenos por avance 1 12 3 5 9 4 1

# cartuchos de Emulnor por

avance

0 24 6 12.5 9 4 1

# cartuchos de Anfo por avance 0 24 6 5 9 12 1

Sustancia explosiva total (kg) 0 5.28 0.93 1.85 1.17 1.64 0.07

Sustancia explosiva total por

avance (kg)

10.9



5.2.7.2.2 Franja de corte del bloque de explotación

Los parámetros calculados para el diseño de la malla de perforación para la franja de corte se

detallan en el Anexo 5.

91

Figura # 31: Malla de perforación franja de corte.


Tabla # 28: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la franja de corte por cada

voladura.

DATOS






Numero de taladros de zapatera Ntz 4 -





92

Tabla # 29: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para la franja de corte del bloque por avance.

Destro

za

Zap

atera

Co

nto

rno

S.E. por barreno(kg) 0.31 0.37 0.13

Carga de fondo por barreno(kg) 0.17 0.23 0.07

Masa de Emulnor (kg) 0.094 0.094 0.094

# de cartuchos Emulnor por barreno 2 2.5 1

Carga de columna por barreno(kg) 0.14 0.14 0.06

Masa del cartucho de Anfo (kg) 0.106 0.106 0.106

# de cartuchos Anfo por barreno 2 1 1

# de barrenos por avance 6 4 9

# cartuchos de Emulnor por avance 12 8 9

# cartuchos de Anfo por avance 12 4 9

Sustancia explosiva total (kg) 1.86 1.48 1.17

Sustancia explosiva total por avance (kg) 4.51



5.2.7.2.3 Chimeneas

Los cálculos de los parámetros para el diseño de la malla de perforación para las chimeneas

se detallan en el anexo 6.

93

Figura # 32: Malla de perforación chimeneas de ventilación y de trasiego en veta Melina.


Tabla # 30: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo de las chimeneas

de ventilación y trasiego en la veta Melina por cada voladura.

DATOS






Numero de taladros de alivio Nta 5 -

Numero de taladros de cuele y contracuele Ntcu 8 -





94

Tabla # 31: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo de la chimenea por avance.

Aliv

io

Cu

ele y

con

tracuele

Destro

za

Co

nto

rno

S.E. por barreno(kg) 0 0.44 0.31 0.13

Carga de fondo por barreno(kg) 0 0.22 0.17 0.07

Masa de Emulnor (kg) 0 0.094 0.094 0.094

# de cartuchos Emulnor por barreno 0 3 2 1

Carga de columna por barreno(kg) 0 0.22 0.14 0.06

Masa del cartucho de Anfo (kg) 0 0.106 0.106 0.106

# de cartuchos Anfo por barreno 0 2 2 1

# de barrenos por avance 1 8 4 8

# cartuchos de Emulnor por avance 0 24 8 8

# cartuchos de Anfo por avance 0 16 8 8

Sustancia explosiva total (kg) 0 3.52 1.24 1.04




5.2.7.2.4 Bloque en explotación

De la veta Melina, la empresa titular ha establecido que se deben extraer diariamente 20

toneladas de mineral; para lograr esto, primero debe ser arrancado el bloque de estéril a través

de una malla de perforación adecuada y posteriormente el desbanque del bloque mineral.

El bloque de estéril que se arrancará contiene una altura de 1.8 m, ancho de 0.5 m y una longitud

de 5 m (Figura # 32).

95

Los cálculos para el diseño de la malla de perforación se detallan en el anexo 7.

Figura # 33 Malla de perforación bloque de estéril en fase de explotación.


Tabla # 32: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo del bloque de

estéril durante la fase de explotación de la veta Melina por cada voladura.

DATOS










96

Tabla # 33: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo del bloque de estéril en fase de

explotación.

Destro

za

Co

nto

rno

S.E. por barreno(kg) 0.31 0.13

Carga de fondo por barreno(kg) 0.17 0.07

Masa de Emulnor (kg) 0.094 0.094

# de cartuchos Emulnor por barreno 2 1

Carga de columna por barreno(kg) 0.14 0.06

Masa del cartucho de Anfo (kg) 0.106 0.106

# de cartuchos Anfo por barreno 2 1

# de barrenos por avance 10 18

# cartuchos de Emulnor por avance 20 18

# cartuchos de Anfo por avance 20 18

Sustancia explosiva total (kg) 3.1 2.34




5.2.7.3 Carguío y transporte

El sistema consiste en el transporte de mineral volado desde los buzones centrales de los

bloques en explotación, utilizando vagones ¾ o de 1 tonelada de capacidad; hasta los buzones

que abastecen el winche de izaje instalado en el pique principal.

97

Posteriormente el material elevado en la jaula es llevado al nivel principal 1057 y por

consiguiente es movido a través de la línea principal cruzando la bocamina y finalmente

depositado en el stock pile, donde se almacenará hasta ser transportado a la planta de beneficio.

Para medir la eficiencia del carguío se toma como referencia el rendimiento del winche de

izaje, debido a que este será el eje principal de transporte en toda la operación subterránea del

proyecto.

Rendimiento del winche de izaje

𝐑𝐰 =Q ∗ F ∗ fcv ∗ E

𝑇𝑐60 +

2𝐷Vm ∗ 1000

Donde:

Q: Capacidad del valde (m) =1.5 m3

Tc: Tiempo de ciclo (min) =5 min

D: Distancia de desalojo máxima (m)= 150m

Vm: velocidad media del winche (km/h) =15km/h

Fcv: factor de conversión de la roca= 0.61

F: Factor de carga (entre 0.6 a 1.0)= 0.8

E: Factor de eficiencia: 90%

Rw =1.5 ∗ 0.8 ∗ 0.61 ∗ 0.9

560 +

2 ∗ 150𝑚15km/h ∗ 1000

𝑅𝑤 = 6.4𝑚3

ℎ

𝑹𝑾 = 𝟏𝟔. 𝟔 𝑻𝒐𝒏/𝒉

En consecuencia, es evidente que el sistema de carguío y transporte planteado es eficiente para

cumplir con la meta productiva del proyecto en relación al cuerpo mineralizado Melina.

98

5.2.7.4 Diseño de ventilación minera

Estimación de Requerimiento de Aire

En función del personal

La normativa de ventilación exige que por cada trabajador en una mina subterránea exista 3

metros cúbicos por minutos de flujo de aire (Tabla # 34), además se debe considerar un factor

de seguridad con la finalidad de ampliar el rango de efectividad del proceso de ventilación, así

asegurando la integridad del personal interior mina.

Tabla # 34: Cantidad de aire necesario en función del número de personas en mina.

