trabajo especial de grado - Biblioteca

TRABAJO ESPECIAL DE GRADO
DISEÑO DE UN PLAN DE EXPLOTACIÓN
YACIMIENTO DE CALIZA, CANTERA LA GAMARRA
MAGDALENO, ESTADO ARAGUA.
Presentado ante la Ilustre
Universidad Central de
Venezuela para optar al Título
de Ingeniero de Minas
por el Br. De Abreu G. Juan C.
Caracas, abril del año 2.002
TRABAJO ESPECIAL DE GRADO
DISEÑO DE UN PLAN DE EXPLOTACIÓN
YACIMIENTO DE CALIZA, CANTERA LA GAMARRA
MAGDALENO, ESTADO ARAGUA.
TUTOR ACADÉMICO: Prof. OMAR MÁRQUEZ
Presentado ante la Ilustre
Universidad Central de
Venezuela para optar al Título
de Ingeniero de Minas
por el Br. De Abreu G. Juan C.
Caracas, abril del año 2.002
DEDICATORIA



A DIOS.
A MIS PADRES, ALBERTINA Y CLEMENTE POR SU AMOR Y SU APOYO.
A MIS HERMANOS: NELIA, MARINO, LUIS, CLARA, FÁTIMA, JOSÉ Y JUAN M.


A MAIDÉE, SOBRAN RAZONES.
A TODOS MIS DEMÁS CERCANOS FAMILIARES Y EN ESPECIAL A: MIS TÍOS
JUAN Y ÁNGELA, MIS PRIMOS ALICIA, JUAN Y NOELIA, A DOUGLAS, A THAÍS.

A TODOS MIS AMIGOS Y COMPAÑEROS DE ESTUDIO, DANDO ADEMÁS LAS
GRACIAS.
JUAN.
AGRADECIMIENTO

A la Ilustre Universidad Central de Venezuela, que me brindó la oportunidad de una
formación superior y con ello la de elaborar este trabajo.

Al Departamento de Minas de la Escuela de Geología, Minas y Geofísica de la U.C.V,
quienes gestionaron lo correspondiente a lo académico para la aprobación de este proyecto.

Al profesor Omar Márquez, tutor académico de este trabajo y por su interés y dedicación en
la realización del mismo.

A la empresa y el personal de “Agregados Caribe C. A.”, por prestar su colaboración y sus
instalaciones para la ejecución de este trabajo.

A los profesores (as): Mónica Martiz, José Peña y Alex Villanueva, por su apoyo, aporte y
participación en todo lo referente al desarrollo del proyecto.

