universidad central del ecuadorintegrador realizado sobre la: “elección del diseño de...

ii

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA,

MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL

CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS

ELECCIÓN DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA VETA

YUCAL-CHIRIMOYO EXISTENTE EN EL ÁREA MINERA “EL

CORAZÓN”, UBICADA EN EL CANTÓN COTACACHI,

PARROQUIA GARCÍA MORENO, PROVINCIA DE IMBABURA.

Proyecto Integrador presentado para optar por el Título de

Ingeniero de Minas

Jorge Ricardo Quinga Quinteros

TUTOR: Luis Fabián Jácome Calderón

Quito, abril 2016

iii

DEDICATORIA

Dedicado principalmente a mi amadísima madre Margarita, con quien compartí todas

estas difíciles y gratas experiencias, porque gracias a su apoyo incondicional he podido

mantenerme en pie durante este arduo camino y finalmente porque todos sus esfuerzos

y sacrificios de ven reflejados al culminar esta etapa de mi vida.

A Hugo Mejía, por haberme sabido guiar correctamente y aconsejar en momentos

oportunos; por creer siempre en mí y en que puedo vencer todas las dificultades que

se me presenten.

A mi abuelita Carmen Quintero y a toda mi familia que de indistinta manera me dieron

su total apoyo.

Finalmente, a la memoria de mi bisabuela, MI ABUELITA CLEMENCIA, quien en

vida supo brindarme todo su apoyo, su cariño incondicional y guiarme desde temprana

edad por el camino del bien. Abuelita Clemencia desde donde estés, te vas a sentir

orgullosa de mí.

J. Ricardo Quinga Quinteros

iv

AGRADECIMIENTO

Infinitamente a mi Madre Norma Quinteros y a Hugo Mejía, pilar fundamental de mi

vida, pensamiento, desarrollo y formación; a los profesores de la Facultad de

Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y Ambiental, que con alma de maestros la

conforman y de los cuales tuve la oportunidad de aprender en esta importante etapa de

mi vida.

A la empresa minera AGROINDUSTRIAL “EL CORAZÓN” y sus directivos, en

especial al Ing. Jorge Barreno y al Arq. Jorge Escobar, por la apertura brindada para

la elaboración del presente trabajo de titulación, a los ingenieros Rene Quishpe y

Efraín Mendoza, por su apoyo y criterio técnico; al Ing. Santiago Valencia por

compartir sus enseñanzas de su experiencia profesional, quienes brindaron su

direccionamiento técnico en el desarrollo del presente estudio.

Al Ing. Fabián Jácome por su invaluable tiempo, criterio y apoyo como tutor de este

estudio. A mis compañeros de clase quienes han hecho que la aventura del aprendizaje

emprendido en esta etapa universitaria haya generado imborrables recuerdos que

siempre he de recordar con nostalgia y alegría.

J. Ricardo Quinga Quinteros

v

AUTORIZACIÓN DE AUTORÍA INTELECTUAL

Yo, Jorge Ricardo QUINGA QUINTEROS en calidad de autor del Proyecto

Integrador realizado sobre la: “Elección del diseño de explotación de la veta Yucal-

Chirimoyo, existente en el área minera “El Corazón”, ubicada en el cantón Cotacachi,

parroquia García Moreno, provincia de Imbabura”, por la presente autorizo a la

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR, hacer uso de todos los contenidos que

me pertenecen o de parte de los que contienen esta obra, con fines estrictamente

académicos o de investigación.

Los derechos que como autor me corresponden, con excepción de la presente

autorización, seguirán vigentes a mi favor, de conformidad con lo establecido en los

artículos 5, 6, 8; 19 y demás pertinentes de la Ley de Propiedad Intelectual y su

reglamento.

Quito, a 06 de abril de 2016

Jorge Ricardo Quinga Quinteros

CI: 172013588-6

Telf.: 099 703 6628

E-mail: [email protected]

mailto:[email protected]

vi


FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y

AMBIENTAL


APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DE TUTOR

Yo, Luis Fabián Jácome Calderón en calidad de Tutor del Trabajo de Titulación:

“ELECCIÓN DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA VETA YUCAL-

CHIRIMOYO, EXISTENTE EN EL ÁREA MINERA “EL CORAZÓN”,

UBICADA EN EL CANTÓN COTACACHI, PARROQUIA GARCÍA

MORENO, PROVINCIA DE IMBABURA”, elaborado por el señor JORGE

RICARDO QUINGA QUINTEROS, estudiante de la carrera de Ingeniería en Minas,

Facultad de Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y Ambiental de la Universidad

Central del Ecuador, considero que el mismo reúne los requisitos y méritos necesarios

en para optar el Título de Ingeniero de Minas cuyo tema es: considero que reúne los

requisitos y méritos necesarios en el campo metodológico, en el campo epistemológico

y ha superado en control anti-plagio, para ser sometido a la evaluación del jurado

examinador que se designe, por lo que lo APRUEBO, a fin que el trabajo del Proyecto

Integrador (investigativo) sea habilitado para continuar con el proceso de titulación

determinado por la Universidad Central del Ecuador.

En la ciudad de Quito a los 12 días del mes de febrero del año 2016

Firma

Luis Fabián Jácome Calderón

Ingeniero de Minas

Magister Seguridad, Salud y Ambiente

C.C. 1000660587

TUTOR

vii


FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y

AMBIENTAL


APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL

TRIBUNAL

El Delegado del Subdecano y los Miembros del proyecto integrador denominado:

“ELECCIÓN DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA VETA YUCAL-

CHIRIMOYO EXISTENTE EN EL ÁREA MINERA “EL CORAZÓN”,

UBICADA EN EL CANTÓN COTACACHI, PARROQUIA GARCÍA

MORENO, PROVINCIA DE IMBABURA.”, preparada por el señor QUINGA

QUINTEROS Jorge Ricardo, Egresado de la Carrera de Ingeniería de Minas, declaran

que el presente proyecto ha sido revisado, verificado y evaluado detenida y

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

En la ciudad de Quito DM a los 3 días del mes de Mayo del 2016.

Ing. Adán GUZMÁN G.

DELEGADO DEL SUBDECANO

Ing. Fausto SALAZAR J Ing. Carlos ORTIZ CH.

MIEMBRO MIEMBRO

viii

ÍNDICE DE CONTENIDOS

CAPÍTULO I 1

1. Antecedentes ............................................................................................................................... 1

1.1. Trabajos anteriores realizados sobre el proyecto ...................................................................... 1

1.2. Justificación del proyecto .......................................................................................................... 1

CAPÍTULO II 3

2. Marco Lógico ................................................................................................................................ 3

2.1. Planteamiento del problema ..................................................................................................... 3

2.2. Formulación del proyecto .......................................................................................................... 3

2.3. Variables dependientes para la elección del diseño de explotación. ......................................... 3

2.4. Variables independientes para la elección del diseño de explotación. ...................................... 3

2.5. Objetivos ................................................................................................................................... 3

2.5.1. Objetivo General .................................................................................................................... 3

2.5.2. Objetivos Específicos .............................................................................................................. 4

2.6. Factibilidad y acceso a la información sobre el proyecto ........................................................... 4

CAPÍTULO III 5

3. Marco Teórico .............................................................................................................................. 5

3.1. Ubicación del área de estudio ................................................................................................... 5

3.2. Situación actual del proyecto .................................................................................................... 6

3.2.1. Labores de acceso al yacimiento ............................................................................................ 6

3.2.2. Trabajos de preparación del yacimiento ................................................................................. 8

3.2.3. Explotación minera............................................................................................................... 11

3.2.3.1. Galería de nivel .................................................................................................................. 11

3.2.3.2. Galería de corte (Intermedio) ............................................................................................ 13

3.2.3.3. Chimeneas cortas .............................................................................................................. 15

ix

3.2.4. Carguío y transporte del material arrancado ........................................................................ 15

3.3. Geología de la veta Yucal-Chirimoyo ...................................................................................... 17

3.3.1. Geología local y estructural .................................................................................................. 17

3.3.2. Mineralización ...................................................................................................................... 19

3.3.3. Composición mineralógica de la veta Yucal-Chirimoyo ......................................................... 19

3.4. Identificación de los parámetros a determinar en el estudio ................................................... 19

3.5. Características específicas para la elección del diseño de explotación ..................................... 20

3.6. Determinación y medición de variables y parámetros técnicos propuestos ............................ 20

3.7. Registro y procesamiento de la información ........................................................................... 20

3.8. Interpretación de resultados ................................................................................................... 20

3.9. Alternativas de solución al problema investigado .................................................................. 21

3.9.1. Método de arranque del material mineralizado por capas horizontales y relleno del espacio

explotado. (Cut and Fill) ................................................................................................................. 21

3.9.2. Método de almacenamiento y quebrado del material mineralizado desde los frentes de

arranque. (Shrinkage) .................................................................................................................... 21

CAPÍTULO IV 23

4. Diseño Metodológico ................................................................................................................. 23

4.1. Tipo de estudio ........................................................................................................................ 23

4.2. Universo y muestra ................................................................................................................. 23

4.3. Técnicas a utilizarse para la elección del diseño de explotación .............................................. 23

4.3.1. Peso específico y resistencia a la compresión ....................................................................... 24

4.3.2. Coeficiente de esponjamiento .............................................................................................. 24

4.3.3. Estructuras e índice de calidad de la roca ............................................................................. 24

4.4. Elección del diseño de explotación .......................................................................................... 25

4.4.1. Preparación de niveles y bloques de mineral ........................................................................ 26

4.5. Parámetros técnicos de explotación ........................................................................................ 29

4.5.1. Dimensión de los niveles ...................................................................................................... 29

4.5.2. Dimensión de los bloques ..................................................................................................... 29

x

4.5.3. Volumen y tonelaje de mineral en los bloques ..................................................................... 29

4.5.4. Dimensiones de los umbrales y pilares ................................................................................. 29

4.5.5. Volumen y tonelaje de los umbrales y pilares ...................................................................... 30

4.5.6. Altura de la franja de explotación ........................................................................................ 31

4.5.7. Perforación y voladura en las labores de preparación .......................................................... 32

4.5.7.1. Galerías de nivel ................................................................................................................ 32

4.5.7.2. Chimeneas ......................................................................................................................... 51

4.5.7.3. Galerías de corte ............................................................................................................... 62

4.5.8. Ventilación en las labores de preparación ............................................................................ 72

4.5.8.1. Ventilación para el frente de avance en labores de preparación ....................................... 75

4.5.8.2. Cálculo de la depresión del ventilador ............................................................................... 76

4.5.8.3. Cálculo de la potencia del motor del ventilador................................................................. 76

4.5.9. Transporte y desalojo de material en las labores de explotación ......................................... 77

4.5.10. Perforación y voladura en las labores de explotación ......................................................... 78

4.5.10.1. Chimeneas Cortas ............................................................................................................ 81

4.5.10.2. Franja de Explotación ...................................................................................................... 91

4.5.11. Producción diaria propuesta (ton/día).............................................................................. 101

4.5.12. Transporte de mineral en labores de explotación ............................................................. 103

4.5.13. Ventilación en labores de explotación .............................................................................. 103

CAPÍTULO V 105

5. Impactos del proyecto .............................................................................................................. 105

5.1. Análisis de resultados ............................................................................................................ 105

5.2. Estimación de impactos técnico-económicos......................................................................... 106

5.3. Estimación de impactos minero-ambiental ........................................................................... 109

5.4. Estimación de impactos social - económico ........................................................................... 110

xi

CAPÍTULO VI 113

6. Conclusiones y recomendaciones ............................................................................................. 113

6.1. Conclusiones ......................................................................................................................... 113

6.2. Recomendaciones ................................................................................................................. 114

CAPÍTULO VII 117

7. Bibliografía y anexos ................................................................................................................ 117

7.1. Referencias bibliográficas ...................................................................................................... 117

7.2. Apéndice y anexos................................................................................................................. 118

xii

INDICE DE ANEXOS

ANEXO 1: RESULTADOS DE ENSAYOS 120

ANEXO 2: VISTAS E ISOMETRIA DE UN BLOQUE EN PREPARACIÓN 124

ANEXO 3: VISTAS E ISOMETRIA DE UN BLOQUE EN EXPLOTACIÓN 126

ANEXO 4: ELEMENTOS DE UN BLOQUE EN PREPARACIÓN 128

ANEXO 5: ELEMENTOS DE UN BLOQUE EN EXPLOTACIÓN 130

xiii

INDICE DE TABLAS

TABLA A: COORDENADAS DE UBICACIÓN DE LA CONCESIÓN “EL CORAZÓN” 6

TABLA B: RESULTADOS DE ENSAYOS 24

TABLA C: CANTIDAD DE FISURAS EN UN TRAMO DE 10 M DE LONGITUD DE LA GALERÍA

INTERMEDIA 25

TABLA D: ÍNDICE DE CALIDAD DE LA ROCA SEGÚN DEERE 25

TABLA E: COMPARACIÓN ENTRE LOS MÉTODOS PROPUESTOS 26

TABLA N°1: DATOS DEL DISEÑO DE LA GALERÍA DE NIVEL 32

TABLA N° 2: CUADRO DE FÓRMULAS PARA EL CÁLCULO DEL BURDEN Y EL

ESPACIAMIENTO DE LOS BARRENOS DE CUELE Y CONTRACUELE EN LAS GALERÍAS DE

NIVEL 34

TABLA N°3: DATOS PARA EL CÁLCULO DEL DIAGRAMA DE PERFORACIÓN DE LAS

GALERÍAS DE NIVEL, CHIMENEAS, GALERÍAS DE CORTE Y CHIMENEAS CORTAS 36

TABLA N° 4: DISTRIBUCIÓN DE LOS BARRENOS PERFORADOS EN LAS GALERÍAS DE NIVEL

39

TABLA N° 5: DATOS DE LOS PARÁMETROS REQUERIDOS PARA EL CÁLCULO DE LA CARGA

EXPLOSIVA EN GALERÍAS DE NIVEL 40

TABLA N° 6: CANTIDAD DE SUSTANCIA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LA VOLADURA DE

GALERÍAS DE NIVEL 47

TABLA N° 7: COSTO DE LA CARGA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LAS GALERÍAS DE NIVEL 48

TABLA N°8: DATOS DE LOS PARÁMETROS REQUERIDOS PARA EL CÁLCULO DE CONSUMO

DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN GALERÍAS DE NIVEL 49

TABLA N° 9: COSTO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN GALERÍAS DE NIVEL 50

xiv

TABLA N° 10: CUADRO DEL BURDEN Y EL ESPACIAMIENTO DE LOS BARRENOS DE CUELE

Y CONTRACUELE EN LAS CHIMENEAS 52

TABLA N° 11: DISTRIBUCIÓN DE LOS BARRENOS PERFORADOS EN LAS CHIMENEAS 54

TABLA N° 12: DATOS DE LOS PARÁMETROS REQUERIDOS PARA EL CÁLCULO DE LA

CARGA EXPLOSIVA EN CHIMENEAS 55

TABLA N° 13: CANTIDAD DE SUSTANCIA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LA VOLADURA DE LAS

CHIMENEAS 59

TABLA N° 14: COSTO DE LA CARGA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LAS CHIMENEAS 60

TABLA N°15: DATOS DE LOS PARÁMETROS REQUERIDOS PARA EL CÁLCULO DE

CONSUMO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN CHIMENEAS 60

TABLA N° 16: COSTO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN CHIMENEAS 61


Y CONTRACUELE EN LAS GALERÍAS DE CORTE 62

TABLA N° 18: DISTRIBUCIÓN DE LOS BARRENOS PERFORADOS EN LAS GALERÍAS DE

CORTE 64


CARGA EXPLOSIVA EN GALERÍAS DE CORTE 65

TABLA N° 20: CANTIDAD DE SUSTANCIA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LA VOLADURA DE

GALERÍAS DE CORTE 69

TABLA N° 21: COSTO DE LA CARGA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LAS GALERÍAS DE CORTE

70


CONSUMO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN GALERÍAS DE CORTE 71

TABLA N° 23: COSTO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN GALERÍAS DE CORTE 71

TABLA N° 24: CÁLCULO DEL NÚMERO DE VIAJES POR VAGÓN Y TIEMPO DE DESALOJO

PARA CADA LABOR DE PREPARACIÓN DE UN BLOQUE 78

xv


Y CONTRACUELE EN LAS CHIMENEAS CORTAS 81

TABLA N° 26: DISTRIBUCIÓN DE LOS BARRENOS PERFORADOS EN LAS CHIMENEAS

CORTAS 83


CARGA EXPLOSIVA EN CHIMENEAS CORTAS 84

TABLA N° 28: CANTIDAD DE SUSTANCIA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LA VOLADURA DE LAS

CHIMENEAS CORTAS 88

TABLA N° 29: COSTO DE LA CARGA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LAS CHIMENEAS CORTAS

89


CONSUMO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN CHIMENEAS CORTAS 90

TABLA N° 31: COSTO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN CHIMENEAS CORTAS 90

TABLA N° 32: FACTORES DE CORRECCIÓN PARA ESTIMAR JSF 92

TABLA N° 33: DATOS PARA DETERMINAR EL BURDEN SEGÚN EL MODELO MATEMÁTICO

DE PEARSE 93

TABLA N° 34: NÚMERO DE BARRENOS PERFORADOS EN LA FRANJA DE EXPLOTACIÓN

96


CARGA EXPLOSIVA EN LA FRANJA DE EXPLOTACIÓN 96

TABLA N° 36: CANTIDAD DE SUSTANCIA EXPLOSIVA UTILIZADA EN LA VOLADURA DE LA

FRANJA DE EXPLOTACIÓN 98

TABLA N° 37: COSTO DE LA CARGA EXPLOSIVA UTILIZADA EN EL ARRANQUE DE UNA

FRANJA DE EXPLOTACIÓN 99


CONSUMO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN LA FRANJA DE EXPLOTACIÓN 100

xvi

TABLA N° 39: COSTO DE ÚTILES DE PERFORACIÓN EN LA FRANJA DE EXPLOTACIÓN 100

TABLA N°40: CÁLCULO DEL NÚMERO DE VIAJES POR VAGÓN Y TIEMPO DE DESALOJO

PARA LABORES DE EXPLOTACIÓN 103

TABLA N° 41: COSTO TOTAL ESTIMADO POR METRO DE AVANCE EN PERFORACIÓN Y

VOLADURA DE UN BLOQUE DE MINERAL 107

TABLA N° 42: COSTOS TOTAL ESTIMADO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA UN