Personal en fase de explotación

N° de personas por turno 30

Caudal en m3 /min 3

Caudal total m3 /min 90

Caudal total m3 / s 1.5

Considerando un factor de seguridad (20%) del caudal total en m3 / s

Factor de seguridad (20%) 0.3 m3 / s

Caudal total m3 / s + f. seguridad 1.8

Caudal total ft3 /min

3814


La cantidad de aire tomando en cuenta las pérdidas según (Chipantiza Mayorga, 2019) se

calcula con la siguiente expresión:

𝐐𝐩 = 𝑄𝑎 ∗ (1 +P ∗ L

100)

Donde:

Qp: Cantidad de aire con pérdidas (m3/min)

Qa: Cantidad de aire necesario en función del número de personas (m3/min) =90 m3/min

P: Porcentaje de pérdidas: (5-10%)

99

L: Distancia de ventilación = 150 m

Qp = 90 𝑚ᶟ/𝑚𝑖𝑛 ∗ (1 +0.05 ∗ 150m

100)

𝑄𝑃 = 96.75 𝑚3/𝑚𝑖𝑛

𝑸𝑷 = 𝟏. 𝟔𝟏 𝒎𝟑/𝒔

Depresión del ventilador (H)

H = (6.5 ∗ α ∗ L ∗ Qp²

Ɵ⁵)

Donde:

α : Coeficiente de resistencia de las paredes de la manga de ventilación (0.00015 a 0.0002)

Ɵ : Diámetro de la manga de ventilación (m) = 0.5 m

H = (6.5 ∗ 0.00015 ∗ 150 ∗ 1.61²

(0.3 𝑚)⁵)

𝑯 = 𝟏𝟓𝟔 𝒌𝒈/𝒎𝟐

Potencia del motor del ventilador (Kv)

Procedemos a calcular la potencia necesaria con el objetivo de escoger la unidad de ventilación

adecuada en función de sus características:

Kv = (1.05 ∗ Qp ∗ H

102 ∗ E)

Donde:

E: Factor de eficiencia de ventilación= 90%

Kv = (1.05 ∗ 1.61 ∗ 156

102 ∗ 0.9)

Kv =2.9 Kw

Kv = 3.9 Hp

En conclusión se debe adquirir unidades de ventilación de 5 Hp, distribuidos de tal manera

que permitan el constante flujo de aire limpio a través de toda la operación minera, además es

100

importante que los extractores aseguren el desalojo de aire viciado de los frentes de trabajo

(figura # 33).

Figura #34: Diseño de ventilación de la veta Melina simulado en el software Ventsim 3.9.1.


5.2.8 Requerimientos mineros para la explotación

5.2.8.1 Personal requerido

Durante la fase de explotación, se contará con el siguiente personal:

Tabla # 35: Personal necesario en operaciones subterráneas.

Proceso Cargo Tipo de personal

Exploración 1 Geólogo junior Calificado

Explotación

2 Ingenieros de minas Calificado

2 Mecánicos/soldadores Capacitado

4 Perforistas Capacitado

20 Ayudantes/ obreros No calificado

Servicios y Administración

1 Administrador Calificado

1 Contador Calificado

1 Secretaria Calificado

1 Ing. Ambiental/Ing. Seguridad Calificado

1 Enfermera/ Paramédico Calificado

Total 34

101


5.2.8.2 Maquinaria y equipos

La maquinaria, equipos, materiales o insumos requeridos para las actividades a realizar en las

diferentes actividades de ejecución del proyecto se detallan así:

Tabla # 36: Materiales y/o equipos.

Maquinaria Especificaciones Cantidad Uso/Proceso

Compresor de aire

comprimido 180 HP 2

Perforación y

Ventilación

Generador 250 Kw 2 Servicios

Soldadoras Eléctrica 1 Servicios

Equipos Oxicorte (Gas + Oxigeno) 1 Servicios

Martillos Neumáticos +

Pie de avance YT 27 4

Perforación

Pulmón de aire - 2 Perforación

Retro excavadora Cat 320 1 Servicios

Winche 30 Hp 1 Carguío y

Transporte

Torno 25 hp 1 Servicios

Locomotora 18 ton 2 Carguío y

Transporte

Ventiladores 5 HP 2 Ventilación

Bombas Neumáticas y

Eléctricas 5

Servicios

(Drenaje)

Computadoras Portátiles 3 Administración

Máquina de Sondaje Tipo Fluimec 1 Exploración

Vagones De 0.75 - 1 Ton 15 Carguío y

Transporte


5.2.8.3 Materiales o insumos requeridos por procesos

5.2.8.3.1 Materiales e insumos para perforación y voladura

Tabla # 37: Materiales e insumos para perforación y voladura.

Materiales Especificaciones Unidad Cantidad Almacenamiento

Explogel III Dinamita caja 50 Polvorín

Emulnor 1 1/8" X 8" Emulsión caja 30 Polvorín

102

Anfo Nitrato de Amonio

+ Fuel Sacos 200 Polvorín

Mecha Lenta Sistema de

Iniciación

Metros 10000 Polvorín

Detonador N°8 Sistema de

Iniciación

Unid 4000 Polvorín

Conector Cabeza

Roja

Sistema de

Iniciación

Unid 4000 Polvorín

Faneles (Distintos

Números)

Sistema de

Iniciación Unid 500 Polvorín

Cordón detonante Sistema de

Iniciación

Metros 1000 Polvorín

Brocas tungsteno Perforación Cajas 50 Bodega

Barrenos 1.20 m Perforación Unid 100 Bodega



Manguera reforzada

de 1plg para aire

Perforación Rollo 10 Bodega


5.2.8.3.2 Materiales e insumos para carguío y transporte

Tabla # 38: Materiales e insumos para carguío y transporte.


Palas Para carguío manual Unid 50 Bodega

Cabos 3/4" - 1"-1 1/4" rollo 3 Bodega

Durmientes Para rieles Unid 100 Bodega

Chumacera Para Poleas Unid 5 Bodega

Rulimanes Varios tipos Unid 30 Bodega

Grasa omega 065 Engrasado Galón 15 Sitio de

Combustibles

Cable acerado 1/4 Para Izaje Metros 300 Bodega

Rieles 22 Kilos x 6 m

15 Kilos X 6 m Unid 60 Bodega

Plancha naval 8mm 5/16 X 5 X8 Plancha 3 Bodega


103

5.2.9.3.3 Materiales e insumos de servicios y mantenimiento

Tabla # 39: Materiales e insumos para servicios y mantenimiento.


Insumos eléctricos Varios -Breaker,

Cable, etc Unid 200 Bodega

Insumos ferretería

Acoples, T,

cortadores, Pernos,

etc

Unid 500 Bodega

Insumos de

Limpieza

Cloro, Papel, etc Unid 100 Bodega

Insumos de Oficina Hojas, esferos, etc. Unid 150 Bodega

Herramientas Alicate, flexo metro,

llave francesa, etc. Unid 60 Bodega

Insumos

Maquinaria

Filtros, Llantas, etc. Unid 50 Bodega

EPP Cascos, linternas

guantes, etc.

Unid 200 Bodega


5.2.8.3.4 Materiales e insumos útiles para ventilación y drenaje

Tabla # 40: Materiales e insumos para ventilación y drenaje.