Al personal de la biblioteca de la Escuela de Geología, Minas y Geofísica de la Facultad de
Ingeniería de la U.C.V. quienes además de cumplir con sus labores facilitaron y agilizaron la
adquisición de bibliografía.
iv
De Abreu G. Juan C.
DISEÑO DE UN PLAN DE EXPLOTACIÓN
YACIMIENTO DE CALIZA, CANTERA LA GAMARRA
MAGDALENO, ESTADO ARAGUA.
Tutor Académico: Prof. Omar Márquez. Tesis. Caracas, U.C.V. Facultad de Ingeniería.
Escuela de Geología, Minas y Geofísica. Año 2.002, nº págs. 141.
Palabras claves (cantera, recurso, reserva, banco, berma, consumo específico de explosivo).
Resumen. El yacimiento de caliza que se encuentra ubicado en la zona conocida como el Zamuro, en
el cerro Los Perros de Agua, Magdaleno Estado Aragua, es un depósito de pequeñas dimensiones que
puede ser explotado por el método minero convencional de cantera. El total de recursos mineros
limitados por el conocimiento geológico de superficie y evaluados mediante el método de secciones
verticales arrojó un volumen cercano a los 6.000.000 de m3, pero las condiciones generales del
yacimiento reducen el alcance de la explotación y sumado a una baja relación límite estéril / mena de un
20% solo se logró el diseño de la misma para una cantidad de cercana a los 479.840 m3. Se estima que
la explotación debe alcanzar un periodo de cuatro años a un rendimiento de 25.000 t/mes debido a la
baja recuperación de los recursos.
El diseño final de la explotación consta de bancos de 10 m con un declive de 72º y bermas de 4
m, estos parámetros originan un talud final máximo de 55º geomecánicamente estable. La explotación
debe avanzar desde el nivel superior 790 hasta llegar al nivel 720, cada nivel debe extraerse
completamente antes de avanzar al próximo. Los equipos necesarios para realizar las operaciones
mineras básicas son: una (1) perforadora, un (1) cargador, tres (3) camiones; como equipos de apoyo:
dos (2) tractores, una (1) motoniveladora y un (1) camión cisterna. El consumo específico de explosivo
calculado es de 0,39 kg/m3.
RESUMEN
v
INDICE GENERAL
DEDICATORIA
III
AGRADECIMIENTO
IV
RESUMEN V
1. INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................. 1
1.1
1.2
1.2.1
1.2.2
1.3
1.4
Formulación del problema 1
Objetivos y alcance del trabajo
2
Objetivo general ................................................................................................................................. 2
Objetivos específicos ......................................................................................................................... 2
Ubicación y acceso. 3
Límites de la propiedad.
4
2. AGREGADOS CARIBE. ....................................................................................................................................... 6
2.1
2.2
2.3
2.4
2.5
Historia
6
Misión.
6
Organización 6
Esquema de producción
Demanda y producción
7
10
3. LOS AGREGADOS EN LA INDUSTRIA DE LA CONSTRUCCIÓN ........................................................... 15
3.1
3.2
Definición
15
Característica de los agregados.
15
4. GEOGRAFÍA FÍSICA ......................................................................................................................................... 23
4.1
4.2
4.3
Topografía 23
Clima e hidrología 23
Suelos y cobertura vegetal
24
5. GEOLOGÍA .......................................................................................................................................................... 29
5.1
5.1.1
5.1.2
5.2
5.3
5.4
Geología regional
29
Generalidades .................................................................................................................................. 29
Formaciones. .................................................................................................................................... 29
Geología estructural regional 31
Geología estructural local 31
Geología local.
32
6. RESERVAS ........................................................................................................................................................... 34
6.1
6.1.1
6.1.2
6.1.3
6.2
6.3
6.4
6.4.1
6.4.2
6.5
6.6
Recursos y reservas 34
Recurso mineral ............................................................................................................................... 34
Reserva mineral ............................................................................................................................... 34
Clasificación de los recursos y de las reservas. ................................................................................ 34
Certeza del conocimiento geológico. 37
Método standard de las secciones verticales 37
Cálculo del recurso. 39