BLOQUE DE MINERAL 108

xvii

INDICE DE FIGURAS

FIGURA N°1: UBICACIÓN GEOGRÁFICA DEL PROYECTO 5

FIGURA N° 2: ACCESO PRINCIPAL A LA VETA CHIRIMOYO YUCAL, FORTIFICADA CON

HORMIGON ARMADO 7

FIGURA N°3: FORTIFICACIÓN CON MADERA REDONDA EN LA LABOR DE ACCESO

PRINCIPAL 8

FIGURA N°4: VISTA SUPERIOR DE LOS TRABAJOS DE PREPARACIÓN DEL BLOQUE (BQ1)

9

FIGURA N°5: VISTA FRONTAL DE LOS TRABAJOS DE PREPARACIÓN DEL BLOQUE (BQ1)

10

FIGURA N°6: EXPLOTACIÓN ACTUAL DEL BLOQUE (BQ1) 11

FIGURA N°7: ESQUEMAS DE CUELES QUEMADOS DE TIROS PARALELOS 12

FIGURA N°8: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN DE GALERÍAS DE NIVEL 12

FIGURA N°9: CARGUÍO CON SUSTANCIA EXPLOSIVA EN GALERÍAS DE NIVEL 13

FIGURA N°10: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN DE GALERÍAS DE CORTE 14

FIGURA N°11: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN DE CHIMENEAS CORTAS 15

FIGURA N°12: PALA NEUMÁTICA EIMCO 12-B 16

FIGURA N°13: CARGUÍO DE MINERAL DESDE LA PALA NEUMÁTICA HASTA EL VAGÓN DE

1 TONELADA DE CAPACIDAD 17

FIGURA N°14: EJEMPLO DE VETA CON ALTERACIÓN DE SALBANDAS 18

FIGURA N°15: MODELO DE EXPLOTACIÓN PROPUESTO 27

FIGURA N°16: PREPARACIÓN DEL INTERMEDIO 28

FIGURA N°17: DIMENSIONES DE LA GALERÍA DE NIVEL 33

xviii

FIGURA N°18: DISEÑO DEL CUELE Y CONTRACUELE PARA EL FRANQUEO DE LA GALERÍA

DE NIVEL 35

FIGURA N°19: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA LAS GALERÍAS DE NIVEL

39

FIGURA N°20: DISEÑO DEL CUELE Y CONTRACUELE PARA EL FRANQUEO DE CHIMENEAS

52

FIGURA N°21: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA CHIMENEAS 54

FIGURA N°22: DISEÑO DEL CUELE Y CONTRACUELE PARA EL FRANQUEO DE LA GALERÍA

DE CORTE 62

FIGURA N°23: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA LAS GALERÍAS DE CORTE

64

FIGURA N° 24: ESQUEMA DE TIPOS BÁSICOS DE VENTILACIÓN AUXILIAR DE DESARROLLO

DE LA MINA 74

FIGURA N°25: ARRANQUE Y PERFORACIÓN EN LA FRANJA DE EXPLOTACIÓN 79

FIGURA N°26: TRASIEGO DEL MATERIAL VOLADO 79

FIGURA N°27: ARRANQUE DE LAS SIGUIENTES FRANJAS DE EXPLOTACIÓN 80

FIGURA N°28: FORMACIÓN DE BÓVEDAS EN EL PROCESO DE TRASIEGO 80

FIGURA N°29: DISEÑO DEL CUELE Y CONTRACUELE PARA EL FRANQUEO DE CHIMENEAS

CORTAS 82

FIGURA N°30: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA CHIMENEAS CORTAS 84

FIGURA N°31: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA LA FRANJA DE

EXPLOTACIÓN 95

FIGURA N° 32: ESQUEMA DE VENTILACIÓN EN LABORES DE EXPLOTACIÓN 104

xix

TEMA: “Elección del diseño de explotación de la veta Yucal-Chirimoyo, existente en

el área minera “El Corazón”, ubicada en el cantón Cotacachi, parroquia García

Moreno, Provincia de Imbabura.”

Autor: Jorge Ricardo Quinga Quinteros

Tutor: Luis Fabián Jácome Calderón

RESUMEN

El presente trabajo tiene como objetivo elegir el diseño de explotación óptimo para la

extracción del mineral de la veta Yucal-Chirimoyo, recopilando información acerca

de estudios previos efectuados por la empresa minera Agro-Industrial “El Corazón”, y

realizando ensayos físico-geomecánicos para determinar la calidad de la roca encajante

y de la veta. Luego, con la ayuda del software AutoCAD, se diseñaron los bloques de

preparación y explotación del mineral, y los esquemas de perforación para cada una

de las labores que comprenden el diseño, para finalmente efectuar el cálculo de costos

de perforación y voladura para cada labor. Concluyéndose que el método de

explotación óptimo para la veta Yucal-Chirimoyo, es el denominado “Método de

almacenamiento y quebrado de material mineralizado desde los frentes de arranque”,

utilizando la “variante de arranque en dirección a la extensión del yacimiento, dejando

pilares entre bloques” o comúnmente conocido como Shrinkage Stoping.

PALABRAS CLAVE: VETA YUCAL-CHIRIMOYO / MÉTODO DE

EXPLOTACIÓN / PERFORACIÓN / VOLADURA / SHRINKAGE STOPING.

xx

TITLE: "Design selection exploitation of Yucal-Chirimoyo vein, existing in the

mining area "El Corazón ", located in the canton Cotacachi, García Moreno parish,

Province of Imbabura."

Author: Jorge Ricardo Quinga Quinteros

Tutor: Luis Fabián Jácome Calderón

ABSTRACT

This work aims to choose the design of optimal exploitation for extraction of ore

Yucal-Chirimoyo vein, gathering information about previous studies by the mining

company Agro-Industrial "El Corazón", and performing physical and geotechnical

testing to determine the quality of the surrounding rock and vein. Then, with the help

of AutoCAD software, blocks ore preparation and exploitation were designed, and

drilling diagrams for each of the tasks include the design, to finally make the

calculation of costs for each drilling and blasting work. Concluding that the method of

optimal exploitation for Yucal-Chirimoyo vein, is the denominated "Method Storage

and broken mineralized material from the coal face", using the "variant boot towards

the extension of the deposit, leaving pillars between blocks "or commonly known as

Shrinkage Stoping.

DRILLING / BLASTING / SHRINKAGE STOPING.

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

document in Spanish.

Ing. Gerardo Herrera Heredia

Certified Translator

ID: 170141167-8

1

CAPÍTULO I

1. Antecedentes

1.1. Trabajos anteriores realizados sobre el proyecto

La concesión minera “El Corazón” ha sido explorada desde el año de 1994 por la

empresa Rio Tinto-Zinc Corporation (RTZ), que realizó estudios geofísicos y

geoquímicos, posteriormente, entre 1995 y 1997 efectuó campañas de perforación a

diamantina con recuperación de núcleos, en 12 perforaciones y un total de 12500 m.

(Skeena Resources Limited, 2001)

En 1999 la concesión pasó a la empresa canadiense Balaclava Mines Inc., que

ejecutó apertura de zanjas y sondajes de perforación, obteniendo buenos resultados, el

sondaje BCD-13 a profundidad de 23,7 m atravezó estructuras mineralizadas con

valores de 48,97 g Au/t. (Skeena Resources Limited, 2001).

En 2001, la empresa Agro-Industrial el Corazón (AIC), desarrolló trabajos

complementarios a los realizados por Balaclava Mines Inc., entre los que incluyen:

evaluación ambiental de la concesión y permisos para el desarrollo de pequeña

minería; franqueo de un socavón en el centro de la zona 3X; un rajo abierto de la veta

Yucal; adquirió una trituradora de mandíbulas, un molino de bolas y planta para el

procesamiento de mineral. (Skeena Resources Limited, 2001).

En 2005, la empresa, realizó campañas de exploración avanzada en diferentes

etapas; una de éstas incluía la evaluación de las vetas: Yucal, Chirimoyo y Gramalote,

en la cuales se determinaron numerosas anomalías geofísicas (mediante métodos de

resistividad, conductividad y magnéticos), y que fueron de particular interés para la

empresa AIC.

Posteriormente se efectuaron sondajes de exploración en las vetas Yucal-

Chirimoyo, sondajes que se cruzan con los denominados: SKE 01, 02, 03, 18, 29 y 41;

el mejor resultado fue observado en el SKE01, que interceptó mineral de alto contenido

de oro desde los 48 m hasta los 49 m de la profundidad.

Finalmente en 2013, la empresa AIC, decide realizar el franqueo de una galería

para la preparación y posterior explotación de las vetas Yucal-Chirimoyo.

1.2. Justificación del proyecto

Optar por un método de explotación subterránea adecuado, está limitado, en gran parte,

por las propiedades físico-mecánicas de las rocas que contiene el yacimiento; por lo

que se hace necesario elegir un método que se adapte a las propiedades antes

2

mencionadas, ya que al hacerlo se conseguirá condiciones de productividad,

estabilidad y seguridad en las labores de explotación; esto se lo puede realizar

determinando propiedades tales como: peso específico, resistencia a la compresión,

esponjamiento, etc., que influirán en la elección del diseño que garantizará la correcta

explotación de la veta Yucal-Chirimoyo.

Con la realización de este estudio se beneficiarán: la empresa porque contará

con un método de explotación adecuado extrayendo mayor cantidad de mineral; las

comunidades cercanas al proyecto con la generación de fuentes de empleo, y servirá

como referencia para futuros estudios; además que, aportará significativamente tanto

a la carrera profesional como a la experiencia laboral de la persona que realizará este

estudio.

3

CAPÍTULO II

2. Marco Lógico

2.1. Planteamiento del problema

La empresa AIC explota, bajo el régimen de pequeña minería, cuerpos polimetálicos

diseminados y vetiformes en el área minera “El Corazón” desde el año 2002, con una

alta responsabilidad ambiental y social.

Entre los cuerpos vetiformes de esta área minera se ha identificado, luego de

estudios geoquímicos, geofísicos y perforaciones a diamantina, la veta Yucal-

Chirimoyo, en la cual se están llevando a cabo labores de preparación para su posterior

explotación.

Para esta explotación se deberá elegir un diseño adecuado que sea conveniente

tanto técnica como económicamente, analizando parámetros geológico-mineros tales

como: propiedades físico-mecánicas y la resistencia del mineral y roca encajante.

2.2. Formulación del proyecto

¿Será posible elegir un método de explotación subterráneo adecuado para la

explotación de la veta Yucal-Chirimoyo, existente en el área minera “El Corazón”,

ubicada en la parroquia García Moreno, cantón Cotacachi, provincia de Imbabura?

2.3. Variables dependientes para la elección del diseño de explotación.

La principal variable dependiente para la elección del diseño de explotación será: el

método de explotación a elegirse.

2.4. Variables independientes para la elección del diseño de explotación.

Entre las variables independientes para la elección del diseño de explotación,

tendremos: propiedades físico-mecánicas del mineral y la roca encajante, propiedades

geotécnicas del mineral y la roca encajante, resistencia del mineral y la roca encajante.

2.5. Objetivos

2.5.1. Objetivo General

Elegir el método de explotación subterráneo adecuado para la extracción del mineral

de la veta Yucal-Chirimoyo, existente en el área minera “El Corazón”, ubicada en la

parroquia García Moreno, cantón Cotacachi, provincia de Imbabura.

4

2.5.2. Objetivos Específicos

Recopilar información acerca de estudios previos de la veta Yucal-Chirimoyo,

realizados por la empresa minera “Agroindustrial El Corazón”.

Realizar ensayos físico-geomecánicos para determinar la calidad de la roca de caja

y del material mineralizado.

Determinar el método de explotación.

Diseñar los esquemas de perforación y voladura para las diferentes labores.

Efectuar el cálculo de costos de la carga explosiva para cada tipo de labor minera

Efectuar el cálculo de costos de perforación para cada labor minera.

Socializar esta investigación con el personal técnico-operativo de la empresa.

2.6. Factibilidad y acceso a la información sobre el proyecto

El presente estudio es factible porque se cuenta con la aprobación de la empresa minera

“Agroindustrial El Corazón”, además de contar con la predisposición, los recursos

económicos y académicos de la persona que realizará este estudio.

Para el desarrollo de este estudio se cuenta con la asistencia de técnicos mineros

en el campo, así como también con un tutor que guiará correctamente el proyecto

integrador.

La información principalmente se obtendrá de datos recopilados en el campo,

posteriormente se consultarán en fuentes bibliográficas y webgráficas.

5

CAPÍTULO III

3. Marco Teórico

3.1. Ubicación del área de estudio

3.1.1. Ubicación geográfica

El área minera “El Corazón” se ubica en la provincia de Imbabura, cantón Cotacachi,

parroquia García Moreno, sector El Corazón.

FIGURA N°1: Ubicación geográfica del proyecto

Autor: Ricardo Quinga, 2015

6

3.1.2. Ubicación geográfica

La concesión minera “El Corazón” (Concesión #401133) en superficie es de forma

rectangular y cubre 880 has, de 2.2 Km de ancho de este a oeste y 4 Km de largo en

sentido norte – sur.

TABLA A: Coordenadas de ubicación de la concesión “El Corazón”

Vértices Coordenadas X Coordenadas Y

PP 744 300 10 029 900

1 744 300 10 028 700

2 745 200 10 029 900

3 745 200 10 028 700

Fuente: AgroIndustrial “El Corazón”

3.2. Situación actual del proyecto

3.2.1. Labores de acceso al yacimiento

Para acceder a la veta Yucal-Chirimoyo se ha franqueado un crucero, de sección 1,80

x 2,20 m, de 130 m de longitud, que cuenta con sostenimiento para evitar la caída de

rocas del techo y paredes. Para esto, se utilizan dos tipos de fortificación: hormigón

armado los primeros 15 m (FIGURA N°2), y cuadros con madera redonda de 0,20 m

de diámetro, (FIGURA N°3), la distancia entre cuadros varía entre 1 y 1,35 m, en una

longitud de 20 m., los hastiales y techo están encostillados con madera redonda. A

partir de esta última fortificación la roca es competente por lo que no necesita

sostenimiento.

7

FIGURA N° 2: Acceso principal a la veta chirimoyo yucal, fortificada con

hormigon armado

Fuente: Ricardo Quinga, 2015

8

FIGURA N°3: Fortificación con madera redonda en la labor de acceso principal


3.2.2. Trabajos de preparación del yacimiento

Aproximadamente a los 55 m del crucero se corta la veta Chirimoyo por lo que, se ha

franqueado una galería longitudinal (corrida), en dirección al rumbo de la veta.

Aproximadamente 30 m de la “corrida” se han franqueado chimeneas verticales

delimitando la base de los bloques, se tiene un total de 2 bloques (1 bloque piloto y 1

bloque, BQ1, en preparación), desde las chimeneas se franqueó un intermedio, de 1.80

m x 1 m, que se extiende a lo largo del BQ1; desde la corrida cada 5 m se franquean

chimeneas cortas que posteriormente fueron transformadas en buzones para el trasiego

del mineral. (FIGURAS 4 y 5).

9

FIGURA N°4: Vista superior de los trabajos de preparación del bloque (BQ1)


10

FIGURA N°5: Vista frontal de los trabajos de preparación del bloque (BQ1)

1. Galería de nivel 6. Buzón actual

2. Chimenea actual 7. Buzón no franqueado

3. Chimenea no franqueada

4. Galería de corte actual (Intermedio)

5. Galería de corte no franqueada


11

3.2.3. Explotación minera

Las labores de explotación minera se las realizan en el bloque BQ1 de la mina.

FIGURA N°6: Explotación actual del bloque (BQ1)

1. Galería de nivel

2. Chimenea actual

3. Galería de corte actual (Intermedio)

4. Buzón de trasiego

5. Barrenos perforados de 1.20 m, para el avance

del intermedio


3.2.3.1. Galería de nivel

Se franquea la galería de nivel en dirección al rumbo de la veta, de sección 1.80 m x

2.20 m. Para el diagrama de disparo se usa el cuele de tiros paralelos (cuele quemado),

el cual consiste en dejar uno o más barrenos sin carga para que actúen como caras

libres al momento que los barrenos con carga detonen.

12

FIGURA N°7: Esquemas de cueles quemados de tiros paralelos

Fuente: Manual Práctico de Voladura

En este caso se utiliza el esquema de tiro paralelo (b), es decir, un barreno central sin

carga.

FIGURA N°8: Diagrama de perforación de galerías de nivel


13

FIGURA N°9: Carguío con sustancia explosiva en galerías de nivel


3.2.3.2. Galería de corte (Intermedio)

La sección de esta galería es de 1.80 m x 1 m, y se la franquea en el sector inferior del

bloque BQ1. Esta labor está destinada para la preparación de la franja de explotación.

El diagrama de disparo que se usa es el cuele de tiros paralelos (cuele quemado).

14

FIGURA N°10: Diagrama de perforación de galerías de corte


15

3.2.3.3. Chimeneas cortas

Como se explicó, las chimeneas cortas están franqueadas cada 5 m, a lo largo de la

base del bloque, éstas posteriormente se convertirán en buzones de trasiego de mineral.

La sección de esta labor es de 1.50 m x 0.80 m.

FIGURA N°11: Diagrama de perforación de chimeneas cortas


3.2.4. Carguío y transporte del material arrancado

El desalojo del material arrancado se lo realiza en dos etapas:

El mineral arrancado en el “intermedio” se lo realiza empujando con herramientas

manuales, hacia los buzones, en donde se trasiegan a los vagones que tienen capacidad

aproximada de 1Tn.