Mangas de Lona 12" - 20" Metro 500 Bodega

Anemómetros Medición de Flujo Unid 1 Bodega

Aspas ventilador Cambios Unid 5 Bodega

Manguera 1"-2" Rollo 10 Bodega


5.2.9 Planificación

Para llevar a cabo el proceso de planificación de las operaciones mineras es importante

considerar los factores que se describen posteriormente:

Tiempo de limpieza de los frentes volados (T1)

𝑻𝟏 = 𝟏 𝒉

104

Tiempo de perforación (Tp)

Según los apuntes de clase de la materia de diseño y planificación de minas de la carrera de

ingeniería de minas de la Universidad Central del Ecuador, el tiempo de perforación durante la

faena minera en los bloques de explotación se determina por la siguiente expresión:

Tp =Ʃt0

60+

Lb ∗ Np ∗ 100

np ∗ Vp ∗ 60

Donde:

Lb: Longitud del barreno = 1.8m

Np: Número de perforaciones = 10 en desbanque de mineral y 22 en estéril

n p: Numero de martillos neumáticos = 1

Vp: Velocidad de perforación = 0.45 m/min o 45 cm/min

to: tiempo de cambio de un barreno a otro = 1 min

Tp =47 ∗ 1

60+

1.8 ∗ 47 ∗ 100

1 ∗ 45 ∗ 60

Tp =3.91 h

Tiempo de carguío de sustancia explosiva (Tcse)

Tcse =1 h

Tiempo de entibado (Te)

Te =Lb ∗ E

Pe ∗ nc ∗ Nm

105

Donde:

Pe: Numero de enmaderadores = 2 personas

nc: Numero de cuadros por metro= 1

Nm: número de metros enmaderados= 1

Te =1.8m ∗ 0.9

2 ∗ 1 ∗ 1

Te= 0.81 h

Tiempo de instalación de servicios (Ts)

Ts= 0.5 h

Tiempo de ventilación (Tv) después de la voladura

En base al sistema de ventilación planteado en el presente proyecto se estima que los frentes

se ventilen en un periodo máximo de una hora.

Tv = 1 h

Tabla # 41: Planificación del turno de trabajo en mina.

Cronograma de actividades diarias en mina

Actividades Duración 7-9 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-14 14-15

Limpieza del frente 1

Servicios y

preparación

0.5

106

Perforación 3.91

Carguío y disparo 1

Entibado 0.81

Ventilación 1


5.3 Parámetros económicos-financieros

5.3.1 Inversión

Para la adquisición de tierras, apertura de vías, y la infraestructura en general de la mina se ha

dispuesto una inversión de 1 500,000 $.

Tabla # 42: Inversión para la Explotación de la Veta Melina.

EQUIPOS CANTIDAD COSTO

MÁQUINA

INVERSIÓN

Compresor 2 $ 10,000.00 $ 20,000.00

Generador 2 $ 20,000.00 $ 40,000.00

Soldadoras 1 $ 3,500.00 $ 3,500.00

Equipos Oxicorte 1 $ 3,000.00 $ 3,000.00

Martillos Neumáticos +

Pie de avance

4 $ 10,000.00 $ 40,000.00

Pulmón de aire 2 $ 20,000.00 $ 40,000.00

Retro excavadora 1 $ 50,000.00 $ 50,000.00

Winche 1 $ 5,000.00 $ 5,000.00

Torno 1 $ 33,000.00 $ 33,000.00

Locomotora 2 $ 65,000.00 $ 130,000.00

Ventiladores 2 $ 2,300.00 $ 4,600.00

Bombas 5 $ 800.00 $ 4,000.00

Máquina de Sondaje 1 $ 50,000.00 $ 50,000.00

Vagones 15 $ 1,300.00 $ 19,500.00

107

Computadoras 3 $ 1,200.00 $ 3,600.00

TOTAL $ 446,200.00


5.3.2 Ingresos

Los ingresos principales se los obtendrá de la venta de oro como producto final de la

explotación.

𝐼 = 𝐿 ∗ 𝑇 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅

Donde:

L: ley media del mineral; 14,66 g Au/TM

T: Toneladas a procesar; 600 T/mes

p: Precio del oro; 38 $/g

R: Porcentaje de recuperación: 95%

𝐼 = 14,66 𝑔

𝑇∗ 600

𝑇

𝑚𝑒𝑠∗ 38

$

𝑔∗ 0,95

𝐼 = 317 535,60 $

5.3.3 Costos (Egresos)

Los costos de explotación abarcan todos los costos que se generan en cada una de las

actividades de producción hasta la venta del producto final.

Estos costos se los expresa en dólares por tonelada de material mineralizado a procesar ($ /Ton)

Tabla # 43: Costos unitarios de actividades de producción.

ACTIVIDAD UNIDAD COSTO UNITARIO

108

Perforación y Voladura $/Ton 11

Carguío + Transporte $/Ton 8,50

Fortificación $/Ton 6

Servicios (Ventilación,

Desagüe, Mantenimiento)

$/Ton 13

Administración-Mano de

obra

$/Ton 52

Transporte a planta $/Ton 83,33

Alquiler Planta $/Ton 53

TOTAL 226,83

Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental

de la concesión Minera “Melina”, código 401429.

EGRESOS TOTALES

𝐸 = (𝐶𝑝𝑒𝑟 + 𝐶𝑐𝑎𝑟 + 𝐶𝑓𝑜𝑟 + 𝐶𝑠𝑒𝑟 + 𝐶𝑎𝑑𝑚 + 𝐶𝑡𝑟𝑎 + 𝐶𝑝𝑙𝑎) ∗ 𝑇

Donde:

Cper : Costo unitario de perforación y voladura

Ccarr: Costo unitario de carguío y transporte

Cfor : Costo unitario de fortificación

Cser: Costo unitario de Servicios (Ventilación, Desagüe, Mantenimiento, otros)

Cadmr: Costo unitario de administración-Mano de obra

Ctrar: Costo unitario de transporte a planta

Cpla: Costo unitario de alquiler de planta.

T: Ritmo de extracción al mes.

𝐸 = (11 + 8,50 + 6 + 13 + 52 + 83,33 + 53)$/𝑇 ∗ 600 𝑇

109

𝐸 = 226,83$

𝑇∗ 600 𝑇

𝑬 = 𝟏𝟑𝟔 𝟎𝟗𝟖 $

Factor de recuperación del capital

𝑀 = 𝑆𝑜 ⟦𝑖 ∗ (1 + 𝑖)𝑛

(1 + 𝑖)𝑛 − 1⟧

Donde:

M: Capital de dinero en el año de inicio, conocido como año “Cero”; $

So : Serie actualizada del año; $

n: Número de años; adimensional

i: interés anual; 10 %

𝑀 = 446 200 ⟦0,1 ∗ (1 + 0,1)1

(1 + 0,1)1 − 1⟧

𝑀 = 490 820 $

Al considerar la amortización como un rubro que se debe recuperar de la extracción de mineral

efectuada, a esta se la considera como un costo fijo del proyecto.

La inversión anteriormente realizada para la apertura del socavón, franqueo de chimeneas,

apertura de vías, campamento e instalaciones; está alrededor de los US$ 1 053.800,00,

dándonos una inversión total de US$ 1 500.000,00.