El material volado en el frente de la corrida se lo realiza con la ayuda de una pala

neumática EIMCO-12B, que carga los vagones de aproximadamente 1Tn. Los

vagones cargados son empujados manualmente por una línea de rieles hacia la cancha

mina.

16

FIGURA N°12: Pala neumática EIMCO 12-B


17

FIGURA N°13: Carguío de mineral desde la pala neumática hasta el vagón de 1

tonelada de capacidad


3.3. Geología de la veta Yucal-Chirimoyo

3.3.1. Geología local y estructural

La concesión minera “El Corazón” se localiza en la unidad geológica Macuchi, que

son depósitos de diferentes tipos: epitermales, vetiformes polimetálicos y pórfidos.

Geológicamente el yacimiento de la veta Yucal-Chirimoyo, posee rocas

volcanoclásticas que se han observado ampliamente en trincheras y accesos al

proyecto, son tobas con cristales ligeramente laminados, brechas de escombros y tobas

18

finas de ceniza volcánica, relacionadas con la unidad San Juan de Lachas del

Oligoceno, que sobreyacen a la unidad Tortugo. (After Godwin 2003).

La veta Yucal-Chirimoyo está emplazado en una veta falla de rumbo general

N 16º E y buzamiento variable entre 85º a 87° SE aproximadamente, la mineralización

es de tipo rosario, es decir que a lo largo de la veta la potencia variará y en ocasiones

se estrangulará (aparentemente desapareciendo en ciertas zonas), pero conforme se

avance ésta aparecerá nuevamente. La potencia media [de la veta] es de 0.30 a 0.40

m de veta de cuarzo (sin considerar los halos de alteración).

La alteración de las salbandas, que en el terreno se notan como dos líneas

paralelas de rocas de mayor o menor resistencia a la meteorización (Se ven como líneas

de ferrocarril), se encuentra muy marcadas por propilitización, silicificación y

argilitización, con planos de estrías en las salbandas de la veta que indican el

desplazamiento de la estructura mineralizada.

FIGURA N°14: Ejemplo de veta con alteración de salbandas

Fuente y Autor: MENDOZA Efraín Ing, 2015

El flanco izquierdo de la veta presenta un intenso fracturamiento (Toba y

brecha triturada) producto de los esfuerzos compresivos, que responden genéticamente

a procesos tectónicos, con un sistema de fallas conjugadas de dirección NNE- NNW.

Los fallamientos son mayormente de rumbo de tipo dextral, con

desplazamiento de 0.20 a 0.40 m y en ciertos sectores se presentan fallamientos

inversos que no tienen desplazamientos considerables. (MENDOZA E, Ing.)

19

3.3.2. Mineralización

La estructura mineralizada de la veta Yucal-Chirimoyo es de tipo filoniano, resultante

del relleno de fisuras y fallas preexistentes, cuya mineralización se relaciona con

fluidos mineralizantes, portadores de cationes de Au-Ag-Cu.

3.3.3. Composición mineralógica de la veta Yucal-Chirimoyo

La veta presenta minerales de cuarzo, pirita, calcopirita, sericita, calcita, con un

vetilleo paralelo en todo lo que corresponde al halo de alteración, con silicificación

moderada. La veta de cuarzo se estrangula en algunos sectores de la galería

longitudinal, pero a su vez este presenta un vetilleo paralelo, con pequeñas fallas de

rumbo de tipo dextral y mayor alteración silícea.

La roca encajante se encuentra compuesta por tobas volcánicas de coloración

verde, con alternancia de sericita, calcita y con diseminación de pirita.

3.4. Identificación de los parámetros a determinar en el estudio

Los parámetros de este estudio son:

Propiedades físico-mecánicas del mineral y la roca encajante:

Peso específico

Peso volumétrico

Esponjamiento

Ángulo de talud natural

Porosidad

Permeabilidad

Abrasividad

Propiedades geotécnicas del mineral y la roca encajante

Determinación de estructuras y fracturas

Determinación del RQD

Calificación según Bieniawski

Valoración de los parámetros geotécnicos

Resistencia del mineral y la roca encajante:

Resistencia a la compresión

Resistencia a la tracción

Resistencia al cizallamiento

Coeficiente de resistencia

20

3.5. Características específicas para la elección del diseño de explotación

Las características específicas para la elección del diseño de explotación son:

Propiedades físico-mecánicas del mineral y la roca encajante:

Peso específico

Esponjamiento

Propiedades geotécnicas del mineral

Determinación de estructuras

Determinación del RQD

Resistencia del mineral y la roca encajante:

Resistencia a la compresión

3.6. Determinación y medición de variables y parámetros técnicos propuestos

Como se menciona en el numeral 3.3.1, la veta en cuestión posee un buzamiento casi

vertical (entre 85° y 87° SE aproximadamente), de forma tabular, potencia 0.60 m

tomando en cuenta el halo de alteración, el yacimiento presenta una forma estable y

de poca variación. Estos datos fueron tomados en el campo.

En cuanto a los parámetros técnicos, se tomaron muestras tanto de roca de caja

como de veta para enviarlas a su posterior análisis en el laboratorio de mecánica de

rocas, cuyos resultados se detallan en el numeral 4.3.

3.7. Registro y procesamiento de la información

La información será tomada directamente en el campo, concretamente en la concesión

minera “El Corazón”, bajo la supervisión y asistencia de los ingenieros Efraín

MENDOZA y René QUISHPE; los datos obtenidos se los procesará en escritorio.

3.8. Interpretación de resultados

La información recolectada será clasificada y analizada mediante programas

informáticos que permitirán la elaboración de tablas, mapas y figuras.

Entre los programas informáticos a ser usados están:

Microsoft Excel: permitirá crear tablas a partir de los datos obtenidos en el campo

y de los resultados de los ensayos de laboratorio.

AUTOCAD 2D-3D: en el cual se realizaran los modelos de los bloques destinados a

la explotación, con su respectiva acotación.

21

3.9. Alternativas de solución al problema investigado

Analizando propiedades como potencia, buzamiento de la veta, y además de las

condiciones físico-geomecánicas de la veta y roca encajante, se ha planteado proponer

2 métodos de explotación que toman en cuentas las propiedades antes mencionadas.

3.9.1. Método de arranque del material mineralizado por capas horizontales y relleno del

espacio explotado. (Cut and Fill)

Los frentes de explotación en el bloque son arrancados mediante capaz horizontales

en dirección ascendente desde el piso hacia el techo del bloque y con relleno del

espacio explotado para sostener las paredes yacente y pendiente, y preparar áreas de

trabajo. Las capas son arrancadas mediante 1 o más frentes.

El material mineralizado es arrancado sobre un entarimado o planchas

metálicas o pantallas de caucho instalado sobre el relleno, esto contribuye a disminuir

la pérdida y dilución del mineral arrancado. Este método se utiliza en las siguientes

condiciones:

Roca mineralizada de buena calidad

Roca encajante incompetente

Angulo de buzamiento mayor a 40°

Potencia moderadas

Tipo de morfologías diferentes

Mineral de alto contenido

Necesidad de conservar la superficie del yacimiento.

3.9.2. Método de almacenamiento y quebrado del material mineralizado desde los frentes

de arranque. (Shrinkage)

Los bloques de los pisos son divididos en cámaras y pilares, en yacimientos con

potencia pequeña generalmente no existe este tipo de división, los trabajadores se

encuentran sobre el material almacenado es por eso que la estabilidad de la roca y de

la roca mineralizada es fundamental. El mineral generalmente es arrancado con ayuda

de voladura ascendente, luego de la voladura se trasiega parte de él (de 30-40%). Estos

métodos son utilizados en yacimientos con las siguientes características:

La roca mineralizada y la roca encajante de los lados deben ser estables.

El material mineralizado no debe tener tendencia a compactarse, oxidarse fácilmente

o auto inflamarse.

El ángulo de buzamiento de los yacimientos no debe ser menor a 55 grados.

22

La potencia de las vetas no debe ser menor a 0,6 metros.

Dentro de las rocas mineralizadas no debe existir roca estéril.

Las vetas del yacimiento debe tener potencia de poca variación.

De preferencia se utiliza este método cuando hay una veta principal.

23

CAPÍTULO IV

4. Diseño Metodológico

4.1. Tipo de estudio

La metodología a aplicarse en esta investigación es de tipo descriptiva, transversal y

prospectiva.

Es descriptiva, porque se debe analizar la geología del área de estudio, las

características físico-geomecánicas del macizo rocoso y del material mineralizado, el

método de explotación a usarse y los parámetros de perforación y voladura, como

variables a tomar en cuenta en el presente estudio.

Es transversal y prospectivo, debido a que se desarrollará en un periodo de tiempo

determinado por la empresa y el investigador, de 6 meses y porque los resultados

obtenidos serán aplicados en el futuro, respectivamente.

4.2. Universo y muestra

El universo de esta investigación está conformado por el área minera “El Corazón”,

conferida a la empresa Agro-Industrial El Corazón (AIC).

La muestra que se analizará en este estudio, corresponde a la veta Yucal-

Chirimoyo.

4.3. Técnicas a utilizarse para la elección del diseño de explotación

Para la elección del diseño de explotación será necesario el análisis de las propiedades

físico-mecánicas, propiedades geotécnicas y la resistencia del mineral y la roca

encajante, razón por la cual se evaluará:

Propiedades físico-mecánicas del mineral y roca encajante

Peso específico (ð).

Esponjamiento (Ke).

Propiedades geotécnicas del mineral

Determinación de estructuras.

Determinación del RQD.

Resistencia del mineral y roca encajante:

Resistencia a la compresión (Rcomp).

24

4.3.1. Peso específico y resistencia a la compresión

Luego de realizados los ensayos en el Departamento de Ensayos y Modelos de la

Universidad Central del Ecuador, los resultados, de las muestras de roca encajante y

veta, (ANEXO 1).

TABLA B: Resultados de ensayos

Fuente y Autor: Departamento de Ensayos y Modelos de la Universidad Central del

Ecuador

4.3.2. Coeficiente de esponjamiento

Para el cálculo del coeficiente de esponjamiento, está dado por la siguiente fórmula:

𝐾𝑒 =𝑉𝑒

𝑉

Donde;

Ke: coeficiente de esponjamiento,

Ve: volumen de la roca después de la voladura (m3) *

V: volumen de la roca en el macizo rocoso (m3) **

𝐾𝑒 =9.18

6.80

𝐾𝑒 = 1.35

*: Valor tomado en el campo previo a la voladura, el cual es un estimado del volumen que

resultará después de la misma.

**: Valor tomado en el campo, con la asistencia del Ing. Efraín MENDOZA, mediante el

conteo de coches de 1 tonelada de capacidad luego de una voladura.

4.3.3. Estructuras e índice de calidad de la roca

Para la determinación de estructuras y el RQD, se procedió a recolectar los datos in-

situ, es decir se calculó el RQD cúbico, en un tramo del 10 m de largo en la galería de

nivel intermedio de un metro de ancho del bloque en la mina.

DESCRIPCIÓN

ENSAYO

Peso específico

(g/cm3)

Resistencia a la

compresión (MPa)

Roca encajante: Toba volcánica silicificada 2.69 67.33

Veta con halo de alteración 2.81 83.86

25

TABLA C: Cantidad de fisuras en un tramo de 10 m de longitud de la galería

intermedia


Fuente: Mina de la veta Yucal-Chirimoyo

Y el RQD, está definido por la siguiente fórmula:

𝑅𝑄𝐷 = 115 − 3.3𝐽𝑣 (%)

Donde:

Jv: cantidad total de juntas o fisuras por m3.

𝑅𝑄𝐷 = 115 − 3.3(11)

𝑹𝑸𝑫 = 𝟕𝟖. 𝟕 %

Con este RQD calculado, se establece que la calidad de la roca es buena según la siguiente

tabla de Deere:

TABLA D: Índice de calidad de la roca según Deere

RQD (%) Calidad de la Roca

<25% Muy mala

25 – 50 Mala

50 – 75 Regular

75 – 90 Buena

90 - 100 Muy Buena


Fuente: Deere, D.U. 1989. “Rock quality designation” (RQD)

4.4. Elección del diseño de explotación

Para la elección del diseño de explotación, se realiza una tabla comparativa de los

métodos descritos en los numerales 3.9.1. y 3.9.2, en donde constan los parámetros

principales.

0-1 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10 TOTAL

Cantidad de juntas o fisuras

por m3 Jv 2 1 1 1 3 1 0 1 1 0 11

26

TABLA E: Comparación entre los métodos propuestos

N° Parámetros Cut and fill Shrinkage

1 Potencia de la veta X X

2 Buzamiento X X

3 Roca encajante estable - X

4 Material mineralizado

estable X X

5 Lados yacente y

pendiente estables - X

6 Mineral de buena

calidad X X

7 Morfología X X

8 Presencia de roca

encajante en la veta - X

9

Tendencia del material

mineralizado a

oxidarse fácilmente

- X

10


mineralizado a

compactarse

- X

11


mineralizado a auto

inflamarse

- X


Fuente: HARTMAN Howard, Handbook of Minning

Luego de analizar los parámetros de ambas propuestas se ha decidido elegir el

método de arranque y almacenamiento temporal de material mineralizado en los

frentes de arranque (Shrinkage), utilizado la variante de arranque en dirección a la

extensión del yacimiento dejando pilares entre ellas o también conocido como

Shrinkage Stoping, porque cumple con 11 de 11 parámetros comparados.

A continuación se detallará las labores de preparación de niveles y bloques de

mineral, y las labores de explotación de bloque.

4.4.1. Preparación de niveles y bloques de mineral

Trabajos de preparación

Se franquea una galería longitudinal en el nivel principal, de sección 2.20 m x 1.80 m,

en mineral siguiendo el rumbo de la veta. Sobre esta se deja un umbral de alto de 2 m

y desde esta, cada 5 m se cortan chimeneas cortas de sección 1.50 m x 0.80 m. En el

medio del pilar entre bloques se franquea una chimenea de sección 1.5 m x 1.5 m, en

esta cada 3 m se franquean galerías de corte de 1.8 m x 0.80 x 2 m.

27

En el presente estudio las reservas posibles se encuentran hacia arriba, a una distancia

estimada de 50 m, y hacia abajo, hasta la edición final del estudio, se planteó realizar

perforaciones a diamantinas para definir reservas.

FIGURA N°15: Modelo de explotación propuesto

28

1. Galería de Nivel Principal 7. Chimenea corta

2. Umbral de piso 8. Bloque explotado

3. Umbral de techo 9. Bloque en explotación

4. Buzones de trasiego 10. Bloque en preparación

5. Chimenea 11. Material mineralizado almacenado

6. Galería de corte 12. Pilares entre bloques

13. Intermedio


En la preparación del bloque, en la parte inferior, se franquea una galería de

corte (intermedio) de sección 1.80 m x 0.80 m, a lo largo de todo el bloque; luego cada

5 m se procede a perforar en el piso, con un ángulo de 55°, para unir con las chimeneas

cortas y formar los buzones de trasiego.

En el centro de la “galería intermedio” en el techo, se franquea una chimenea

corta de 1.5 m de largo por 1.80 m de alto y por 0.80 m de ancho, que posteriormente

servirá como cara libre para realizar la voladura de la siguiente franja de explotación

(tajo).

FIGURA N°16: Preparación del intermedio


29

4.5. Parámetros técnicos de explotación

4.5.1. Dimensión de los niveles

La dimensión de los niveles será, de 30 m de distancia vertical, sin embargo esta altura

podrá disminuir en función de la variación de la veta.

4.5.2. Dimensión de los bloques

La dimensión de los bloques será de 30 m de distancia vertical y 40 m de longitud,

debido a que la variación de datos estructurales es mínima y en la práctica son las

dimensiones más utilizadas en este método.

4.5.3. Volumen y tonelaje de mineral en los bloques

El volumen del mineral en el bloque será igual a:

𝑉𝑏 = 𝑑𝑣 ∗ 𝑑ℎ ∗ 𝑝𝑚

Donde;

𝑑𝑣: distancia vertical del bloque; 26 m

𝑑ℎ: distancia horizontal del bloque, 36 m

𝑝𝑚: potencia media de la veta, 0.60 m

𝑉𝑏 = 26 ∗ 36 ∗ 0.60

𝑉𝑏 = 561.6𝑚3

El tonelaje del mineral es igual a:

𝑇𝑛 = 𝑉𝑏 ∗ 𝛿

Donde;

𝛿: densidad del mineral, 2.81 ton/m3

𝑉𝑏: volumen del bloque, 561.6 m3

𝑇𝑛 = 561.6 ∗ 2.81

𝑇𝑛 = 1578.096 𝑡𝑜𝑛

4.5.4. Dimensiones de los umbrales y pilares

En este método es necesario dejar reservas de mineral tanto en umbrales como en

pilares, a continuación se detallan las dimensiones de cada uno de estos:

Umbrales de techo y piso: ubicados en las galerías de nivel, también conocidos como

umbrales de entre pisos, cuyas dimensiones son de 2 m de altura y 40 m de longitud,

por la potencia de la veta. (FIGURA N° 15)

30

Pilares de entre bloques, que se dejan a lo largo del bloque, estos pilares se ubican

aproximadamente cada 40 m y sus dimensiones son de 2 m de largo por 3 m de alto,

por la potencia de la veta. (FIGURA N° 15)

4.5.5. Volumen y tonelaje de los umbrales y pilares

El número de umbrales de techo y piso en cada bloque es igual a 2, respectivamente.