5.3.4 Índices Financieros

Datos:

Ritmo de extracción mes (T mes): 600 TM/mes

110

Ley media (L): 14,66 gr Au/TM

Costo Fijo (CF): 708 500 $/año o 59 041,67 $/mes

Costo Unitario (CU): 226,83 $/TM

Porcentaje de Recuperación (R): 95 %

Inversión del proyecto minero (Inv.): $ 1 500.000,00

Precio del Oro actualizado: 38 $/gr Au

INDICES DE RIESGO (U=0)

𝐼 = 𝐸

𝑇 ∗ 𝐿 ∗ 𝑅 ∗ 𝑝 = 𝐶𝐹 + (𝐶𝑢 ∗ 𝑇)

Punto de Equilibrio

𝑇 = 𝐶𝐹

𝐿 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅 − 𝐶𝑢

𝑇 = 1 500.000 $

14,66𝑔𝑇 ∗ 38

$𝑔 ∗ 0,95 − 226,83

$𝑇

𝑇 = 4 960,38 𝑇𝑜𝑛

Ley crítica

𝐿 = 𝐶𝐹 + 𝐶𝑢 ∗ 𝑇

𝑇 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅

𝐿 = 1 500.000 $ + 226,83

$𝑇𝑀 ∗ 6 800 𝑇𝑀

6 800 𝑇𝑀 ∗ 38 $

𝑔𝑟 𝐴𝑢 ∗ 0.95

𝐿 = 12,32 𝑔𝑟 𝐴𝑢

𝑇𝑀

En relación con la ley media representa un 84,04 % de riesgo.

111

Precio Crítico

𝑃 = 𝐶𝐹 + 𝐶𝑢 ∗ 𝑇

𝑇 ∗ 𝐿 ∗ 𝑅

𝑃 = 1 500.000 + 226,83

$𝑇𝑀 ∗ 6.800 𝑇𝑀

6.800 𝑇𝑀 ∗ 14,66 𝑔𝑟 𝐴𝑢

𝑇𝑀 ∗ 0,95

𝑃 = 32,13 $

𝑔𝑟 𝐴𝑢

En relación con la ley media representa un 84,52 % de riesgo.

RENTABILIDAD

UTILIDAD BRUTA MENSUAL

UB = I-E

𝑈𝐵 = 317.535,60 $

𝑚𝑒𝑠− 136.098

$

𝑚𝑒𝑠

𝑈𝐵 = 181.437,60 $

𝑚𝑒𝑠

UTILIDAD BRUTA ANUAL

𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 𝑈𝐵 (𝑚𝑒𝑛𝑠𝑢𝑎𝑙) ∗ 12

𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 181.437,60 $

𝑚𝑒𝑠∗ 12

𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 2 177.179,20 $

𝑎ñ𝑜

Utilidad bruta menos Imposiciones

Tabla # 44: Utilidad después de imposiciones.

112

Utilidad Bruta $ 2 177.179,20

Imposiciones

Trabajadores 10 % UB $ 217 717,92

Comunidad 5 % UB $ 108 858,96

IR 25 % UB $ 544 294,80

Total Imposiciones 870 871,68

Utilidad después de imposiciones (UB – imposiciones) 1 306.307,52


Utilidad bruta menos Imposiciones e Impuestos

Según el artículo 408 de la Constitución de la República del Ecuador, “El Estado participará

en los beneficios del aprovechamiento de estos recursos, en un monto que no será inferior a

los de la empresa que los explota.”.

Tabla # 45: Utilidad después de imposiciones, menos impuestos.

Utilidad Bruta- Imposiciones $ 1 306.307,52

Impuestos

Patentes de conservación 2%(RBU)*Ha $ 5 689,36

Regalías 3% Ventas $ 114 312,81

Comunidad 5% UB $ 108 858,96

IR 25 % UB $ 544 294,80

Otros impuestos (IVA, aduana, etc) $ 156 756,90

Total Impuestos 929 912,83

Utilidad después de imposiciones (UB – Imposiciones-Impuestos) 376 394,69


Las utilidades se reparten para dos (la empresa y el estado).

Dando un valor de 188.197,35 $

113

La ganancia que tendrá el estado por partes iguales, equivale a los impuestos más la utilidad

repartida entre la empresa y el Estado.

Utilidad neta= Impuestos+ Utilidad (entre la empresa y Estado)

Utilidad neta= 929 912,83 $ + 188.197,35 $

Utilidad neta= 1 118.110,18 $/año

RENTABILIDAD

𝑅 =𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑒𝑡𝑎 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

𝐼𝑛𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑜𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙∗ 100 %

𝑅 =1 118.110,18

1 500.000∗ 100 %

𝑅 = 0,7454 ∗ 100% = 74,54 %

5.4 Parámetros sociales

El proyecto Melina tiene como área de influencia directa a la parroquia de Pacto e

indirectamente influye en los poblados de Gualea, Gualeacruz y Santa Elena.

Esta parroquia a su vez organizada en recintos, cuenta con una directiva o con un comité pro

mejoras, cuya finalidad es promover el desarrollo del poblado. Las actividades que

normalmente realizan los comités, son gestiones para la consecución de obras de

infraestructura, trámites de legalización de barrios y organización de festividades, y eventos

barriales (figura # 34). Algunas de las organizaciones del sector económico-productivo

existentes en Pacto son:

Queseras del Río, producción de queso.

Asociaciones de ganaderos

Coordinadora de panela, producción de panela y azúcar integral que exportan a Italia.

114

Asociación de palmicultora, dedicada al cultivo y comercialización de la palma.

Figura #35: Parroquia de Pacto.


5.5 Parámetros ambientales

5.5.1 Climatología

El clima en Pacto es de tipo tropical, de modo que en la mayoría de los meses del año en Pacto

se presentan precipitaciones importantes. Además de varias estaciones secas muy cortas.

El mes más seco es Agosto, debido a que alcanza hasta los 48 mm de precipitación; mientras

que en contraste Marzo llega a los 376 mm media, mes que cuenta con las mayores

precipitaciones del año.

En Pacto, la temperatura media anual es de 19.6 ° C y la precipitación es de 2412 mm al año.

La precipitación varía 328 mm entre el mes más seco y el mes más húmedo. Las temperaturas

medias varían durante el año en un 0.9 °C.

Con un promedio de 20.1 ° C, Abril es el mes más cálido; el mes más frío del año es Noviembre

con una media de 19.2 °C.

115

5.5.2 Flora y fauna

En los sectores de Mashpi y Saguangal se han desarrollado inventarios botánicos preliminares

que han identificado varias especies de suma importancia. Dentro de la reserva Mashpi se han

registrado 14 especies de plantas consideradas endémicas, de estas el “caimito o mamey de

monte” (Pouteria capacifolia; Sapotaceae), tiene la categoría de “Peligro Crítico” de extinción

según las listas rojas de la Unión Internacional para la Conservación de la Naturaleza (UICN).

Figura #36: Flora del área de concesión Melina.



Con respecto a la fauna existen pocos inventarios zoológicos, en su mayoría estudios

preliminares desarrollados en distintos sectores de la parroquia, que se complementan con

información novedosa y datos anecdóticos. En base a estos se han identificado varias especies

consideradas importantes, por ser raras, endémicas y/o amenazadas de extinción (figura # 36).

116

Figura #37: Especie endémica originaria de la reserva nacional Mashpi.