El volumen es igual a:

𝑉𝑃1 = 𝑑𝑣 ∗ 𝑑ℎ ∗ 𝑝𝑚

Donde:

dv: distancia vertical del umbral, 2 m

dh: distancia horizontal del umbral, 40 m

pm: potencia media de la veta, 0.60 m

𝑉𝑃1 = 2 ∗ 40 ∗ 0.60

𝑉𝑃1 = 48 𝑚3

Como en cada bloque se deja 2 umbrales, entonces:

𝑉𝑃1𝑡 = 𝑉𝑃1 ∗ 2

𝑉𝑃1𝑡 = 96 𝑚3

El tonelaje de mineral en umbrales es igual a:

𝑇𝑛𝑝1 = 𝑉𝑃1𝑡 ∗ 𝛿

𝑇𝑛𝑝1 = 96 ∗ 2.81

𝑇𝑛𝑝1 = 269.76 𝑡𝑜𝑛

El número de pilares de entre bloques es igual a 10, ya que se deja 5 pilares en cada

lado del bloque. El volumen es igual a:

𝑉𝑃2 = 𝑑𝑣2 ∗ 𝑑ℎ2 ∗ 𝑝𝑚

Donde:

dv2: distancia vertical del pilar, 3 m

dh2: distancia horizontal de pilar, 2 m

pm: potencia media de la veta, 0.60 m

𝑉𝑃2 = 3 ∗ 2 ∗ 0.60

𝑉𝑃2 = 3.6 𝑚3

Como en cada bloque se dejan 10 pilares, entonces:

𝑉𝑃2𝑡 = 𝑉𝑃2 ∗ 10

𝑉𝑃2𝑡 = 3.6 ∗ 10

𝑉𝑃2𝑡 = 36 𝑚3

31

El tonelaje de mineral en pilares es igual a:

𝑇𝑛𝑝2 = 𝑉𝑃2𝑡 ∗ 𝛿

𝑇𝑃2 = 36 ∗ 2.81

𝑇𝑃2 = 101.16 𝑡𝑜𝑛

En cada bloque, el tonelaje total de mineral dejado en pilares y umbrales es igual a:

𝑇𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝑇𝑛𝑝1 + 𝑇𝑛𝑝2

𝑇𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 269.76 + 101.16

𝑇𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 370.92 𝑡𝑜𝑛

El porcentaje de reservas de mineral dejado en cada bloque es igual a:

% 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑇𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 ∗ 100

𝑇𝑛

% 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 =370.92 ∗ 100

1578.096

% 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 23.50 %

4.5.6. Altura de la franja de explotación

El arranque de mineral en el bloque se debe realizar perforando barrenos verticales

ascendentes de 1.8 m.

El volumen de la veta arrancada en cada disparo es igual a:

𝑉𝑣𝑎 = ℎ𝑓𝑎 ∗ 𝑙𝑓𝑎 ∗ 𝑝𝑚

Donde:

𝑉𝑣𝑎: Volumen de la veta arrancada,

ℎ𝑓𝑎: altura de la franja arrancada en cada disparo,

𝑙𝑓𝑎: longitud de la franja arrancada (x2),

𝑝𝑚: potencia media de la veta, sin considerar dilución.

𝑉𝑣𝑎 = 1.8 ∗ 34.5 ∗ 0.60

𝑉𝑣𝑎 = 37.26𝑚3

El tonelaje del mineral arrancado es igual:

𝑇𝑣𝑎 = 𝑉𝑣𝑎 ∗ 𝛿

Donde:

𝛿: densidad del mineral,

𝑇𝑣𝑎 = 37.26 ∗ 2.81

𝑇𝑣𝑎 = 104.7 𝑡𝑜𝑛

32

4.5.7. Perforación y voladura en las labores de preparación

Para perforación de las labores de la mina se usa martillos neumáticos manuales

modelo YT- 28 de fabricación China, instalado un pie de avance para facilitar al

perforista, el empuje y sostenimiento de la máquina, además para el franqueo de

chimeneas se utiliza un martillo neumático manual STOPPER, también de fabricación

China. Los útiles de perforación principalmente utilizados en las galerías de nivel y

chimeneas son juegos de barrenos integrales hexagonales con punta de cincel de 0.60,

1.20 y 1.80 m, barrenos hexagonales con punta cónica y brocas de cincel de 38 mm de

diámetro que se ajustan al barreno por presión.

4.5.7.1. Galerías de nivel

Forma de la galería: La forma de la galería es rectangular, adicional a esto en las

zonas donde se ubican los buzones ha sido necesario fortificar con cuadros de madera

para su sostenimiento.

Sección de la galería: para el cálculo de las secciones de la galería se han tomado los

datos directamente en el campo, obteniéndose los siguientes resultados:

TABLA N°1: Datos del diseño de la galería de nivel

DESPCRIPCIÓN DISTANCIA (cm)

Ancho entre rieles (ar) 56

Altura de riel (hr) 10

Altura del durmiente (hd) 15

Distancia de seguridad (n) 25

Distancia de seguridad, servicios y cuneta

(m)

65

Ancho de los vagones (B) 90

Altura de los vagones (hv) 130

Altura borde riel al techo 190

Altura del piso al durmiente (gr) 3


Fuente: Labor de acceso principal a la veta Yucal-Chirimoyo

Ancho o luz (2a)= 1.80 m

Altura (h)= 2.20 m

La sección luz es igual a:

𝑆𝑙𝑢𝑧 = ℎ ∗ 2𝑎

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 2.2 ∗ 1.8

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 3,96 𝑚2

33

La sección óptima es igual a:

𝑆ó𝑝𝑡 = (ℎ + 𝑑𝑐 + 𝑐) ∗ (2𝑎 + 2𝑑𝑝)

Donde:

dc: diámetro del cumbrero, 0.20 m

dp: diámetro del poste, 0.20 m

c: encostillado, 0.10 m

𝑆ó𝑝𝑡 = (2.2 + 0.20 + 0.1) ∗ (1.8 + 0.20)

𝑆ó𝑝𝑡 = 5.50 𝑚2

La sección de voladura es igual a:

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 1.07 ∗ 𝑆ó𝑝𝑡

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 1.07 ∗ 5.50

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 5.89 𝑚2

FIGURA N°17: Dimensiones de la galería de nivel


Fuente: Labor de acceso principal a la veta Yucal-Chirimoyo

34

Diagrama de perforación: para el diagrama de disparo de las galerías de nivel,

galerías de corte, chimeneas y chimeneas cortas se usará el cuele de tiros paralelos con

barreno central grueso, el cual consiste en perforar barrenos de igual diámetro,

alrededor de un barreno central de mayor diámetro, que no cargará con sustancia

explosiva para que actúe como cara libre al momento del disparo.

El diámetro mayor se lo puede calcular con relación a la profundidad del

taladro que permita un avance de 95% del disparo, utilizando la siguiente formula:

𝐻 =𝐷ℎ + 16.51

41.67 ∗ 0.95

Donde:

H: profundidad del barreno, 1.7m

Dh: diámetro del barreno, mm

Avance del 95% del barreno de 1.8m

𝐻 = 1.8 ∗ 0.95

𝐻 = 1,7𝑚

Despejando Dh:

𝐷ℎ =41.67𝐻

0.95− 16.51

𝐷ℎ =41.67 ∗ 1.7

0.95− 16.51

𝐷ℎ = 58 𝑚𝑚

No habiendo barrenos de diámetro 58 mm, se deberá usar uno de 60 mm


Con las fórmulas propuestas en el Manual de EXSA, se puede diseñar el

diagrama de perforación, calculando, primeramente, el burden y espaciamiento de los

barrenos de cuele y contra cuele.

TABLA N° 2: Cuadro de fórmulas para el cálculo del burden y el espaciamiento de

los barrenos de cuele y contracuele en las galerías de nivel

CUADRO N° VALOR DE BURDEN LADO DE SECCION

CUELE 𝐵1 = 1.5 𝐷ℎ 𝑆𝑐1 = 𝐵1√2

CONTRACUELE 1 𝐵2 = 𝐵1√2 𝑆𝑐2 = 1.5 𝐵2√2

CONTRACUELE 2 𝐵3 = 1.5 𝐵2√2 𝑆𝑐2 = 1.5 𝐵3√2

CONTRACUELE 3 𝐵4 = 1.5 𝐵3√2 𝑆𝑐3 = 1.5 𝐵4√2

35

CUADRO N° VALOR DE BURDEN (cm) LADO DE SECCION (cm)

CUELE 9.0 12.7

CONTRACUELE 1 12.7 27.0




Fuente: Manual Práctico de Voladuras

FIGURA N°18: Diseño del cuele y contracuele para el franqueo de la galería de

nivel


Si no se cuenta con las brocas del diámetro determinado para el barreno central,

se perforan barrenos de menor diámetro juntos, que se pueden calcular con la siguiente

fórmula:

𝐷ℎ = 𝑑ℎ ∗ √𝑁𝑣2

Donde:

Dh: diámetro equivalente a un solo barreno sin carga, 60 mm

dh: diámetro de los barrenos con carga, 38 mm

Nv: número de barrenos vacíos. 3

36

Despejando Nv:

𝑁𝑣 = (𝐷ℎ

𝑑ℎ)

2

𝑁𝑣 = (60

38)

2

= 2.5

𝑁𝑣 = 3 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 𝑣𝑎𝑐í𝑜𝑠.

Estos 3 barrenos vacíos, de diámetro 38 mm, actuarán como uno solo al reemplazar al

barreno de diámetro 60 mm.

Número de barrenos perforados: El número de taladros requeridos para la voladura

depende del tipo de roca a volar, grado de confinamiento del frente, del grado de

fragmentación que se desea obtener y del diámetro de los útiles de perforación

disponibles; factores que individualmente pueden obligar a ampliar o reducir la malla

de perforación y por consiguiente disminuir el número de taladros calculados

teóricamente. Para el cálculo del número de barrenos, utilizaremos los datos de la

siguiente tabla:

TABLA N°3: Datos para el cálculo del diagrama de perforación de las galerías de

nivel, chimeneas, galerías de corte y chimeneas cortas

DESCRIPCION VALOR

Densidad del explosivo (SGe) Explogel III 1.05 g/cm3

Peso específico de la roca (SRr) 2.69 g/cm3

Diámetro del explosivo (De) 25.4 mm


Cálculo de barrenos de piso

Burden

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 𝑆𝐺𝑒

𝑆𝐺𝑟) + 1.5] 𝐷𝑒

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 1.05

2.6) + 1.5] 25.4

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 1.1𝐵

𝑆 = 1.1 ∗ 0.7

𝑆 = 0.76 𝑚

37

Retacado

𝑇 = 0.2 𝐵

𝑇 = 0.2 ∗ 0.70

𝑇 = 0.14 𝑚

Número de barrenos de piso

𝑁 =2𝑎

𝑆

𝑁 =1.8

0.77

𝑁 = 2.35 ≈ 2 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁 = 3 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠

Cálculo de barrenos de techo

Burden

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 𝑆𝐺𝑒

𝑆𝐺𝑟) + 1.5] 𝐷𝑒

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 1.05

2.6) + 1.5] 25.4

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 1.1𝐵

𝑆 = 1.1 ∗ 0.7

𝑆 = 0.76 𝑚

Retacado

𝑇 = 𝐵

𝑇 = 0.70 𝑚

Número de barrenos de techo

𝑁 =2𝑎

𝑆

𝑁 =1.8

0.77



38

Cálculo de barrenos de hastiales

Burden

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 𝑆𝐺𝑒

𝑆𝐺𝑟) + 1.5] 𝐷𝑒

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 1.05

2.6) + 1.5] 25.4

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 1.1𝐵

𝑆 = 1.1 ∗ 0.7

𝑆 = 0.76 𝑚

Retacado

𝑇 = 𝐵

𝑇 = 0.70 𝑚

Número de barrenos de hastiales

𝑁 =ℎ

𝑆

𝑁 = 2.20

0.77



Anteriormente se han tomado en cuenta 2 perforaciones, correspondientes al

techo y piso de cada hastial, por lo tanto el número de perforaciones para cada hastial

es de 2.

Cálculo de barrenos de destroza

Burden

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 𝑆𝐺𝑒

𝑆𝐺𝑟) + 1.5] 𝐷𝑒

𝐵 = 0.012 [(2 ∗ 1.05

2.6) + 1.5] 25.4

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 1.1𝐵

𝑆 = 1.1 ∗ 0.7

𝑆 = 0.76 𝑚

39

Retacado

𝑇 = 0.5𝐵

𝑇 = 0.35 𝑚

TABLA N° 4: Distribución de los barrenos perforados en las galerías de nivel

Tipo de barrenos N° de barrenos Identificación

Desfogue 3

Cuele 4 1,2,3,4

Contracuele 4 5,6,7,8

Destroza 4 9,10

Hastiales 4 11

Techo 3 12,13

Zapateras 3 14

TOTAL 25


FIGURA N°19: Diagrama de perforación propuesto para las galerías de nivel


Para el franqueo de este tipo de galerías se utiliza barrenos integrales de 1,80 m y

brocas de 38 mm.

40

Cantidad de sustancia explosiva para cada barreno: para realizar la voladura de

estas galerías se utiliza EXPLOGEL III de 1”x7” como carga de fondo y nitrato de

amonio con diésel (ANFO) como carga de columna. Para realizar estos cálculos serán

necesarios los siguientes datos:

TABLA N° 5: Datos de los parámetros requeridos para el cálculo de la carga

explosiva en galerías de nivel

DATOS

Longitud de barreno Lb 1.8 m

Rendimiento de la perforación Rp 95 %

Longitud real de la perforación Lp 1.7 m

Rendimiento de la voladura Rv 95 %

Avance real Ar 1.6 m

Diámetro de la perforación dh 38 mm

Masa de 1 cartucho de EXPLOGEL III me 0.97 Kg

Masa de 1 cartucho de nitrato de amonio mnit 0.20 Kg

Longitud de 1 cartucho de EXPLOGEL III Le 17.78 cm

Longitud de retacado de los barrenos de piso Tp 0.14 m

Longitud de retacado de los barrenos de hastiales Th 0.70 m

Longitud de retacado de los barrenos del techo Tt 0.70 m

Longitud de retacado de los barrenos de destroza Td 0.35 m

Longitud de retacado de los barrenos de cuele y contracuele Tc 0.10 m

Número de taladros de piso Ntp 3 ---

Número de taladros de techo Ntt 3 ---

Número de taladros de los hastiales Nth 4 ---

Número de taladros de destroza Ntd 4 ---

Número de taladros de cuele Ntc 4 ---

Número de taladros de contracuele Ntcc 4


Fuente: Varios

Cantidad de carga para los barrenos de piso

Carga de fondo (Qb)

𝑄𝑏 =1

3∗ 𝐿𝑝 ∗

(𝑑ℎ)2

1000

𝑄𝑏 =1

3∗ 1.7 ∗

(38)2

1000

𝑄𝑏 = 0.82 𝐾𝑔

41

Número de Cartuchos de explosivo para la carga de fondo

𝑁𝑄𝑏 =𝑄𝑏

𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.82

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0,85 ≈ 1

𝑁𝑄𝑏 = 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

Longitud de la carga de fondo

ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 2

ℎ𝑏 = 0.36 𝑚

Longitud de la carga de columna

ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑝)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.36 + 0.14)

ℎ𝑐 = 1.21𝑚

Concentración de la carga de columna

𝐶𝑄𝒑 = 0.7 ∗ (𝑑ℎ

2

1000)

𝐶𝑄𝒑 = 0.7 ∗ (382

1000)

𝐶𝑄𝒑 = 1.01 𝐾𝑔/𝑚

Carga de columna

𝑄𝑝 = ℎ𝑐 ∗ 𝐶𝑄𝑝

𝑄𝑝 = 1.21 ∗ 1.01

𝑄𝑝 = 1.23 𝐾𝑔

Carga Total de los barrenos de piso

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡𝑝

𝑄𝑡𝑝 = (0.82 + 1.23) ∗ 3

𝑄𝑡𝑝 = 6.15 𝐾𝑔

42

Cálculo de los barrenos de techo

Para calcular lo cantidad de carga para los barrenos, en este caso, tomaremos como

base las constantes propuestas por Rune Gustafsson en su libro “Técnica Sueca de

Voladuras”, en el que propone que la carga de fondo para los barrenos de techo es

igual a 0.30 Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.30 Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔



𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.30

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0.31 ≈ 1

𝑁𝑄𝑏 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜


ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 1

ℎ𝑏 = 0.18𝑚


ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑡)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.18 + 0.7)

ℎ𝑐 = 0.83𝑚


𝐶𝑄𝒑 = 0.30 Kg/m

Carga de columna


𝑄𝑝 = 0.83 ∗ 0.30

𝑄𝑝 = 0.25 𝐾𝑔

Carga Total de los barrenos de techo

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡𝑡

𝑄𝑡𝑝 = (0.30 + 0.25) ∗ 3

𝑄𝑡𝑝 = 1.65 𝐾𝑔

43

Cantidad de carga para los barrenos de los hastiales



Voladuras”, en el que propone que la carga de fondo para los barrenos de los hastiales

es igual a 0.30 Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.35 Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔



𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.30

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0.31 ≈ 1



ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 1

ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑡)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.18 + 0.7)

ℎ𝑐 = 0.83 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑝 = 0.83 ∗ 0.35

𝑄𝑝 = 0.29 𝐾𝑔

Carga Total de los barrenos de los hastiales

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡ℎ

𝑄𝑡𝑝 = (0.30 + 0.29) ∗ 4

𝑄𝑡𝑝 = 2.37 𝐾𝑔

44

Cantidad de carga para los barrenos de destroza



Voladuras”, en el que propone que la carga de fondo para los barrenos de destroza es


Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.60 𝐾𝑔



𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.60

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0.62 ≈ 1



ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 1

ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑑)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.18 + 0.35)

ℎ𝑐 = 1.18 𝑚


𝐶𝑄𝒑 = 0.40 𝐾𝑔

Carga de columna


𝑄𝑝 = 1.18 ∗ 0.40

𝑄𝑝 = 0.47

Carga Total de los barrenos de destroza

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡𝑑

𝑄𝑡𝑝 = (0.60 + 0.47) ∗ 4

𝑄𝑡𝑝 = 4.29 𝐾𝑔

45

Cantidad de carga para los barrenos de cuele



Voladuras”, en el que propone que la carga de fondo para los barrenos de cuele es igual

a 0.25 Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.30 Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.25 𝐾𝑔



𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.25

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0.26 ≈ 1



ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 2

ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑐)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.36 + 0.1)

ℎ𝑐 = 1.25 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑝 = 1.25 ∗ 0.30

𝑄𝑝 = 0.38 𝐾𝑔

Carga Total de los barrenos de cuele

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡𝑐

𝑄𝑡𝑝 = (0.25 + 0.38) ∗ 4

𝑄𝑡𝑝 = 2.51 𝐾𝑔

46

Cantidad de carga para los barrenos de contracuele



Voladuras”, en el que propone que la carga de fondo para los barrenos de contracuele


Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.45 𝐾𝑔



𝑚𝑒

𝑁𝑄𝑏 =0.45

0.97

𝑁𝑄𝑏 = 0.46 ≈ 1



ℎ𝑏 = (𝐿𝑒

100) ∗ 𝑁𝑄𝑏

ℎ𝑏 = (17.78

100) ∗ 2

ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 𝐿𝑝 − (ℎ𝑏 + 𝑇𝑐𝑐)

ℎ𝑐 = 1.7 − (0.36 + 0.1)

ℎ𝑐 = 1.25 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑝 = 1.25 ∗ 0.35

𝑄𝑝 = 0.44 𝐾𝑔

Carga Total de los barrenos de contracuele

𝑄𝑡𝑝 = (𝑄𝑏 + 𝑄𝑝) ∗ 𝑁𝑡𝑐𝑐

𝑄𝑡𝑝 = (0.45 + 0.44) ∗ 4

𝑄𝑡𝑝 = 3.56 𝐾𝑔

47

Resumiendo la cantidad de sustancia explosiva para cada tipo de barreno perforado:

TABLA N° 6: Cantidad de sustancia explosiva utilizada en la voladura de galerías

de nivel

Tipo de barrenos

N° de

barrenos

Carga de fondo

Qb total

Kg/barreno

Carga de

columna

Qp total

Kg/barreno

Desfogue 3

Cuele 4 0.25*4= 1 0.38*4= 1.51

Contracuele 4 0.45*4= 1.80 0.44*4= 1.76

Destroza 4 0.60*4= 2.40 0.47*4= 1.89

Hastiales 4 0.30*4= 1.20 0.29*4= 1.17

Techo 3 0.30*3= 0.9 0.25*3= 0.75

Zapateras 3 0.82*3= 2.47 1.23*3= 3

Total de carga

de por pega 25 9.77 10.75

Mecha

deflagrante

(m/barreno)

Fulminantes

(unidad/barreno)

Conectores

(unidad/barreno)

Mecha

rápida

(Ignicord)

(m)

2.1 1 1

Total de

carga de por

pega

46.2 22 22 5


Carga Total

𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿 = 𝑄𝑏 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 + 𝑄𝑝 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙

𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿 = 9.77 + 10.75

𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿 = 20.52 𝐾𝑔

48

Volumen de la voladura

𝑉𝒗 = 𝑆𝑣𝑜𝑙 ∗ 𝐴𝑟

𝑉𝒗 = 5.89 ∗ 1.6

𝑉𝒗 = 9.42 𝑚3

Tonelaje de la voladura en galería de nivel

𝑇𝑣 = 𝑉𝑣 ∗ 𝛿

𝑇𝑣 = 9.42 ∗ 2.81

𝑇𝑣 = 26.46 𝑡𝑜𝑛

Costo de la carga explosiva

TABLA N° 7: Costo de la carga explosiva utilizada en las galerías de nivel

Descripción Cantidad Precio Total en $

Explogel III 9.77 Kg 4.36 $/Kg 42.59

Nitrato de amonio 10.75 Kg 0.65 $/Kg 6.99

Mecha deflagrante 46.2 m 0.26 $/m 12.01

Mecha rápida (Ignicord) 5 m 0.88 $/m 4.40

Conectores 22 unidades 0.47 $/unidad 10.34

Fulminante ordinario N° 8 22 unidades 0.26 $/unidad 5.72

TOTAL COSTO CARGA

EXPLOSIVA (TCCE)

82.05 $/pega


Fuente: EXPLOCEM

Costo de la carga explosiva por metro de avance

𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜⁄ =

𝑇𝐶𝐶𝐸

𝐴𝑟


82.05

1.6

𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜⁄ = 51.28

$

𝑚

49

Consumo de útiles de perforación

Para esto necesitaremos los siguientes datos:

TABLA N°8: Datos de los parámetros requeridos para el cálculo de consumo de

útiles de perforación en galerías de nivel

DATOS

Longitud de la galería de nivel a franquear LGN 40 m

Cantidad de barrenos Nb 25 -

Vida útil media de broca de cincel de 38

mm.

Vm1 100 m perforados

Vida útil media de barreno hexagonal de

inserción cónica de 1.8 m

Vm2 250 m perforados


Fuente: Varios

Broca de cincel de 38 mm

Para el consumo de útiles brocas, utilizaremos la siguiente fórmula:

𝑁° =𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠

𝑉𝑚1

𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 = 𝐿𝐺𝑁 ∗ 𝑁𝑏

Entonces,

𝑁° =𝐿𝐺𝑁 ∗ 𝑁𝑏

𝑉𝑚1

𝑁° =40 ∗ 25

100

𝑁° = 10 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠

Por logística se recomienda hacer un pedido de 11 brocas de cincel de 38 mm.

Barrenos hexagonal de inserción cónica de 1.8 m

Para el consumo de útiles barrenos, utilizaremos la siguiente fórmula:

𝑁° =𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠

𝑉𝑚2

𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 = 𝐿𝐺𝑁 ∗ 𝑁𝑏

50

Entonces,

𝑁° =𝐿𝐺𝑁 ∗ 𝑁𝑏

𝑉𝑚2

𝑁° =40 ∗ 25

250

𝑁° = 4 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

Por logística se recomienda hacer un pedido de 5 barrenos de hexagonales de inserción

cónica.

Costo de útiles de perforación

TABLA N° 9: Costo de útiles de perforación en galerías de nivel


Broca de cincel de 38 mm. 11

unidades

90 $/unidad 990

Barreno hexagonal de

inserción cónica de 1.8 m 5 unidades 190 $/unidad 950

TOTAL DE COSTO DE

ÚTILES DE PERFORACIÓN

(TCUP)

1940


Fuente: Varios

Costo de útiles de perforación por metro de avance


𝑇𝐶𝑈𝑃

𝐴𝑟


1940

1.6

𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜⁄ = 1212.5 $/𝑚

Cálculo de la ley diluida

Tonelaje de la veta

𝑇𝑛 = 𝐿𝑏 ∗ 𝐴𝑟 ∗ 𝑝𝑚 ∗ 𝛿

Donde:

𝑇𝑛: 𝑡𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑣𝑒𝑡𝑎

𝐿𝑏: 𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒𝑙 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜

𝐴𝑟: 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 𝑟𝑒𝑎𝑙

𝑝𝑚: 𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑚𝑒𝑑𝑖𝑎 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑣𝑒𝑡𝑎

51

𝛿: 𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑐í𝑓𝑖𝑐𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑣𝑒𝑡𝑎

𝑇𝑛 = 1.8 ∗ 1.6 ∗ 0.6 ∗ 2.81

𝑇𝑛 = 4.86 𝑡𝑜𝑛

Nueva ley de material diluido volado

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 =𝑇𝑛 ∗ 𝐿𝑚

𝑇𝑣

Donde:

Lm: Ley media de la veta en macizo, 12 g de Au/ ton

Tv: Tonelaje de la voladura en galería de nivel, 26.46 ton

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 =4.86 ∗ 12

26.46

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 = 2.20 g de Au/ ton

Cantidad de sustancia explosiva

𝑞 =𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿

𝑉𝑣

𝑞 =20.52

9.42

𝑞 = 2.18𝐾𝑔

𝑚3

NOTA: Para los cálculos de: burden y espaciamiento de cuele y contracuele,

número de barrenos perforados, cantidad de sustancia explosiva, consumo y costo

de útiles de perforación de chimeneas, galerías de corte y chimeneas cortas se

usarán las mismas fórmulas de las galerías de nivel.

4.5.7.2. Chimeneas

Forma de la labor: esta excavación será de forma cuadrada y la sección será 1.50 m

x 1.50 m.

Sección de la labor: la sección de la galería depende de varios factores, tales como:

la función de la galería, tiempo de servicio, etc, por lo que se ha tomado una sección

de 1.50 m x 1.50 m.

Ancho o luz (2a)= 1.50 m

Altura (h)= 1.50 m


𝑆𝑙𝑢𝑧 = 2.25 𝑚2

52

La sección óptima es igual a:

𝑆ó𝑝𝑡 = 2.81 𝑚2

La sección de voladura es igual a:

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 3 𝑚2

Diagrama de perforación: para el diagrama de disparo se elegirá el cuele de tiros

paralelos con barreno central grueso, tomando en cuenta las fórmulas expresadas en el

“Manual de Voladura” de EXSA, descritas en la tabla N°28.

Diámetro mayor


TABLA N° 10: Cuadro del burden y el espaciamiento de los barrenos de cuele y

contracuele en las chimeneas


CUELE 9.0 12.7




FIGURA N°20: Diseño del cuele y contracuele para el franqueo de chimeneas


Número de barrenos vacíos


53

Número de barrenos perforados: para este cálculo, se ha de utilizar el “Método

Gráfico” con ayuda del software AutoCAD y las fórmulas propuestas en el Manual de

EXSA, usando los datos de la TABLA N°3:


Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.14 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚



54



es de 1.

TABLA N° 11: Distribución de los barrenos perforados en las chimeneas


Desfogue 3

Cuele 4 1,2,3,4


Hastiales 4 9

Techo 3 10, 11

Zapateras 3 12

TOTAL 19


FIGURA N°21: Diagrama de perforación propuesto para chimeneas




amonio como carga de columna. Para realizar estos cálculos serán necesarios los

siguientes datos:

55


explosiva en chimeneas

DATOS


















Número de taladros de contracuele Ntcc 4 ---


Fuente: Varios


Carga de fondo (Qb)

𝑄𝑏 = 0.82 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 1.21𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 1.23 𝐾𝑔

56


𝑄𝑡𝑝 = 6.15 𝐾𝑔






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18𝑚


ℎ𝑐 = 0.83𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.25 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 1.65 𝐾𝑔






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔



57


ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 0.83 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.29 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 1.18 𝐾𝑔






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.25 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 1.43 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.43 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 2.72 𝐾𝑔

58






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.45 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 1.25 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.44 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 3.56 𝐾𝑔

59


TABLA N° 13: Cantidad de sustancia explosiva utilizada en la voladura de las

chimeneas

Tipo de barrenos

N° de barrenos

Carga de fondo

Qb total

Kg/barreno

Carga de

columna

Qp total

Kg/barreno

Desfogue 3

Cuele 4 0.25*4= 1 0.43*4= 1.72

Contracuele 4 0.45*4= 1.80 0.44*4= 1.72

Hastiales 2 0.30*2= 0.60 0.29*2= 0.58

Techo 3 0.30*3= 0.90 0.25*3= 0.75

Piso 3 0.82*3= 2.47 1.23*3= 3.68

Total de carga

de por pega 19 6.77 8.49

Mecha

deflagrante

(m/barreno)

Fulminantes

(unidad/barreno)

Conectores

(unidad/barreno)

Mecha

rápida

(Ignicord)

(m)

2.1 1 1

Total de

carga de por

pega

33.6 16 16 5


Carga Total



𝑉𝒗 = 4.80 𝑚3

Tonelaje de la voladura de chimeneas

𝑇𝑣 = 13.49 𝑡𝑜𝑛

60


TABLA N° 14: Costo de la carga explosiva utilizada en las chimeneas








TOTAL COSTO CARGA

EXPLOSIVA (TCCE)

59.85 $/pega


Fuente: EXPLOCEM






útiles de perforación en chimeneas

DATOS

Longitud de la chimenea a franquear LCH 30 m


Vida útil media de broca de cincel de 38 mm. Vm1 100 m

perforados Vida útil media de un juego de barrenos hexagonales de

inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m Vm2 250

m

perforados


Fuente: Varios


𝑁° =30 ∗ 19

100

𝑁° = 5.70 ≈ 6 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠


61


𝑁° =30 ∗ 19

250

𝑁° = 2.28 ≈ 3 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠


cónica.


TABLA N° 16: Costo de útiles de perforación en chimeneas



unidades

90

$/unidad

630

Juego de barrenos hexagonales de

inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m

4

unidades

470

$/unidad

1880

TOTAL DE COSTO DE ÚTILES DE

PERFORACIÓN (TCUP) 2510


Fuente: Varios




Tonelaje de veta

𝑇𝑛 = 4.86 𝑡𝑜𝑛


𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 =4.86 ∗ 12

13.49

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 = 4.32 𝑔 𝑑𝑒 𝐴𝑢/𝑡𝑜𝑛



𝑉𝑣

𝑞 =15.26

4.80

𝑞 = 3.18 𝐾𝑔

𝑚3

62

4.5.7.3. Galerías de corte

Forma de la galería: esta tiene una forma rectangular de 0.80m x 1.80m. Y se

franquearán cada 3m.

Sección de la galería: Las dimensiones para esta labor serán:

Ancho o luz (2a)= 0.80m

Altura (h)= 1.80m


𝑆𝑙𝑢𝑧 = 1.44 𝑚2

Barreno mayor


Con las fórmulas propuestas en el Manual de EXSA, se puede diseñar el diagrama de

perforación, calculando, primeramente, el burden y espaciamiento de los barrenos de

cuele y contra cuele.


contracuele en las galerías de corte


CUELE 9.0 12.7




FIGURA N°22: Diseño del cuele y contracuele para el franqueo de la galería de

corte


63





EXSA, usando los datos de la TABLA N°3.


Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.14 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚

64





es de 2.

TABLA N° 18: Distribución de los barrenos perforados en las galerías de corte


Desfogue 3

Cuele 4 1,2,3,4


Hastiales 4 9

Techo 3 10,11

Zapateras 3 12

TOTAL 21


FIGURA N°23: Diagrama de perforación propuesto para las galerías de corte


65

Para el franqueo de este tipo de galerías se utiliza barrenos integrales de 1,80 m y

brocas de 38 mm.




siguientes datos:


explosiva en galerías de corte

DATOS


















Número de taladros de contracuele Ntcc 4 ---


Fuente: Varios


Carga de fondo (Qb)

𝑄𝑏 = 0.82 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚

66


ℎ𝑐 = 1.21𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 1.23 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 5,52 𝐾𝑔





igual a 0.30Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.30Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18𝑚


ℎ𝑐 = 0.83𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.25 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 1.65 𝐾𝑔




67


es igual a 0.30Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.35Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 0.83 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.29 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 2.37 𝐾𝑔





a 0.25Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.30Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.25 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 1.43 𝑚



68

Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.43 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 2.72 𝐾𝑔





es igual a 0.45Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.35Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.45 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 1.25 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.44 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 3.56 𝐾𝑔

69


TABLA N° 20: Cantidad de sustancia explosiva utilizada en la voladura de

galerías de corte

Tipo de barrenos

N° de barrenos

Carga de fondo

Qb total

Kg/barreno

Carga de

columna

Qp total

Kg/barreno

Desfogue 3

Cuele 4 0.25*4= 1 0.43*4= 1.72

Contracuele 4 0.45*4= 1.80 0.44*4= 1.76

Hastiales 4 0.30*4= 1.2 0.29*4= 1.17

Techo 3 0.30*3= 0.9 0.25*3= 0.75

Zapateras 3 0.82*3= 2.47 1.23*3= 3.68

Total de carga

de por pega 21 7.37 9.07

Mecha

deflagrante

(m/barreno)

Fulminantes

(unidad/barreno)

Conectores

(unidad/barreno)

Mecha

rápida

(Ignicord)

(m)

2.1 1 1

Total de

carga de por

pega

37.8 18 18 5


Carga Total


70


𝑉𝒗 = 2.30 𝑚3

Tonelaje de la voladura de chimeneas cortas

𝑇𝑣 = 6.47 𝑡𝑜𝑛


TABLA N° 21: Costo de la carga explosiva utilizada en las galerías de corte








TOTAL COSTO CARGA

EXPLOSIVA (TCCE)

65.39 $/pega


Fuente: EXPLOCEM



$

𝑚

Consumo de útiles de perforación en galerías de corte

Para la longitud total de galerías de corte franqueadas, se debe tomar en cuenta que:

En cada bloque, en la parte inferior, se franquea una sola galería de corte (intermedio)

de 40 m de longitud (Ver 4.4.1. Preparación de niveles y bloques de mineral)

En cada bloque, a continuación de la galería de corte (intermedio), se franquean

galerías de corte de 2 m de longitud. (Ver 4.4.1. Preparación de niveles y bloques de

mineral)

71


útiles de perforación en galerías de corte

DATOS

Longitud total de galerías de corte franqueadas LGC 60 m



perforados Vida útil media de barreno hexagonal de inserción

cónica de 1.8 m

Vm2 250 m

perforados


Fuente: Varios


𝑁° =60 ∗ 21

100

𝑁° = 12.6 ≈ 13 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠



𝑁° =60 ∗ 21

250



cónica.