5.5.3 Recurso Hídrico

La parroquia Pacto es parte de la subcuenca del Río Guayllabamba que a su vez es parte de la

cuenca del Río Esmeraldas, su territorio se encuentra regado por 7 microcuencas y un sistema

de Drenajes Menores dirigido al río Pachijal (D.M. R. Pachijal)

Los sistemas hídricos más representativos son los de los ríos Mashpi, Chirapi, Pachijal y

Guaycuyacu, cuyas nacientes deben ser declaradas y manejadas como zonas de conservación,

al igual que las cabeceras de los Ríos Huambupe, y Chalpi (figura # 37).

Las zonas en mejor estado de conservación están al oeste de la parroquia, específicamente en

las nacientes del río Mashpi, parte media baja de la sub cuenca río Pachijal, y alrededores de

San Francisco de Pachijal. En esta zona existe el Bosque Protector Mashpi y algunas otras

reservas privadas, sin embargo los pobladores identifican la necesidad de extender las zonas

de conservación hacia todas las microcuencas hídricas de la parroquia.

117

Figura #38: Río Chirapi, cercano a la concesión Melina.



CAPÍTULO VI

6. IMPACTOS DEL PROYECTO

6.1 Identificación de impactos técnicos, económicos, sociales y ambientales

6.1.1 Impactos Técnicos

Aquellos que son producidos directamente por la actividad minera como se muestra en la Tabla

# 46.

Tabla # 46: Identificación de impactos técnicos durante la operación minera.

Parámetros técnicos

Actividades mineras

Lim

pie

za

Tra

nsp

ort

e y

carg

uío

Per

fora

ción

Tra

nsp

ort

e a

pla

nta

Vola

dura

Ven

tila

ción

Des

agüe

Estabilidad de labores mineras x x x

118

Estado de los equipos y maquinaria x x x x x

Seguridad ocupacional x x x x x x

Cantidad de materiales e insumos

disponibles

x x x

Estado de las vías del proyecto x x x

Estado del personal y mano de obra x x x x x x



6.1.2 Impactos económicos

Los impactos económicos se mencionan a continuación:

Generación de plazas de empleo directo en indirecto, teniendo como involucrados

principales a los habitantes de Pacto y las comunidades cercanas.

Las empresas involucradas se verán beneficiadas económicamente gracias al ingreso

por la explotación técnica de la veta Melina y la venta del mineral.

La explotación de la veta por parte de las empresas mineras, colocará a la parroquia

Pacto como eje de desarrollo económico de la zona, con proyección muy positiva

orientada a la reactivación del comercio, debido a la necesidad constante de materiales

de ferretería, insumos, alimentos, etc.

En Pacto la matriz productiva se verá modificada gracias al ingreso de la actividad

minera legal técnica propuesta en el presente proyecto.

6.1.3 Impactos sociales

Se conoce como impactos sociales a aquellos que influyen en la forma de vida de la comunidad

que habita en la zona de influencia.

119

Salud, la empresa construirá un pequeño centro de salud que ofrecerá atención gratuita

al personal de la empresa y a la comunidad.

Educación, se dará apoyo al sistema educativo de la comunidad, realizando

mantenimiento en la infraestructura de las instituciones educativas de la zona de

influencia.

En un trabajo coordinado con la comunidad y sus representantes se planificará obras

que beneficiaran a todos, obras como mantenimiento vial, canchas, mantenimiento de

parques, etc.

Se realizará talleres, capacitaciones, acercamientos con la comunidad, se apoyará a

nivel cultural a la misma.

6.1.4 Impactos ambientales

En la Tabla # 47 se describen los impactos que genera el proyecto Melina.

Tabla # 47: Caracterización de los impactos ambientales en el Proyecto.

Impacto Nivel de impacto Observación

Cambio en el relieve

Medio

Cambio en la topografía superficial

debido a la adecuación de

infraestructuras como campamento,

oficinas, piscinas de saneamiento, vías,

etc.

Generación de Polvo

Bajo El polvo levantado por las volquetas

cuando transportan el mineral o lastre,

pero son pocos viajes al día

Visual

Bajo

El impacto es bajo porque el proyecto es

subterráneo.

120

Agua

Alto

Se necesita un flujo constante de agua

para uso industrial interior mina y para

consumo personal, por lo tanto es

importante la construcción de piscinas

de saneamiento para tratar el agua

contaminada con sulfuros.

Fauna endémica

Media

La actividad minera puede afectar

directamente a la fauna que habitan en

la zona de influencia.

Flora

Media

Desbroce de vegetación en algunas

zonas para escombrera, piscinas, entre

otros.



6.2 Valoración de los impactos

Los impactos se valorizan mediante la tabla # 48, misma que nos señala los indicadores de

impactos que se aplicaran en la tabla # 49:

Tabla # 48: Tabla de parámetros de valoración de variables.

VALORACION DE VARIABLES

Intensidad (i) Extensión (e) Duración (d) Reversibilidad(r) Riesgo (g)

Alta

3

Regional

3

Permanentes

3

Irrecuperable

3

Alto

3

Moderada

2

Local

2

Temporal

2

Poco recuperable

2

Medio

2

Baja

1

Puntual

1

Periódica

1

Recuperable

1

Bajo

1


Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay

121

Tabla # 49: Tabla de valoración de variables.

Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce

Enríquez, provincia de Azuay.

FACTORES

ÍTEM Indicador de

alteración

| FASES DE OPERACIÓN

Limpieza y

carguío

Transporte Perforación Voladura Ventilación Desagüe

VARIA BLE i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g

FÍSICO Ruido 2 2 1 1 1 2 2 1 1 1 3 2 1 1 1 3 2 1 1 2 2 1 1 1 3 1 1 1 1 1

Polvo 1 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 2 3 2 1 1 2

Gases 2 2 1 1 1 3 2 1 1 3

Calidad 1 1 1 1 1 2 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 3

Caudales 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 3

Modificación del

relieve

2 2 3 2 2

Uso del suelo 2 1 2 1 2 1 1 2 1 2

Calidad 2 1 2 1 2 1 1 2 1 2

BIÓTICO

Pérdida de la

sobrecarga

2 2 2 1 1

Diversidad 1 3 2 1 1

Pérdida de hábitat 1 3 2 1 1

Salida de especies 1 2 2 1 1 1 3 2 1 1 1 2 2 1 1 1 2 2 1 1 1 2 2 1 1

SOCIO-

CULTURAL

Obras a la

comunidad

2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1

Alteración del

modo de vida

2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2

Cultura 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2

Paisaje 2 2 3 2 2 1 1 1 2 2 1 2 2 2 2

6.3 Categorización de los impactos

Los resultados del análisis anterior se los pudo categorizar en positivos y negativos como se

evidencia enseguida:

Impactos técnicos

Tabla # 50: Categorización de impactos técnicos.

Impactos Positivos Negativos

Estabilidad de labores mineras x x

Estado de los equipos y maquinaria x

Seguridad ocupacional x

Cantidad de materiales e insumos disponibles x

Estado de las vías del proyecto x

Estado del personal y mano de obra x


Impactos económicos

Tabla # 51: Categorización de impactos económicos.


Generación de empleo x

La parroquia Pacto como foco de desarrollo x

Cambio de matriz productiva en la parroquia x

Ingreso económico para las empresas x


123

Impactos ambientales

Tabla # 52: Categorización de impactos ambientales.


Cambio en el relieve x

Generación de Polvo x

Visual x

Agua x

Fauna endémica x

Flora x



Impactos sociales

Tabla # 53: Categorización de impactos sociales.


Salud x

Educación x

Obras para la comunidad x

Vinculación con la sociedad x


124

CAPÍTULO VII

7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

7.1 Conclusiones

Con la realización de ensayos de laboratorio se determinaron los parámetros físicos-

mecánicos como son: calidad del macizo rocoso (Calidad Media), resistencia de la roca

a la compresión (Rcom = 78Mpa) resistencia de la veta a la compresión (Rcom = 115

Mpa).

Se determinaron factores técnicos económicos como: reservas probables (6800 Ton

de mineral) y reservas posibles (10 980 Ton de mineral), con una ley media de 14.66

gr de Au.

De acuerdo con las reservas minerales cubicadas, el ritmo de extracción óptima de

mineral es de 600 TM/mes; extracción que garantiza un tiempo de vida útil aproximado

de 1 año para la Veta Melina.

De acuerdo al análisis numérico que evalúa las propiedades geométricas y geológicas

del yacimiento, se determinó que el método de explotación más adecuado es corte y

relleno ascendente con la misma roca estéril y por capas horizontales.

En la categorización de los impactos se evidenció que el recurso hídrico, es el factor

que sufrirá más efectos durante la operación minera, debido a que se necesita un

suministro constante del agua; tanto para uso industrial como para consumo personal.

125

7.2 Recomendaciones

Se recomienda aplicar el diseño de explotación propuesto para la extracción de los

recursos minerales de la veta Melina.

Se recomienda realizar una campaña de exploración más a detalle de forma simultánea

con las labores de preparación y explotación, con la finalidad de seguir incorporando

nuevas reservas minerales.

Se recomienda realizar un estudio técnico a detalle para determinar el diseño más

adecuado para el sistema de fortificación en las galerías de transporte.

Se recomienda la realización de un nuevo proyecto integrador, para el diseño técnico a

detalle del sistema de ventilación de la operación minera Melina y melina E.

CAPÍTULO VIII

8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS

8.1 Bibliografía

Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering Rock Mass Classifications. Wiley, New York.

Chipantiza Mayorga, V. A. (Marzo de 2019). Diseño de explotacion de la veta Cindy

(nivel II) operada por la Sociedad los Compitas. Diseño de explotación de la veta Cindy

(Nivel II) operada por la sociedad Los Compitas, ubicada en el área minera CINCOCA

1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay”., 1, 131. (U. C. Ecuador, Ed.) Quito,

Pichincha, Ecuador: UCE.

Consulting, E. I. (2016). Estudio de mpacto Ambiental y Plan de manejo ambiental de

la concesion minera Melina. Quito.

126

Egüez, A. (1986). Evolution Cenozoique de la Cordillere Occidentale Septentrionale

d‘Equateur: Les mineralisation associees.Unpublished PhD thesis; Universite Pierre

et Marie Curie, Paris.

Gonzalez de Vallejo, L. (2002). Ingenieria Geologica. Madrid.

Hughes R., Bermúdez R. (1997). Geology of the Cordillera Occidental of Ecuador

between 0°00’and 1° 00’S. Quito - Ecuador: Proyecto de desarrollo minero y control

ambiental, programa de información cartográfica y geológica PRODEMINCA,

CODIGEM - British Geological Survey.

LLanque , O., Navarro, V., Durant, J., Coila, Y., Calderon, R., & Tapia, H. (1999).

Explotacion Subterranea. Puno, Peru.

López Jimeno, C. (1997). Manual de Túneles y Obras subterráneas. (F. J. Ayala

Carcedo, Ed.) Madrid, España.

Lopez Jimeno, C., Pernia Llera, J. M., Ortiz de urbina, F., & Lopez Jimeno, E. (2003).

Manual de perforación y voladura de rocas. Madrid, España: Carlos Lopez Jimeno.

Madrid, U. P. (2007). Diseño de Explotaciones e infraestructuras Mineras

Subterráneas. Madrid.

Shanley, F. R. (1971). Mecanica de materiales. (A. Martinez Marquez, Trad.) Los

Angeles, California, Estados Unidos: McGraw-Hill Book Company.

Sosa Gonzalez, G. H. (1978). Tecnología del franqueo y mantenimiento de galerías.

Quito, Pichincha, Ecuador.

Recalde, F. R. (2015).Diseño de elementos estructurales utilizando madera laminada,

(U. C. Ecuador, Ed.) Quito, Pichincha, Ecuador: UCE.

Ureña, F. (2016). Informe de Pre factibiilidad Area Minera Melina. Quito.

Wilkinson, I. 1. (1998). Foraminifera from a suite of Late Cretaceous to Palaeogene

samples of the Cordillera occidental, Ecuador. Technical Report WH/98/163R

Biostratigraphy and Sedimentology Group BGS. Nottingham UK.

Zaldumbide, M. (2014). Sistemas de Explotación Subterránea. Quito, Ecuador.

127

8.2 Anexos

ANEXO 1 (Levantamiento geomecánico por el método de Bieniawski de estaciones en

Proyecto Melina para diseño de explotación de la veta

DIRECCIÓN DE TUNEL: 292°

128

ESTACION G1 -J1

Dirección: 305° /70°

Jv= 0.4 RQD= 100

Resist. Matriz rocosa

(Mpa)

Carga

puntual(Is) > 10

15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2

Relleno blando(>5mm)

0 4


Agua freática

Q. por 10m de túnel

Nulo 15 10 L /min 10

10-25 L/min 7

25-125 L/min 4 >125 L/min 0 7

Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo

Subtotal 76 ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS



Buzamiento 0°-20° cualquier dirección






TOTAL RMR 76

129

G1 -J2


Jv= 1.2 RQD= 100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)

Carga puntual(Is) > 10

15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6


Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo

15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min

0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo

Subtotal 75


Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del tunel








TOTAL RMR 75

130

G2-J1


Jv= 4 RQD= 100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 65










TOTAL RMR 65

131

G2-J2


Jv= 4 RQD= 100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 76









Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5

TOTAL RMR 71

132

G3-J1


Jv= 11 RQD= 83

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4


Agua freática Q. por 10m de tunel Nulo

15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 60


Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del tunel

Dirección perpendicular al eje del tunel







TOTAL RMR 60

133

G3-J2


Jv= 11 RQD= 83

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 58










TOTAL RMR 53

134

G3-J3


Jv= 11 RQD= 83

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 57










TOTAL RMR 45

135

G3-J4


Jv= 11 RQD= 83

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min 10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min 0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo

Subtotal 60










TOTAL RMR 60

136

G4-J1


Jv= 6 RQD= 95

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD= 95 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20





Rugosidad Muy

rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3


duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 63



Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento 0°-20° cualquier dirección Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento





TOTAL RMR 58

137

G4-J2


Jv= 4 RQD= 100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 67










TOTAL RMR 62

138

G5-J1


Jv= 10 RQD= 85

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=85 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 57










TOTAL RMR 45

139

G5-J2


Jv= 8 RQD= 90

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=90 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 65










TOTAL RMR 60

140

G5-J3


Jv= 6 RQD= 95

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=95 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 64










TOTAL RMR 54

141

G6-J1


Jv= 9.2 RQD= 87

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=87 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 59