TABLA N° 23: Costo de útiles de perforación en galerías de corte



unidades

90 $/unidad 1170

Barreno hexagonal de inserción

cónica de 1.8 m 6 unidades 190 $/unidad 1140

TOTAL DE COSTO DE

ÚTILES DE PERFORACIÓN

(TCUP)

2310


Fuente: Varios

72



Cálculo de la ley diluida de la veta

𝑇𝑛 = 4.86 𝑡𝑜𝑛


𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 =4.86 ∗ 12

6.47

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 = 9 𝑔 𝑑𝑒 𝐴𝑢/𝑡𝑜𝑛



𝑉𝑣

𝑞 =16.44

2.30

𝑞 = 7.14 𝐾𝑔

𝑚3

4.5.8. Ventilación en las labores de preparación

Para estas labores se recomienda usar ventilación auxiliar, la cual se define como aquel

sistema que haciendo uso de ductos y ventiladores auxiliares, ventilan áreas

restringidas de las minas subterráneas, empleando para ella circuitos de alimentación

de aire fresco y evacuación de aire viciado que les proporciona el sistema de

ventilación general. (Servicio Nacional de Geología y Minería, Departamento de

Seguridad Minera, Santiago de Chile, 2008)

Los sistemas de ventilación que pueden emplearse en el desarrollo de galerías

horizontales de preparación, utilizando ductos y ventiladores auxiliares son:

Sistema impelente: el aire es impulsado dentro del ducto y sale por la galería

franqueada ya viciado. (Figura N° 24)

Para galerías horizontales de poca longitud y sección (menores a 400 m y de 3

m x 3 m de sección), lo conveniente es usar un sistema impelente de mediana o baja

capacidad, dependiendo del equipo a utilizar en el desarrollo y de la localización de la

alimentación y evacuación de aire del circuito general de la ventilación de la zona.

(Servicio Nacional de Geología y Minería, Departamento de Seguridad Minera,

Santiago de Chile, 2008)

73

Sistema aspirante: el aire fresco ingresa al frente en desarrollo por la galería y el

contaminado es extraído mediante ductos. (Figura N° 24)

Para ventilar desarrollos de galerías desde la superficie, es el sistema aspirante

es el preferido para su ventilación, aun cuando se requieren elementos auxiliares para

remover el aire de la zona muerta (zona con aire viciado), comprendida entre el frente

y el extremo del ducto de aspiración. (Servicio Nacional de Geología y Minería,

Departamento de Seguridad Minera, Santiago de Chile, 2008)

Sistema combinado: es decir combinan los sistemas impelente-aspirante, y emplea

dos tendidos de ductos, una para extraer el aire viciado y otra para impulsar aire limpio

al frente de avance. Este sistema reúne las ventajas de los dos tipos básicos, en cuanto

a mantener la galería en desarrollo y el frente de avance con una renovación constante

de aire limpio y en la velocidad de la extracción de los gases productos de la voladura,

con la desventaja de su mayor costo de instalación y manutención.

Para galerías de mayor sección (mayor a 12 m2), y con una longitud sobre los

400 metros, el uso de un sistema aspirante o combinado es más recomendable para

mantener las galerías limpias y con buena visibilidad para el tránsito del personal.

(Figura N° 24)

Actualmente, es la ventilación impelente la que más se usa, ya que el ducto es

una manga totalmente flexible, fácil de trasladar, colocar y sacar. En este caso, el

ventilador al soplar infla la manga y mueve el aire. (Servicio Nacional de Geología y

Minería, Departamento de Seguridad Minera, Santiago de Chile, 2008).

Razón por la cual, para el presente estudio, en el desarrollo de las labores de

preparación horizontales se recomienda utilizar la ventilación auxiliar con sistema

impelente. Adicional a esto y pensando a largo plazo en el desarrollo del proyecto, se

recomienda franquear una galería de ventilación, que se ubicará en la parte superior de

cada bloque preparado, para su posterior explotación y que permitirá que el aire

viciado, circule a través de esta, y sea expulsado por la galería de nivel principal.

(FIGURA N° 32)

A continuación se desarrollará los cálculos necesarios para definir la potencia

del motor del ventilador.

74

FIGURA N° 24: Esquema de tipos básicos de ventilación auxiliar de desarrollo de

la mina

Autor y Fuente: SERNAGEOMIN, 2008

La aplicación de sistemas auxiliares para desarrollar labores verticales está

limitada a su empleo para ventilar la galería donde se inicia el desarrollo de la

chimenea o pique, dado que la destrucción de los tendidos de ductos dentro de la labor

vertical por la caída de la roca en los disparos es inevitable (en su reemplazo se utiliza

el aire comprimido).

Uso de aire comprimido

Por su alto costo, en relación a la ventilación mecanizada, el uso del aire comprimido

para atender la aireación de desarrollos debe limitarse exclusivamente a aquellas

aplicaciones donde no es posible por razones prácticas el utilizar sistemas auxiliares

de ventilación como es el caso particular del desarrollo manual de chimeneas o piques

inclinados. (Servicio Nacional de Geología y Minería, Departamento de Seguridad

Minera, Santiago de Chile, 2008).

Para el desarrollo de labores de preparación verticales, en el presente estudio,

se recomienda hacer uso de aire comprimido en la extracción de aire viciado y así tener

un ambiente adecuado para el personal de trabajo.

75

4.5.8.1. Ventilación para el frente de avance en labores de preparación

Cantidad de aire

𝑸𝒂 = 𝑁𝑝 ∗ 𝑉𝑎𝑝 ∗ 𝐾𝑝, 𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒𝑚𝑖𝑛⁄

Donde,

𝑸𝒂: cantidad de aire necesaria en el frente de avance

𝑁𝑝: número de personas que pueden coincidir en la mina simultáneamente, 8 personas

𝑉𝑎𝑝: volumen de aire por persona, 6 m3 de aire persona / min

𝐾𝑝: coeficiente de seguridad de reserva de aire, 1.25≤ KP ≤ 1.45

Entonces,

𝑸𝒂 = 10 ∗ 6 ∗ 1.45

𝑸𝒂 = 69.6 𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒𝑚𝑖𝑛⁄

Cantidad de aire con pérdidas

𝑸𝒂𝒑 = 𝑄𝑎 ∗ (1 +𝑃 ∗ 𝐿

100) , 𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒

𝑚𝑖𝑛⁄

Donde,

𝑸𝒂𝒑: cantidad de aire con pérdidas

𝑄𝑎: cantidad de aire necesaria en el frente de avance

𝑃: porcentaje de pérdida por cada 100 m de la manga de ventilación, 5%

𝐿: longitud final del frente de avance, 130 m (se toma como referencia al crucero

actualmente franqueado)

Entonces,

𝑸𝒂𝒑 = 69.6 ∗ (1 +5 ∗ 130

100)

𝑸𝒂𝒑 = 74.12 𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒𝑚𝑖𝑛⁄

Estimando el número de personas que pueden coincidir en la mina

simultáneamente sería de 8 personas (2 perforistas, 2 ayudantes de perforación, 3

obreros y un ingeniero) y el volumen de aire por persona es de 6 m3 de aire persona /

min, entonces la cantidad de metros cúbicos de aire por minuto será igual al producto

de ambas, este valor lo usaremos para definir la relación de cantidad de aire con

pérdidas, en el siguiente cálculo:

𝑸𝒂𝒑′ =𝑄𝑎𝑝

𝑁𝑝 ∗ 𝑉𝑎𝑝

76

𝑸𝒂𝒑′ =74.12

8 ∗ 6

𝑸𝒂𝒑′ = 1.54

4.5.8.2. Cálculo de la depresión del ventilador

En este punto se deberá definir un diámetro para la manga de ventilación, que se

recomienda, dada la sección de la galería de nivel (1.80 m x 2.20 m), sea de 0.4 m de

diámetro. Para el cálculo de la depresión del ventilador, usaremos la siguiente fórmula:

𝛈 =6.5 ∗ 𝛼 ∗ 𝐿 ∗ 𝑄𝑎𝑝′2

𝜙5

Donde:

η: depresión

𝛼: coeficiente que toma en cuenta la resistencia de las paredes de la manga de

ventilación a la circulación del aire, 0.00015≤ α ≤ 0.00020

𝐿: longitud final del frente de avance, 130 m (se toma como referencia al crucero

actualmente franqueado)

𝑄𝑎𝑝′: relación de cantidad de aire con pérdidas

𝜙: diámetro de la manga de ventilación, 0.5m

Entonces,

𝛈 =6.5 ∗ 0.00015 ∗ 130 ∗ 1,542

0.45

𝛈 = 29.52 𝐾𝑔/𝑚2

4.5.8.3. Cálculo de la potencia del motor del ventilador

En este cálculo, intervienen la altitud y la temperatura de la zona donde se ubicará el

ventilador, dado que estas influyen en la eficiencia del motor. En el presente estudio,

la altitud del proyecto, es de 1000 msnm y la temperatura promedio es de 25 °C, en

estas condiciones, asumiremos la eficiencia del motor en un 75%.

Así, el cálculo de la potencia del motor del ventilador, está definido por la

siguiente fórmula:

𝐾𝑣 =1.05 ∗ 𝑄𝑎𝑝

′ ∗ η

102 ∗ 𝜖

Donde,

η: depresión

𝑄𝑎𝑝′: relación de cantidad de aire con pérdidas

77

𝜖: eficiencia del motor en relación a la altitud

Entonces,

𝐾𝑣 =1.05 ∗ 1.54 ∗ 29.52

102 ∗ 0.75

𝐾𝑣 = 0.626

𝐻𝑃 = 1.343 ∗ 𝐾𝑣

𝐻𝑃 = 1.343 ∗ 0.626

𝐻𝑃 = 0.84 ≈ 1𝐻𝑃

4.5.9. Transporte y desalojo de material en las labores de explotación

Los tonelajes de voladura para cada labor fueron calculados de los numerales 4.5.7.1.

al 4.5.7.3 (Galería de nivel, chimeneas y galerías de corte), para el tonelaje de voladura

de chimeneas cortas, se lo calcula más adelante en el numeral 4.5.10.1. y que en labores

de preparación, éstas se transformarán en buzones de trasiego.

La cantidad de vagones disponibles (de 1Tn de capacidad) y el tiempo de

maniobra, que incluye tiempos de carga, acarreo, descarga y vuelta al frente, fueron

tomados en el campo.

Se recomienda que el acarreo de material se mantenga, como el actual, es decir,

se empuja manualmente los vagones sobre un sistema de rieles hasta la cancha mina,

y que conforme avance la preparación de los bloques se invierta en una locomotora

eléctrica.

78

TABLA N° 24: Cálculo del número de viajes por vagón y tiempo de desalojo para

cada labor de preparación de un bloque

LABOR

Tonelaje Voladura

Coef. de esponjamiento

Tonelaje a desalojar

Vago-nes

disponi-bles

Número de viajes

Tiem-po de mani-obra

Tiempo de desalojo

𝑻𝒗 𝑲𝒆

𝑻𝒅𝒆𝒔

𝒏

𝑵°𝒗𝒊

𝒕

𝒕𝒅𝒆𝒔

𝑻𝒗 ∗ 𝑲𝒆

𝑻𝒅𝒆𝒔

𝒏

𝑵°𝒗𝒊 ∗ 𝒕

𝟔𝟎

ton ton Unida-

des

𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆𝒔

𝒗𝒂𝒈ó𝒏 min horas

Galería de nivel

26.46 1.35 35.72 4 9 20 3

Chimeneas 13.49 1.35 18.21 4 5 20 2

Galería de corte

6.47 1.35 8.73 3 3 20 1

Chimeneas Cortas*

5.4 1.35

7.29 2 4 20 1

*se franquean chimeneas cortas en las labores de preparación, porque posteriormente

estás se transformarán en buzones de trasiego.



4.5.10. Perforación y voladura en las labores de explotación

Una vez franqueada la galería de corte (Intermedio), de sección 1.80 m x 0.80 m, a lo

largo de todo bloque, el arranque del material mineralizado dentro del bloque se

realizará en desarrollado las siguientes etapas:

a. En el medio del bloque se franqueará una chimenea corta de 1.50 x 1.80 x 0.80 m,

que servirá de cara libre para la voladura de la franja o tajo.

b. Posterior a la ventilación, carguío y desalojo del material volado de la chimenea

corta, se procederá a la perforación de la franja de explotación (el largo de las franjas

será de 17m aproximadamente), a ambos lados de la chimenea corta, con barrenos de

1,80m dispuestos en forma vertical.

79

FIGURA N°25: Arranque y perforación en la franja de explotación


Fuente: HARTMAN Howard, Handbook of minning

c. Luego que se ha realizado la voladura es necesario trasegar un 35% del material

arrancado. Se deberá dejar una superficie uniforme porque este material almacenado

sirve como plataforma para perforar, para esto se deberá extraer la misma cantidad de

material mineralizado por los buzones de trasiego.

FIGURA N°26: Trasiego del material volado



d. Una vez obtenida una superficie uniforme en el material mineralizado almacenado,

se repiten los pasos (a), (b) y (c).

80

FIGURA N°27: Arranque de las siguientes franjas de explotación



Forma de efectuar el trasiego del mineral almacenado

Luego de que se ha arrancado completamente el material mineralizado del bloque se

procede a trasegarlo, este proceso se debe hacer de forma continua y extrayendo la

misma cantidad desde los buzones con el fin de obtener una superficie homogénea la

cual contribuye a la disminución de la dilución del material almacenado. De no

trasegar el material mineralizado almacenado de una forma técnica se pueden formar,

sobre los buzones, bóvedas las cuales influyen en el taponamiento de los buzones,

generalmente estas bóvedas tienen gran estabilidad por lo que la extracción de estas se

lo realiza desde los buzones cercanos o con ayuda de disparos solitarios.

FIGURA N°28: Formación de bóvedas en el proceso de trasiego


Fuente: ZALDUMBIDE Marco

81

Se recomienda que antes de cada turno se controle que no existan bóvedas, ya

que de existir estas, pueden deformarse repentinamente y ocasionar accidentes al

personal.

4.5.10.1. Chimeneas Cortas

Forma de la labor: esta excavación será de forma rectangular y la sección será 1.50m

x 0.80m

Sección de la labor: se recomienda una sección de 1.50m x 0.80m.

Ancho o luz (2a)= 1.50m

Altura (h)= 0.80 m


𝑆𝑙𝑢𝑧 = 1.20 𝑚2

Diagrama de perforación: para el diagrama de disparo se elegirá el cuele de tiros

paralelos con barreno central grueso, tomando en cuenta las fórmulas expresadas en el

“Manual de Voladura” de EXSA, descritas en la tabla N°28.

Barreno mayor



contracuele en las chimeneas cortas


CUELE 9.0 12.7



82

FIGURA N°29: Diseño del cuele y contracuele para el franqueo de chimeneas

cortas






EXSA, usando los datos de la TABLA N°3.


Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.14 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

83

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚




Burden

𝐵 = 0.70 𝑚

Espaciamiento

𝑆 = 0.77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0.70 𝑚





es de 1.

TABLA N° 26: Distribución de los barrenos perforados en las chimeneas cortas


Desfogue 3

Cuele 4 1,2,3,4


Hastiales 4 9

Techo 3 10, 11

Zapateras 3 12

TOTAL 19


84

FIGURA N°30: Diagrama de perforación propuesto para chimeneas cortas





siguientes datos:


explosiva en chimeneas cortas

DATOS















85




Número de taladros de contracuele Ntcc 4


Fuente: Varios


Carga de fondo (Qb)

𝑄𝑏 = 0.82 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 1.21𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 1.23 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 6.15 𝐾𝑔

Cálculo de los barrenos de techo en chimeneas




igual a 0.30Kg y la concentración de carga de columna es igual a 0.30Kg/m.

Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18𝑚

86


ℎ𝑐 = 0.83𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.25 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 1.65 𝐾𝑔






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.30 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 0.83 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.29 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 1.18 𝐾𝑔

87






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.25 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.18 𝑚


ℎ𝑐 = 1.43 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.43 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 2.72 𝐾𝑔






Carga de fondo

𝑄𝑏 = 0.45 𝐾𝑔




ℎ𝑏 = 0.36 𝑚


ℎ𝑐 = 1.25 𝑚

88



Carga de columna

𝑄𝑝 = 0.44 𝐾𝑔


𝑄𝑡𝑝 = 3.56 𝐾𝑔


TABLA N° 28: Cantidad de sustancia explosiva utilizada en la voladura de las

chimeneas cortas

Tipo de barrenos

N° de barrenos

Carga de fondo

Qb total

Kg/barreno

Carga de

columna

Qp total

Kg/barreno

Desfogue 3

Cuele 4 0.25*4= 1 0.43*4= 1.72

Contracuele 4 0.45*4= 1.80 0.44*4= 1.76

Hastiales 2 0.30*2= 0.60 0.29*2= 0.58

Techo 3 0.30*3= 0.90 0.25*3= 0.75

Piso 3 0.82*3= 2.47 1,23*3= 3.68

Total de carga

de por pega 19 6.77 8.49

Mecha

deflagrante

(m/barreno)

Fulminantes

(unidad/barreno)

Conectores

(unidad/barreno)

Mecha

rápida

(Ignicord)

(m) 2.1 1 1

Total de

carga de por

pega

33.6 16 16 5


Carga Total


89

Volumen de la voladura de la chimenea corta

𝑉𝑣.𝑐ℎ𝑐𝑜𝑟𝑡𝑎 = 1.92 𝑚3

Tonelaje de la voladura de chimeneas cortas

𝑇𝑣 = 5.40 𝑡𝑜𝑛


TABLA N° 29: Costo de la carga explosiva utilizada en las chimeneas cortas








TOTAL COSTO CARGA

EXPLOSIVA (TCCE)

59.85 $/pega


Fuente: EXPLOCEM




Para establecer la longitud total de chimeneas cortas franqueadas, se debe tomar en

cuenta que:

En cada bloque, en el techo de la galería de nivel, se franquean 7 chimeneas cortas,

que posteriormente se convertirán en buzones (ver 4.4.1. Preparación de niveles y

bloques de mineral).

En cada bloque, se franquea una chimenea corta por cada franja de explotación (ver

4.5.8. Perforación y voladura en las labores de explotación).

90


útiles de perforación en chimeneas cortas

DATOS

Longitud total de chimeneas cortas franqueadas LCHC 38 m



perforados Vida útil media de un juego de barrenos hexagonales

de inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m Vm2 250

m

perforados


Fuente: Varios


𝑁° =38 ∗ 19

100

𝑁° = 7.22 ≈ 8 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠



𝑁° =38 ∗ 19

250



cónica.