TOTAL RMR 47

142

G6-J2


Jv= 4 RQD=100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 6



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 66










TOTAL RMR 56

143

G7-J1


Jv= 3 RQD=100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 64










TOTAL RMR 64

144

G7-J2


Jv= 6.6 RQD=93.5

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=93.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 59










TOTAL RMR 49

145

G8-J1


Jv= 5 RQD=97.5

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=97.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 63








TOTAL RMR 51

146

G8-J2


Jv= 2 RQD=100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=97.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 65










TOTAL RMR 65

147

G8-J3


Jv= 9 RQD=87.5

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=87.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 62










TOTAL RMR 57

148

G9-J1


Jv= 4.6 RQD=98.5

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=98.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 62










TOTAL RMR 52

149

G9-J2


Jv= 4 RQD=100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 61








TOTAL RMR 61

150

G10-J1


Jv= 2 RQD=100

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20





Rugosidad Muy

rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3


duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 58










TOTAL RMR 53

151

G11-J1


Jv= 10 RQD=85

Resist. Matriz

rocosa (Mpa)


15

10--4

12

4--2

7

2--1

4

Com. Simple

7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25

25--5 5--1 < 1

2 1 0

RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17







duro(<5mm) 4

Relleno duro(>5mm)

2 Relleno

blando(<5mm) 2


0 4



15 10 L /min

10 10-25 L/min

7 25-125 L/min

4 >125 L/min


Subtotal 54










TOTAL RMR 44

152

ANEXO 2 (Ensayos de Laboratorio de Peso Específico)

2A) Ensayo de peso específico en Veta.

153

2B) Ensayo de peso específico en Estéril Pendiente.

154

2C) Ensayo de peso específico en Estéril Yacente.

155

ANEXO 3 (Cálculo de la resistencia a compresión simple de estéril y veta por

esclerómetro)

3A) Roca de techo

Numero de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Promedio

Golpes de rebote 32 32 28 46 38 42 30 45 51 54 40

Posición del martillo: vertical hacia abajo

Densidad: 27 KN/m3

Resistencia final de roca estéril techo: 90 Mpa

156

3B) Muestra de Veta

Numero de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 Promedio

Golpes de rebote 46 52 44 48 46 42 40 44 45

Posición del martillo: vertical hacia abajo

Densidad: 26 KN/m3

Resistencia final de Veta: 115 Mpa

157

ANEXO 4 Análisis del procedimiento numérico de selección del método de minado según

Llanque et al. (1999)

4A) Clasificación de los métodos mineros en función de la geometría y distribución de leyes

del yacimiento

4B) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –zona mineral

Método de Explotación

Resistencia de las

rocas Espaciamiento entre fracturas

Resistencia de las discontinuidades

P M A MP P G MG P M G

Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4

Hundimiento por bloques 4 1 1 4 4 3 0 4 3 0

Cámaras por subnivel -49 3 4 0 0 1 4 0 2 4

Hundimiento por subniveles 0 3 3 0 2 4 4 0 2 2

Tajeo largo 4 1 0 4 4 0 0 4 3 0

Cámaras y pilares 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4

Cámaras almacén 1 3 4 0 1 3 4 0 2 4 Corte y relleno 3 2 2 3 3 2 2 3 3 2

Entibación con marcos 4 1 1 4 4 2 1 4 3 2

Resistencia de las rocas: P= Pequeña, M=Media, A=Alta

Espaciamiento entre fracturas: MP= Muy Pequeña, P= Pequeña, G= Grande, MG= Muy Grande

Resistencia de las discontinuidades: P= Pequeña, M= Media, G= Grande


Forma del

yacimiento Potencia del mineral Inclinación

Distribución de

leyes

M T I E IT P MP T IT IN U D ER

Cielo Abierto 3 2 3 2 3 4 4 3 3 4 3 3 3

Hundimiento por bloques 4 2 0 -49 0 2 4 3 2 4 4 2 0

Cámaras por subnivel 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 3 1 Hundimiento por

subniveles 3 4 1 -49 0 4 4 1 1 4 4 2 0

Tajeo largo -49 0 -49 4 0 -49 -49 4 0 -49 4 2 0

Cámaras y pilares 0 4 2 4 2 -49 -49 4 1 0 3 3 3

Cámaras almacén 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 2 1

Corte y relleno 0 4 2 4 4 0 0 0 3 4 3 3 3

Entibación con marcos 0 2 4 4 4 1 1 2 3 3 3 3 3

M: Masivo T: Tabular I: Irregular E: Estrecho

P:

Potente MP: Muy Potente

T:

Tumbado

IT:

Intermedio

IN:

Inclinado

U:

Uniforme D: Diseminado

ER:

Errático

158

4C) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –Caja Techo

Método de Explotación Resistencia de las rocas

Espaciamiento entre

fracturas

Resistencia de las

discontinuidades


Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4


Cámaras por subnivel -49 3 4 -49 0 1 4 0 2 4


Tajeo largo 4 2 0 4 4 3 0 4 2 0


Cámaras almacén 4 2 1 4 4 3 0 4 2 0

Corte y relleno 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2


4D) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –Caja Piso


Resistencia de las rocas Espaciamiento entre

fracturas

Resistencia de las

discontinuidades


Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4


Cámaras por subnivel 0 2 4 0 0 2 4 0 1 4


Tajeo largo 2 3 3 1 2 4 3 1 3 3


Cámaras almacén 2 3 3 2 3 3 2 2 2 3

Corte y relleno 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2


159

ANEXO 5 Cálculos de perforación y voladura de la franja de corte del bloque de

explotación.



𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −𝐷2

2) ∗ (

𝐶

0.4 ) ∗ (

1

PRP ) ∗ (

𝐵1

D2)

𝟏.𝟓

𝑞1 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102 m

2) ∗ (

0.4

0.4 ) ∗ (

1

1.18 ) ∗ (

0.15𝑚

0.102m)

𝟏.𝟓

𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

𝒎


𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é

Donde:





𝐸𝑝 = 0.01𝑚

𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚

𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎

Zapateras

Piedra Teórica

La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos se calcula básicamente así:

𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

Donde:

f: Factor de fijación de que toma en cuenta el efecto gravitacional, generalmente toma valor

de 1.45.

160

S/B: Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se suele toma igual a 1.