TABLA N° 31: Costo de útiles de perforación en chimeneas cortas


Broca de cincel de 38 mm. 8 unidades 90

$/unidad

810


inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m 4 unidades

470

$/unidad

1880




Fuente: Varios

91




Tonelaje de veta

𝑇𝑛 = 4.86 𝑡𝑜𝑛


𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 =4.86 ∗ 12

5.40

𝐿𝑚 𝑑𝑖𝑙 = 10.80 𝑔 𝑑𝑒 𝐴𝑢/𝑡𝑜𝑛


𝑞 = 7.95 𝐾𝑔

𝑚3

4.5.10.2. Franja de Explotación

Diagrama de perforación: para el diagrama de disparo se elegirá una perforación de

tajo o rajo, en donde la cara libre será una cara de la chimenea corta. Utilizando la

fórmula del Modelo Matemático de PEARSE para el cálculo del burden:

𝐵 =𝐾 ∗ 𝐷𝑇

12∗ √

𝑃2

𝑆𝑡𝑑, (𝑝𝑖𝑒𝑠)

Donde:

B: burden, (pies)

DT: Diámetro del barreno, en pulgadas

P2: Presión de detonación de la carga explosiva, en PSI

Std: resistencia a la tensión dinámica de la roca, en PSI

K: factor de volabilidad

La resistencia a la tensión dinámica de la roca está en función de la resistencia

a la compresión uniaxial (Rcomp), en PSI, de la misma, como se indica en la siguiente

fórmula:

𝑆𝑡𝑑 = 0,08𝑅𝑐𝑜𝑚𝑝

La resistencia a la compresión uniaxial de la veta (Rcomp), se encuentra en la

TABLA B en el numeral 4.3.1.

1 MPa = 145.04 PSI

𝑅𝑐𝑜𝑚𝑝 = 83.86 𝑀𝑃𝑎 ∗145.04 𝑃𝑆𝐼

1𝑀𝑃𝑎

92

𝑅𝑐𝑜𝑚𝑝 = 12163.05 𝑃𝑆𝐼

𝑆𝑡𝑑 = 0,08𝑅𝑐𝑜𝑚𝑝

𝑆𝑡𝑑 = 0.08 ∗ 12163.05

𝑆𝑡𝑑 = 973.04 𝑃𝑆𝐼

El factor de volabilidad (K), está en función del índice de calidad de la roca

equivalente (ERQD) y se lo calcula de la siguiente manera:

𝐾 = 1.96 − 0.27𝑙𝑛(𝐸𝑅𝑄𝐷)

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 𝑅𝑄𝐷 ∗ 𝐽𝑆𝐹 , (%)

Donde:

RQD: Índice de calidad de rocas (rock quality designation), 78.7 % (Valor calculado

en el numeral 4.3.3.)

JSF: Factor de corrección de la persistencia de las juntas (joint strength correction

factor)

TABLA N° 32: Factores de corrección para estimar JSF

actores de corrección para estima JSF

Estimación de la calidad de la roca JSF

Competente 1

Media 0,90

Suave 0,80

Muy suave 0,70


Fuente: NAVARRO Vidal, Geomecánica aplicada al planeamiento y explotación de

yacimientos en minería subterránea

Con ese RQD, precedemos a calcular el ERQD, tomando como JSF el valor de

0.9 debido a que la calidad de la roca es media:

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 𝑅𝑄𝐷 ∗ 𝐽𝑆𝐹

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 78.7 ∗ 0.9

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 70.83

Con este valor de ERQD, calculamos K:

𝐾 = 1.96 − 0.27𝑙𝑛(𝐸𝑅𝑄𝐷)

𝐾 = 1.96 − 0.27𝑙𝑛(0.81)

𝐾 = 0.81

93

La presión de detonación de la carga explosiva (P2), está en función de la

densidad y velocidad de detonación del explosivo y se la calcula con la siguiente

fórmula:

𝑃2 = 432 ∗ 10−6 ∗ 𝜌𝑒 ∗𝑉𝐷2

1 + 0.8𝜌𝑒, 𝑀𝑃𝑎

Donde:

VD: velocidad de detonación del explosivo, 2400 m/s

𝜌𝑒: densidad del explosivo, 0.86 g/cm3

𝑃2 = 432 ∗ 10−6 ∗ 0.86 ∗24002

1 + (0.8 ∗ 0.86)

𝑃2 = 1267.75 𝑀𝑃𝑎

1MPa = 145.04 PSI

𝑃2 = 1267.75 𝑀𝑃𝑎 ∗145.04 𝑃𝑆𝐼

1 𝑀𝑃𝑎

𝑃2 = 183873.88 𝑃𝑆𝐼

Resumiendo datos:

TABLA N° 33: Datos para determinar el burden según el modelo matemático de

Pearse

Diámetro del

taladro (DT)

Presión de

detonación de la

carga explosiva

(P2)

Resistencia a la

tensión

dinámica de la

roca (Std)

Factor de

volabilidad (K)

pulgadas PSI PSI

1,5 183873.88 973.04 0.81


Fuente: NAVARRO Vidal, Geomecánica Aplicada al Planeamiento y Explotación de

Yacimientos en Minería Subterránea

Así con los datos de la TABLA N° 33, procedemos a calcular el burden con la fórmula

de Pearse:

𝐵 =𝐾 ∗ 𝐷𝑇

12∗ √

𝑃2

𝑆𝑡𝑑,

94

𝐵 =0.81 ∗ 1.5

12∗ √

183873.88

973.04

𝐵 = 1.39 𝑝𝑖𝑒𝑠

1pie = 0.3048m

𝐵 = 1.29 𝑝𝑖𝑒𝑠 ∗0.3048 𝑚

1 𝑝𝑖𝑒

𝐵 = 0.42 𝑚

𝐵 ≈ 0.40 𝑚


Gráfico” con ayuda del software AutoCAD. Para la perforación se usará barrenos de

1.80 m de largo y brocas de 38 mm de diámetro.

Espaciamiento

𝐸 = 1.3 ∗ 𝐵

𝐸 = 1.3 ∗ 0.4

𝐸 = 0.5 𝑚

Retacado

𝑇 = 𝐵

𝑇 = 0.40 𝑚

95

FIGURA N°31: DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PROPUESTO PARA LA

FRANJA DE EXPLOTACIÓN


96

El número de barrenos perforados propuesto en la FIGURA N°30 es igual a:

TABLA N° 34: Número de barrenos perforados en la franja de explotación

Longitud de la perforación

(LP)

Número de

barrenos perforados

17.25m 43

17.25m 43

TOTAL 34.5 m 86


Cálculo de carga para la franja de explotación

Para el cálculo de la carga tomaremos las formulas propuestas en el libro Técnicas de

Voladura Sueca de Rune Gustafsson. El tipo de explosivo que se recomienda como

carga de fondo es ANFO ALUMINIZADO 10%, la iniciación se realizará con

fulminantes ordinarios N°8. Para los cálculos necesitaremos de los siguientes datos:


explosiva en la franja de explotación

DATOS





Número de taladros NT 86

Longitud de la franja a arrancarse (x2) Lfa 34.5 m

Potencia de la franja a arrancarse Pfa 0,80 m

Burden B 0.4 m

Espaciamiento E 0.5 m

Retacado T 0.4 m


Fuente: Varios

97

Concentración de carga de fondo

𝑄𝑏𝑘 =𝑑ℎ

2

1000

𝑄𝑏𝑘 =382

1000

𝑄𝑏𝑘 = 1.41 𝐾𝑔

Altura de carga de fondo

ℎ𝑏 = 1.3 ∗ 𝐵

ℎ𝑏 = 1.3 ∗ 0.4

ℎ𝑏 = 0.52 𝑚

Carga de fondo

𝑄𝑏 = ℎ𝑏 ∗ 𝑄𝑏𝑘

𝑄𝑏 = 0.52 ∗ 1.41

𝑄𝑏 = 0.73 𝑘𝑔/𝑚


𝑄𝑝𝑘 = (0.4 − 0.5)𝑄𝑏𝑘

𝑄𝑝𝑘 = 0.4 ∗ 1.41

𝑄𝑝𝑘 = 0.56 𝐾𝑔

Altura de la carga de columna

ℎ𝑝 = 𝐿𝑏 − (ℎ𝑏 + 𝑇)

ℎ𝑝 = 1.8 − (0.52 + 0.4)

ℎ𝑝 = 0.88 𝑚

Carga de columna

𝑄𝑃 = ℎ𝑝 ∗ 𝑄𝑝𝑘

𝑄𝑃 = 0.88 ∗ 0.56

𝑄𝑃 = 0.495 𝐾𝑔/𝑚

98


TABLA N° 36: Cantidad de sustancia explosiva utilizada en la voladura de la

franja de explotación

N° de barrenos

Carga de fondo

Qb total

Kg/barreno

Carga de

columna

Qp total

Kg/barreno

86 1.41*86= 120.94 0.495*86= 42.57

Total de carga

de por pega 120.94 42.57

Mecha

deflagrante

(m/barreno)

Fulminantes

(unidad/barreno)

Conectores

(unidad/barreno)

Mecha

rápida

(Ignicord)

(m)

2.1 1 1

Total de

carga de por

pega

253.97 86 86 5

Autor: Ricardo Quinga

Carga Total

𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿 = 𝑄𝑏 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 + 𝑄𝑝 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙

𝑄𝑇𝑂𝑇𝐴𝐿 = 120.94 + 42.57


Volumen de la franja arrancada

𝑉𝒇𝒂 = 𝐿𝒇𝒂 ∗ 𝐿𝑏 ∗ 𝑃𝑓𝑎

𝑉𝑓𝑎 = 34.5 ∗ 1.8 ∗ 0.80

𝑉𝑓𝑎 = 49.68 𝑚3

99

Tonelaje de la franja arrancada

𝑇𝑓𝑎 = 𝑉𝑣𝑓𝑎 ∗ 𝛿

𝑇𝑓𝑎 = 49.68 ∗ 2.81

𝑇𝑓𝑎 = 139.6 𝑡𝑜𝑛

Carga específica


𝑉𝑣𝑓𝑎

𝑞 =163.51

49.68

𝑞 = 3.29 𝐾𝑔

𝑚3


TABLA N° 37: Costo de la carga explosiva utilizada en el arranque de una franja

de explotación


ANFO Aluminizado 10% 163.51 Kg 1.40 $/Kg 228.91





TOTAL COSTO CARGA

EXPLOSIVA (TCCE)

362.12 $/pega


Fuente: EXPLOCEM



$

𝑚

100




útiles de perforación en la franja de explotación

DATOS

Longitud de la franja de explotación LFA 34.5 m



perforados Vida útil media de un juego de barrenos hexagonales

de inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m Vm2 250

m

perforados


Fuente: Varios


𝑁° =34.5 ∗ 86

100

𝑁° = 6.56 ≈ 7 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠



𝑁° =34.5 ∗ 86

250



cónica.


TABLA N° 39: Costo de útiles de perforación en la franja de explotación

Descripción Cantidad Precio Total en

$


unidades 90 $/unidad 720


inserción cónica de 0.60m, 1.20m y 1.8 m

4

unidades 470 $/unidad 1880




Fuente: Varios

101



𝑇𝐶𝑈𝑃

𝐴𝑟


1940

1.6


Cálculo de la dilución del mineral

𝐿𝑑𝑖𝑙.𝑚𝑖𝑛 =𝑇𝑣𝑎 ∗ 𝐿𝑚

𝑇𝑓𝑎

Donde:

Tva: tonelaje de la veta arrancada

Lm: ley media de la veta

Tfa: tonelaje de la franja arrancada

En el punto 4.5.6. se calculó el tonelaje de la veta arrancada

𝑇𝑣𝑎 = 104.7 𝑡𝑜𝑛

Por lo tanto

𝐿𝑑𝑖𝑙.𝑚𝑖𝑛 =104.7 ∗ 12

139.6

𝐿𝑑𝑖𝑙.𝑚𝑖𝑛 = 9 𝑔 𝑑𝑒 𝐴𝑢/𝑡𝑜𝑛

4.5.11. Producción diaria propuesta (ton/día)

Como se menciona en el punto 4.5.8. literal (c), es necesario trasegar un 35% del

material volado de la franja de explotación.

𝑉𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = (𝑉𝑓𝑎 + 𝑉𝑐ℎ.𝑐𝑜𝑟𝑡𝑎) ∗ 𝐾𝑒

Donde:

Vmat.esp: volumen del material después de la voladura, m3

Vfa: volumen de la franja de explotación, m3

Vch.corta: volumen de la chimenea corta, m3 1.92 m3

Ke: coeficiente de esponjamiento, 1.35

El volumen de chimenea corta fue calculado previamente en el numeral 4.5.8.1. y el

coeficiente de esponjamiento, fue calculado in-situ, y se lo detalló en el numeral 4.3.2.

𝑉𝑓𝑎 = ℎ𝑓𝑎 ∗ 𝑙𝑓𝑎 ∗ 𝑝𝑚

102

Donde:

ℎ𝑓𝑎: altura de la franja arrancada en cada disparo,

𝑙𝑓𝑎: longitud de la franja arrancada (x2),

𝑝𝑚: potencia media de la veta, sin considerar dilución.

𝑉𝑣𝑎 = 1.8 ∗ 34.5 ∗ 0.80

𝑉𝑣𝑎 = 49.68 𝑚3

Entonces,

𝑉𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = (𝑉𝑓𝑎 + 𝑉𝑣.𝑐ℎ𝑐𝑜𝑟𝑡𝑎) ∗ 𝐾𝑒

𝑉𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = (49.68 + 1.92) ∗ 1.35

𝑉𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = 69.66 𝑚3

𝑇𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = 𝑉𝑚𝑎𝑡𝑒.𝑒𝑠𝑝 ∗ 𝛿

𝛿: 𝑑𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑙 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

𝑇𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = 69.66 ∗ 2.81

𝑇𝑚𝑎𝑡.𝑒𝑠𝑝 = 195.74 𝑡𝑜𝑛/𝑑í𝑎

Como se debe extraer el 35% de este tonelaje:

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝑇𝑚𝑎𝑡𝑒.𝑒𝑠𝑝 ∗ 35%

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = 195.74 ∗ 0.35

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = 68.51 𝑡𝑜𝑛

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 ≈ 70 𝑡𝑜𝑛/𝑑í𝑎

Adicional a esto, en el mismo punto 4.5.8. literal (c), se menciona que se debe

extraer la misma cantidad de material de los buzones para evitar la formación de

bóvedas.

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛𝑏𝑢𝑧ó𝑛⁄ =

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛

# 𝑏𝑢𝑧𝑜𝑛𝑒𝑠/𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒

# 𝑏𝑢𝑧𝑜𝑛𝑒𝑠/𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒 = 7

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛𝑏𝑢𝑧ó𝑛⁄ =

70

7

𝑇𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛𝑏𝑢𝑧ó𝑛⁄ = 10

𝑡𝑜𝑛/𝑑í𝑎

𝑏𝑢𝑧ó𝑛

103

4.5.12. Transporte de mineral en labores de explotación

En el tonelaje de voladura calculado en el numeral anterior, se toma en cuenta el

coeficiente de esponjamiento, razón por la cual en la TABLA N°40, no consta.

Al igual que en las labores de preparación, la cantidad de vagones disponibles

(de 1Tn de capacidad) y el tiempo de maniobra, que incluye tiempos de carga, acarreo,

descarga y vuelta al frente, fueron tomados en el campo.

Se recomienda que el acarreo de material se mantenga, como el actual, es decir,

se empuja manualmente los vagones sobre un sistema de rieles hasta la cancha mina,

y que conforme avance la explotación de los bloques se invierta en una locomotora

eléctrica.

TABLA N°40: Cálculo del número de viajes por vagón y tiempo de desalojo para

labores de explotación

LABOR

Tonelaje Voladura

Coches disponible

s

Número de viajes

Tiempo de maniobra

Tiempo de desalojo

𝑻𝒗 𝒏 𝑵°𝒗𝒊

𝒕 𝒕𝒅𝒆𝒔

𝑻𝒗

𝒏

𝑵°𝒗𝒊 ∗ 𝒕

𝟔𝟎

ton unidades 𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆𝒔

𝒗𝒂𝒈ó𝒏 min horas

Labores de explotación

(chimeneas cortas y franja de explotación)

70 5 14 10 2,3



Se tomará en cuenta que se debe extraer la misma cantidad de mineral de cada

buzón de trasiego para evitar la formación de bóvedas (FIGURA N° 28), que fueron

explicadas en el numeral 4.5.10.

4.5.13. Ventilación en labores de explotación

Para el desarrollo de labores de explotación, en el presente estudio, y como se explicó

anteriormente, en el numeral 4.5.8. se deberá franquear una galería de ventilación, que

se ubicará en la parte superior del bloque de explotación.

104

FIGURA N° 32: ESQUEMA DE VENTILACIÓN EN LABORES DE

EXPLOTACIÓN


AIRE LIMPIO

AIRE VICIADO

105

CAPÍTULO V

5. Impactos del proyecto

5.1. Análisis de resultados

En el estudio de elección del diseño de explotación de la veta Yucal-Chirimoyo,

existente en el área minera “El Corazón”, ubicada en el cantón Cotacachi, parroquia

García Moreno, provincia de Imbabura, se apreció la situación actual del proyecto, que

cuenta con una galería tipo crucero, 130 m de longitud, que corta a la veta a los 55 m;

a partir de este punto se ha franqueado una galería longitudinal, en dirección al rumbo

de la veta, en esta labor se han delimitado, con chimeneas, la base de 2 bloques, un

piloto y otro en fase de preparación, además de chimeneas cortas, cada 5 m.

La extracción de mineral, únicamente se lo realiza del bloque que está, en

preparación, de la siguiente manera: en la parte inferior de éste, a 2m de altura de la

galería de nivel principal, se franquea una galería intermedia, de sección 1.80m x 1 m,

en ésta, en el piso, cada 5 m, se procede a unir con las chimeneas cortas de la galería

longitudinal, con barrenos, a 55° de inclinación aproximadamente, para formar

buzones de trasiego.