C”: Constante de roca corregida.

c” = c + 0.05 para B >1.4m

c” = c+0.07 / B < 1.4 m

𝑐" = 0.4 + 0.05

𝑐" = 0.45

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟕 𝒎

Número de barrenos

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

Donde:

AT: Ancho del túnel (m) = 0.9m

L: Longitud del barreno (m) = 1.8 m

γ: Ángulo de los barrenos de contorno (°) = 3°

𝐍𝐁 = 2 +0.9m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°

0.7 m

𝑵𝑩 = 𝟒 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

Piedra práctica

La piedra práctica Bz se determina a partir de:


𝐵𝑧 = 0.7 𝑚 − 1.8𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚

𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟔 𝒎


𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧

161

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.6 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟕𝟓 𝒎


𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.75 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟔𝟕 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

Espaciamiento

𝑆𝑧 =𝐴𝑇

𝑁𝐵

𝑆𝑧 = 0.9 𝑚

4

𝑺𝒛 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒎



La concentración de carga lineal de fondo será igual a la del cuele y contracuele:

𝑞1 = 𝑞𝑓

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈

𝒎⁄



𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 0.31 𝑘𝑔

𝑚⁄

162

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟐𝟏 𝒌𝒈/𝒎

Cantidad de sustancia explosiva por barreno de zapateras

Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo


𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔

𝑚∗ 0.75 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.21𝑘𝑔

𝑚∗ 0.67 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.23 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟕 𝒌𝒈

Destroza

Piedra Teórica

La piedra de los barrenos de destroza, teniendo en cuenta la Tabla # 23 se calcula así:

𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎

163

Número de barrenos

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

𝐍𝐁 = 2 +2.2 m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°

0.6 m

𝑵𝑩 = 𝟓. 𝟗 ≈ 𝟔 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

Piedra práctica


𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚

𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎


𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎


𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0,57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎


164

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎




𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈


Espaciamiento

Se determina a partir de:

𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1

Donde:


𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚

𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎

165




𝑵𝑩 =𝑷

𝑺𝒄


𝑃 = 𝐴𝑇 + 2ℎ

Donde:

AT: Ancho de la franja (m) = 0.9m

h: Longitud de los hastiales (m) = 2.2 m

𝑃 = 0.9 𝑚 + 2 ∗ 2.2 𝑚

𝑷 = 𝟓. 𝟑 𝒎

𝑁𝐵 =5.3 𝑚

0.6 𝑚

𝑵𝑩 = 𝟖. 𝟖 ≈ 𝟗 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔




𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12

𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎


𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎

Retacado

166

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝐼𝑓 = 0.57 𝑚

𝐼𝑐 = 0.85 𝑚




𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈

167

ANEXO 6 Cálculos de perforación y voladura para las chimeneas.

Cuele y contracuele

𝐵1 = 1.5 ∗ 𝐷2

Donde:

B1= B: Piedra; m

D2: Diámetro del barreno del cuele o de expansión = 102 mm

𝐵1 = 1.5 ∗ 0.102 𝑚

𝐵1 = 0.15 𝑚



𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −D2

2) ∗ (

𝐶

0.4 ) ∗ (

1

PRP ) ∗ (

B1

D2)

𝟏.𝟓

𝒒𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m

2) ∗ (

0.4

0.4 ) ∗ (

1

1.18 ) ∗ (

0.15𝑚

0.102m)

𝟏.𝟓

𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎

Espaciamiento

𝐴ℎ1 = √2 ∗ (B1)

Donde:

Ah 1= Espaciamiento (m)

B1 = Dimensión de la piedra (m) =0.15 m

𝐴ℎ1 = √2 ∗ (0.15 m)

𝐴ℎ1 = 0.2 𝑚

Retacado

Las longitudes de los retacados se estiman con:

168

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎


𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈

Segunda sección

Piedra


𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é

Donde:





𝐸𝑝 = 0.01𝑚

𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚

𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎

Y en base a lo calculado anteriormente se determina la piedra con la siguiente ecuación:

𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(B1 − Ep) ∗ q1 ∗ PRP

D1 ∗ c

Donde:

B2 = ecuación general de la piedra a partir de la segunda sección equivalente a la siguiente

expresión:

169

𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.15 m − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18

0.038 m ∗ 0.4

𝑩𝟐 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎

Espaciamiento

𝐴ℎ2 = √2 ∗ (𝐵2 +𝐴ℎ1

2)

𝐴ℎ2 = √2 ∗ (0.17 𝑚 +0.2 𝑚

2)

𝑨𝒉𝟐 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎


𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1

𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈

Destroza

Piedra Teórica

La piedra de los barrenos de destroza, considerando la Tabla # 23 se calcula con la siguiente

expresión:

𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎

170

Número de barrenos

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

𝐍𝐁 = 2 +1.4 m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°

0.6 m

𝑵𝑩 = 𝟒. 𝟔 ≈ 𝟒 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

Piedra práctica


𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚

𝐵𝑧 = 0.46 𝑚


𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎


𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎


171

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎




𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈


Espaciamiento

Se calcula así:

𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1

Donde:


𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚

𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎

172




𝑵𝑩 =𝑷

𝑺𝒄


𝑃 = 2𝐴𝑇 + 2ℎ

Donde:

AT: Ancho de la franja (m) = 1.4 m

h: Longitud de los hastiales (m) =1.4 m

𝑃 = 2(1.4 𝑚) + 2(1.4 𝑚)

𝑷 = 𝟓. 𝟔 𝒎

𝑁𝐵 = 5.6 𝑚

0.6 𝑚

𝑵𝑩 = 𝟖 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔.




𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12

𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎


𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎

173

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝐼𝑓 = 0.57 𝑚

𝐼𝑐 = 0.85 𝑚




𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈

174

ANEXO 7 Cálculos de perforación y voladura para el bloque de explotación.


Se calcula a partir de la siguiente expresión:

𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −D2

2) ∗ (

𝐶

0.4 ) ∗ (

1

PRP ) ∗ (

B1

D2)

𝟏.𝟓

𝐪𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m

2) ∗ (

0.4

0.4 ) ∗ (

1

1.18 ) ∗ (

0.15𝑚

0.102m)

𝟏.𝟓

𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈


𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é

Donde:





𝐸𝑝 = 0.01𝑚

𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚

𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎

Destroza

Piedra Teórica

𝐁 = 0.9 ∗ √𝑞1 ∗ PRP

f ∗ (S/B) ∗ c"

𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18

1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45

𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎

Número de barrenos

175

𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ

B

𝐍𝐁 = 2 +5 m + 2 (1.8m) ∗ Sen 3°

0.6 m

𝑵𝑩 = 𝟏𝟎. 𝟒 ≈ 𝟏𝟎 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔

Piedra práctica


𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1,8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚

𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎


𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧

𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚

𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎


𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1

𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎

Concentración de carga lineal de columna:

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

176

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎




𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈



𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈


Espaciamiento

Se calcula así:

𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1

Donde:


𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚

𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎


177

Se determina el perímetro del contorno superior y el perímetro de los hastiales.

𝑁𝐵 =𝑃

𝑆𝐶


𝑃 = 2 𝐴𝑇 + 2ℎ

Donde:

AT: Ancho de la franja (m) = 0.5 m

h: Longitud de los hastiales (m) =5 m

𝑃 = 2(0.5 𝑚) + 2(5 𝑚)

𝑷 = 𝟏𝟏 𝒎

𝑁𝐵 =11 𝑚

0.6 𝑚

𝑵𝑩 = 𝟏𝟖. 𝟑𝟑 ≈ 𝟏𝟖 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔.




𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12

𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2

𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎


𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓

𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚

𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎

Retacado

𝑇 = 10 ∗ 𝐷1

𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚

178

𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎



𝐼𝑓 = 0.57 𝑚

𝐼𝑐 = 0.85 𝑚




𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔

𝑚∗ 0.57 𝑚

𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈


𝑄𝐶 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐

𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔

𝑚∗ 0.85 𝑚

𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈



𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔

𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈

universidad central del ecuador facultad de … · tabla # 3: datos geotécnicos medidos en campo...

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