El carguío y transporte del mineral arrancado se efectúa, en la galería de nivel

principal, con una pala neumática EIMCO-12B, que carga hacia los vagones de 1Tn

de capacidad; y en el bloque se empuja con pala hacia los buzones, en donde se

trasiegan a los vagones; en ambos casos son empujados manualmente por una línea

de rieles, hasta la cancha mina.

En este estudio fue necesario analizar la geología local y estructural, la

mineralización, y la composición mineralógica de la veta del yacimiento

Luego de analizado esto se procedió a la identificación de los parámetros a

determinar en el estudio, estos son: propiedades físico-mecánicas del mineral y la roca

encajante, las propiedades geotécnicas del mineral y la roca encajante y la resistencia

del mineral y la roca encajante:

La información tomada en el campo, concretamente en la concesión minera “El

Corazón”, se realizó bajo la supervisión y asistencia de los ingenieros Efraín

MENDOZA y René QUISHPE; los datos obtenidos se procesaron en escritorio, y se

los clasificó y analizó mediante programas informáticos que permitieron la

elaboración de tablas, mapas y figuras. Además en las visitas al proyecto se calculó el

coeficiente de esponjamiento, las estructuras e índice de la calidad de la roca (RQD);

y se tomó muestras de la roca encajante y de la veta, que fueron enviadas al

106

Departamento de Ensayos y Modelos de la Universidad Central del Ecuador, para su

análisis.

Posterior al análisis de propiedades como potencia, buzamiento de la veta, y

además de las condiciones físico-geomecánicas de la veta y roca encajante, se ha

planteó proponer 2 métodos de explotación, y se decidió elegir el método de arranque

y almacenamiento temporal de material mineralizado en los frentes de arranque

(Shrinkage), utilizado la variante de arranque en dirección a la extensión del

yacimiento dejando pilares entre ellas o también conocido como Shrinkage Stoping,

porque cumplió con la totalidad parámetros comparados. A continuación se detalló las

labores de preparación de niveles y bloques de mineral, y las labores de explotación

de bloque.

5.2. Estimación de impactos técnico-económicos

En este numeral se tomará en cuenta la cantidad de útiles, martillos de perforación y

costo de perforación, así como también la cantidad de carga de explosivo (Explogel

III), carga de columna (Nitrato de Amonio), cantidad de metros de mecha deflagrante,

mecha rápida (Ignicord), conectores y fulminantes N°8, usados en el avance por metro

y en la preparación y explotación de un bloque de mineral. Los resultados del costo

estimado del avance por metro, se detallan en la siguiente tabla:

107

TABLA N° 41: Costo total estimado por metro de avance en perforación y

voladura de un bloque de mineral


Fuente: Varios

108

Los resultados del costo de la preparación y explotación de un bloque, se detallan a

continuación:

TABLA N° 42: Costos total estimado de perforación y voladura para un bloque de

mineral


Fuente: Varios

109

5.3. Estimación de impactos minero-ambiental

Para esto, se recomienda utilizar el Estudio de Impacto Ambiental (EIA), desarrollado

por la empresa AgroIndustrial “El Corazón”, para el permiso de funcionamiento de la

explotación del cuerpo diseminado y de la planta de beneficio de mineral.

Dado que la línea base, trazada, en dicho estudio, se relaciona directamente con el

proyecto minero de la veta Yucal-Chirimoyo, y los impactos ambientales que generará,

tendrían una semejanza, por lo que las medidas correctoras que se adoptarán para dicho

proyecto estarán relacionadas directa con las adoptadas para la explotación del cuerpo

diseminado.

Las medidas correctoras, para mitigar el impacto ambiental, que se deben estimar

la elaboración del EIA son las siguientes:

Impacto visual: a menudo la visión de una mina y sus instalaciones es el único

contacto que tiene la gente con la actividad minera. Así, el informe de EIA deberá

dejar claro cuál será la extensión de dicho impacto y las medidas correctoras que se

adoptarán.

Gestión de las aguas: otro de los puntos esenciales del informe, deberá contemplar

los siguientes aspectos:

Control de escorrentías y procesos erosivos.

Capacidad de almacenamiento de agua para las actividades de mina.

Minimización del impacto causado por la extracción de aguas subterráneas.

Prevención de fenómenos de contaminación de las aguas subterráneas y

superficiales.

Flora y fauna: por ser actividad minera subterránea, ésta afectará en menor impacto

a la fauna, debido a la presencia humana, maquinaria, movimiento de vehículos, o

ruido. El informe deberá evaluar dichos impactos y explicar las medidas correctoras.

Ruido: al no desarrollarse cerca de núcleos urbanos, el ruido de las operaciones

mineras afectará a la fauna.

Vibraciones- estabilidad del terreno: el informe de EIA deberá entregar datos de

la subsidencia del terreno debido al desarrollo de galerías y cámaras de extracción.

Polvo y otras emisiones a la atmósfera de trabajo: el polvo puede ser un problema

serio en minería subterránea, pudiendo causar enfermedades al personal que trabaja en

la mina. Este impacto puede ser corregido con una correcta ventilación en las labores

franqueadas.

110

Otras emisiones relacionadas con la actividad minera: entre estas incluyen las

generadas por la combustión de los motores de los vehículos y maquinaria minera

(compresores). Las medidas correctoras incluyen el tratamiento de los gases.

Tráfico: el movimiento de camiones y otros vehículos causa trastornos en las

comunidades locales, generando ruidos, perdida de seguridad vial, y problemas con el

mantenimiento de las carreteras. El informe deberá incluir los siguientes puntos:

Tipo y volumen de tráfico antes de la actividad minera.

Identificación de las rutas a utilizar y tipo de vehículos que circularán por ellas.

Evaluación del impacto ocasionado por el aumento de tráfico rodado.

Proyecto de mantenimiento de las rutas.

Gestión de productos químicos, hidrocarburos, y explosivos: las actividades

mineras utilizan una amplia gama de este tipo de productos. El informe deberá incluir

un listado de éstos y cumplir con la ley de manejo de substancias peligrosas. Además

deberá dejar claro cómo se almacenarán dichas substancias.

Gestión de riesgos: a pesar de todas las precauciones que se puedan tomar, siempre

existirá la posibilidad de accidentes (por ejemplo, vertido incontrolado a un río). El

informe deberá incluir un listado de aquellos riesgos y detallar los planes de

contingencia para tratar con los mismos si ocurriera un accidente.

Gestión de residuos: El informe deberá explicitar los siguientes aspectos:

Las características químicas de los residuos, concentraciones estimadas de los

compuestos tóxicos, y el potencial de éstos para generar soluciones ácidas.

Una estimación del volumen de residuos, y una demostración de que la compañía

dispone de la capacidad física como para acumular éstos.

El impacto en la fauna.

Un plan para el vertido controlado de otros residuos, por ejemplo, aguas de

alcantarillas, residuos orgánicos, materiales de construcción, etc.

5.4. Estimación de impactos social - económico

La actividad minera tiene un carácter económico que incide de manera importante en las

comunidades locales. Razón por la cual, se considera los siguientes puntos:

Una estimación del valor de la producción minera.

Empleo directo e indirecto, número estimado de gente local que será empleada,

impacto en la tasa de desempleo local.

Movimiento de personas hacia las comunidades locales.

111

Estimación del dinero que se gastará en las comunidades locales.

Infraestructuras adicionales que serán requeridas, por ejemplo, carreteras, escuelas,

centros de salud, etc.

Impacto en el estilo de vida de las comunidades locales.

Impacto en las actividades locales de agricultura y/o ganadería.

113

CAPÍTULO VI

6. Conclusiones y recomendaciones

6.1. Conclusiones

La veta Yucal-Chirimoyo está emplazado en una veta falla de rumbo general N 16º

E y buzamiento variable entre 85º a 87° SE aproximadamente, la mineralización es de

tipo rosario es decir que es resultante del relleno de fisuras y fallas preexistentes, cuya

mineralización se relaciona con fluidos mineralizantes, portadores de cationes de Au-

Ag-Cu. La potencia media de la veta es de 0.30 a 0.40 m de veta de cuarzo, sin

considerar los halos de alteración, y de 0.60 m considerando estos.

Para el análisis del peso específico y la resistencia del mineral y la roca encajante

se tomó de muestras ambos, y éstas fueron enviadas al Departamento de Ensayos y

Modelos de la Universidad Central del Ecuador, para su respectivo análisis; los

resultados se detallan en la TABLA B.

En la recolección de datos en el campo, se analizó un tramo de la galería de corte

(Intermedio), de 10 m de longitud por 1 m de ancho, permitiendo identificar juntas o

fisuras por metro cúbico; las cuales han sido utilizadas para la caracterización

geomecánica mediante el índice de calidad de la roca (RQD), esta clasificación indica

la existencia de Roca Buena (Ver TABLA D).

El método subterráneo elegido para la adecuada extracción del mineral de la veta

Yucal- Chirimoyo, existente en el área minera “El Corazón”, ubicada en la parroquia

García Moreno, cantón Cotacachi, provincia de Imbabura, fue el método de arranque

y almacenamiento temporal de material mineralizado en los frentes de arranque

(Shrinkage), utilizado la variante de arranque en dirección a la extensión del

yacimiento dejando pilares entre ellas o también conocido como Shrinkage Stoping,

porque concuerda con los parámetros de potencia, buzamiento y con las propiedades

físico-geomecánicas de la veta del yacimiento.

El tonelaje calculado para un bloque de mineral es de 1579 toneladas, además por

el método elegido, se hace necesario dejar reservas de mineral tanto en umbrales como

en pilares; el tonelaje total calculado es de 371 toneladas, que representan el 23.50%

de reservas de mineral dejadas en el yacimiento y el tonelaje de una franja de

explotación calculado es de 105 toneladas.

En las galerías de nivel, chimeneas, galerías de corte, y chimeneas cortas el

diagrama de disparo, propuesto es el cuele de tiros paralelos con barreno central

grueso, el cual consiste en perforar barrenos de igual diámetro, alrededor de un barreno

114

central de mayor diámetro, que no se lo cargará con sustancia explosiva para que actúe

como cara libre al momento del disparo. El barreno de mayor diámetro, se estableció

en 60 mm. Pero al no contar con una broca de dicho diámetro para el barreno central,

se calcularon el número de barrenos de menor diámetro, de 38 mm, que deberán ir

juntos, y así, simular un barreno de 60 mm de diámetro. El número de barrenos que se

calculó fue de 3.

Para la franja se explotación, se ha propuesto la perforación de tajo o rajo de 34.5

m de largo por 0.80 m de ancho, en donde la cara libre es una cara de la chimenea

corta, de sección 1.50 m x 0.80m. Utilizando la fórmula del Modelo Matemático de

PEARSE para el cálculo del burden. Obteniéndose, un burden de 0.40 m; un

espaciamiento de 0.5 m y un retacado de 0.40 m.

La producción diaria propuesta, en base al coeficiente de esponjamiento y al

porcentaje de a ser extraído, luego del arranque de una franja de explotación, para dejar

una superficie uniforme en el material mineralizado almacenado y usarlo como

plataforma para perforar una nueva franja de explotación, es de 70 ton/día.

El costo total estimado por metro de perforación y voladura, calculado es de 7 725

USD, ver TABLA 41, esto tomando en cuenta únicamente para la perforación, útiles

de perforación.

El costo total estimado de perforación y voladura para un bloque de mineral,

calculado es de 16 400 USD, ver TABLA 42, esto tomando en cuenta únicamente para

la perforación, útiles de perforación y martillos perforadores.

6.2. Recomendaciones

Que se desarrollen trabajos de exploración para identificar estructuras

mineralizadas, y evaluar reservas posibles, probables y probadas a partir de las cuales

se pueda efectuar la planificación de las operaciones mineras a corto, media y largo

plazo.

Que la estimación de reservas que realiza la empresa, actualmente, del tipo posibles,

tomando muestras de veta de potencia y para su análisis en el laboratorio, cada 2

avances en la galería longitudinal, se cambie al tipo probadas, tomando muestras cada

2 avances en las labores de preparación del bloque, es decir, en chimeneas y galería de

corte (Intermedio).

Que se cumpla con la normativa de seguridad minera, y se implanten planes de

seguridad y salud ocupacional planificados por técnicos en seguridad de la mina, para

115

minimizar el riesgo de incidentes y accidentes, y así precautelar el bienestar del recurso

humano, operatividad de equipos y maquinaria.

Que se coloque una locomotora para la extracción de mineral, aprovechando al

máximo la línea de rieles colocada a lo largo de la galería de acceso y en la galería

longitudinal.

Que se apliquen los parámetros determinados y los resultados obtenidos en el

presente estudio para proyectar la explotación de la veta Yucal-Chirimoyo.

117

CAPÍTULO VII

7. Bibliografía y anexos

7.1. Referencias bibliográficas

VALENCIA Edwin (2014), Optimización del Sistema de Explotación utilizado en

la Mina Liga de Oro. (Tesis de Pregrado para la obtención de Ingeniero de Minas).

Universidad Central de Ecuador, Quito-Ecuador.

ENRIQUEZ Abdón (2007), Diseño de Explotación de la Mina “El Corazón”. (Tesis

de Pregrado para la obtención de Ingeniero de Minas). Universidad Central de

Ecuador, Quito-Ecuador.

SOSA Humberto (1983). Explotación Subterránea. Editorial Universitaria Quito –

Ecuador.

SOSA Humberto (1990). Fundamentos de Geología Ingenieril para Minas. Quito-

Ecuador.

SOSA Humberto (1988). Técnicas y Tecnologías de los Trabajos de Voladuras en

las Minas. Quito- Ecuador.

ZALDUMBIDE Marco, Explotación Subterránea I y II. Quito- Ecuador.

REID David P. Geo, (2007), Geological, Geophysical and Drilling Evaluation of the

EL CORAZON property, SKEENA RESOURCES LIMITED, Imbabura-Ecuador.

Atlas Copco. Aplicación de los Útiles de Perforación. Manual de Perforación de

Rocas. Suecia.

Atlas Copco. Teoría y Técnicas. Manual de Perforación de Rocas. Suecia.

DONOSO P. (2004). Explotación Subterránea. Quito- Ecuador.

Explocem C.A. Explosivos y Accesorios. Cotopaxi- Ecuador.

FLORES M. (2001). Manual de Factibilidad de Proyectos Mineros. Quito- Ecuador.

GUSTALSSON (1977). Técnicas Suecas de Voladura. Editorial SPI. Nora- Suecia

NOVITZKY A. (1975). Métodos de Explotación Subterránea y Planificación de

Minas. Buenos Aires- Argentina.

NAVARRO Vidal, Geomecánica aplicada al planeamiento y explotación de

yacimientos en minería subterránea. Lima-Perú

HARTMAN Howard, Handbook of minning

CONESA Fernández-Victoria, V. (2003) Guía metodológica para la evaluación del

impacto ambiental.

118

7.2. Apéndice y anexos

Glosario de términos

Veta Falla: una veta falla es, geométricamente, un cuerpo tabular o laminar,

compuesto por minerales, que han sido introducidos por fisuras o sistema de fisuras.

Debido a que muchas vetas ocupan fallas, la terminología la usa y define, como veta

falla. (Glosario de Geología de Alicante).

Sostenimiento: trabajo adicional desarrollado en la actividad minera, con el objetivo

de mantener estables, sitios de la mina considerados inestables, para obtener

condiciones seguras en el avance de las labores.

Bloque de mineral: concentración de mineral valioso, preparado para la extracción.

Que para este estudio, se definieron las siguientes dimensiones: 36 m x 26 m x 0.60

m.

Intermedio: galería de corte franqueada a lo todo el largo y ancho de la base del

bloque de mineral.

Corrida: galería longitudinal franqueada en dirección al rumbo de la veta.

Salbanda: relleno arcilloso común en fallas que se presentan en exploraciones

mineras. (Diccionario Minero, Codelco)

Umbral: mineral sólido, que se deja en la mina para soportar estructuralmente el

piso y techo del bloque de mineral. (Glosario de términos, Southern Copper)

Desfogue: barreno central sin carga, que generará la cara libre necesaria para la

voladura de una labor.

Pega: sinónimo de voladura; ignición de una carga masiva de explosivos.

Mecha deflagrante: también conocida como mecha lenta, y que está fabricada por

un núcleo de pólvora, rodeada de varias capas de hilados y materiales impermeables

resistentes a la abrasión, humedad y esfuerzos mecánicos. (Manual Práctico de

Voladuras).

Stopper: perforadora que se emplea para el franqueo de labores mineras verticales,

como chimeneas.

Reservas posibles: Reservas para las cuales la cantidad y la ley se calculan a partir

de información similar a la que se utiliza para las reservas probables, pero los sitios de

inspección, muestreo y revisión están más alejados o están menos adecuadamente

espaciados. El grado de seguridad, es bajo como para asumir una continuidad entre los

puntos de observación. (Glosario de términos, Southern Copper)

119

Reservas probadas: Reservas para las cuales (a) se calcula cantidades a partir de

dimensiones que se revelan en los afloramientos, zanjas, obras o huecos de voladura;

(b) la ley y/o la calidad se calculan a partir de los resultados de muestreo detallado; y

(c) los sitios para la inspección, el muestreo y las mediciones se espacian tan

estrechamente que el carácter geológico está suficientemente definido como para que

el tamaño, la forma, la profundidad y el contenido mineral de las reservas se

encuentren bien determinados. (Glosario de términos, Southern Copper)

120

ANEXO 1

RESULTADOS DE ENSAYOS

124

ANEXO 2

VISTAS E ISOMETRIA DE UN BLOQUE EN PREPARACIÓN

126

ANEXO 3

VISTAS E ISOMETRIA DE UN BLOQUE EN EXPLOTACIÓN

128

ANEXO 4

ELEMENTOS DE UN BLOQUE EN PREPARACIÓN

130

ANEXO 5

ELEMENTOS DE UN BLOQUE EN EXPLOTACIÓN

universidad central del ecuadorintegrador realizado sobre la: “elección del diseño de...

Documents