Cálculo del área de las secciones ..................................................................................................... 39
Cálculo de volumenes ...................................................................................................................... 40
Cálculo de reservas por nivel.
Reporte de reservas 47
45
7. DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN ..................................................................................................................... 48
7.1
7.2
Sistema de explotación
48
Diseño geométrico de la explotación 50
7.2.1
7.2.2
7.3
7.4
7.5
Desarrollo de bancos. ....................................................................................................................... 50
Análisis geotécnico. ......................................................................................................................... 54
Talud final 64
Vida de la explotación
66
Secuencia de la explotación 67
8. PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA ............................................................................................... 74
8.1
8.2
8.3
8.4
8.5
8.6
8.7
8.8
Generalidades 74
Variables relacionadas con la roca 78
Variables relacionadas con el explosivo
79
Variables geométricas del patrón de perforación
Variables geométricas de la carga 91
Secuencia de encendido y tiempo de retardo 93
Fragmentación
95
Efectos secundarios de la voladura 100
83
9. LA PERFORACIÓN .......................................................................................................................................... 106
9.1
9.2
9.3
9.4
9.5
9.6
9.7
Equipo de perforación
106
Longitud de la perforación 106
Tiempo de ciclo de la perforación 107
Velocidad de perforación
108
Disponibilidad y utilización del equipo de perforación
Número de perforadoras requeridas. 110
Herramientas de perforación. 111
109
10. LA CARGA ......................................................................................................................................................... 112
10.1
10.2
10.3
10.4
10.5
10.6
Características del equipo 112
Carga útil del cucharón
113
Tiempo de ciclo del cargador 114
Disponibilidad y utilización del equipo de carga.
Capacidad de producción del equipo de carga
Número de equipos de carga requeridos
116
115
115
11. EL ACARREO .................................................................................................................................................... 117
11.1
11.2
11.3
11.4
11.5
11.6
Capacidad del camión
117
Producción de un camión
118
Tiempo total del ciclo 119
Disponibilidad y utilización de las unidades de acarreo
Número de camiones en operación 127
Factor de acoplamiento
127
126
12. SERVICIO DE MINA ........................................................................................................................................ 129
12.1
12.2
12.3
Medio para el mantenimiento de la explotación
Medios para el mantenimiento de la maquinaria
Servicios generales 132
130
132
CONCLUSIONES 135
RECOMENDACIONES
BIBLIOGRAFÍA
ANEXOS
137
138
140
vii
INDICE DE TABLAS
TABLA 1:
RENDIMIENTO DE PRODUCCIÓN EN PLANTA
11
TABLA 2:
PRODUCCIÓN MENSUAL ESTIMADA
13
TABLA 3:
USO MÁS COMUNES DE LOS AGREGADOS
18
TABLA 4:
TIPOS DE ROCAS UTILIZADAS PARA LA PRODUCCIÓN DE AGREGADOS
18
TABLA 5:
LÍMITES DE LOS PORCENTAJES EN PESO PARA EL AGREGADO GRUESO
20
TABLA 6:
LÍMITES DE LOS PORCENTAJES EN PESO PARA EL AGREGADO FINO
20
TABLA 7:
ESPECIFICACIONES DE AGREGADOS PARA EL CONCRETO
21
TABLA 8:
RUMBO Y BUZAMIENTO PROMEDIO DE LOS ESTRATOS PARA CADA BLOQUE
31
TABLA 9:
CÁLCULOS REALIZADOS Y PROMEDIOS DEL ÁREA PARA CADA SECCIÓN
42
TABLA 10: CÁLCULOS REALIZADOS Y PROMEDIOS DEL ÁREA PARA CADA SECCIÓN (II)
43
TABLA 11: VOLUMEN CALCULADO PARA CADA BLOQUE EN LA ESTIMACIÓN DE RECURSOS
44
TABLA 12: RESERVAS PROBADAS (AIMM)
46
TABLA 13: VOLUMEN A REMOVER POR RAMPA DE ACCESO
46
TABLA 14: RUMBO Y BUZAMIENTO DE LOS TALUDES
54
TABLA 15: FACTOR DE SEGURIDAD PARA CADA POSIBLE TALUD CON FRENTE NORTE
63
TABLA 16: VALORES TÍPICOS DE FRICCIÓN Y COHESIÓN
65
TABLA 17: INCLINACIÓN DE TALUD RECOMENDADA
66
TABLA 18: VOLUMEN ANUAL A EXPLOTAR
68
TABLA 19: MÉTODO DE FRAGMENTACIÓN DE ACUERDO A LA VELOCIDAD SÍSMICA
74
TABLA 20: MÁRGENES DE VELOCIDAD SÍSMICA
75
TABLA 21: PRECIOS COMPARATIVOS DE LOS EXPLOSIVOS
80
TABLA 22: TRB, SEGÚN ESPACIAMIENTO Y TIPO DE ROCA
94
TABLA 23: DAÑOS POR NIVEL DE VIBRACIÓN
105
TABLA 24: CARGAS INSTANTÁNEAS POR NIVEL DE VIBRACIÓN
105
TABLA 25: TIEMPO DE CICLO DE LA PERFORACIÓN
108
TABLA 26: DISTRIBUCIÓN DEL TIEMPO TOTAL PARA LA PERFORACIÓN
111
TABLA 27: CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DEL EQUIPO DE CARGA
112
TABLA 28: TIEMPO DE CICLO DEL CARGADOR
114
TABLA 29: TIEMPO OPERATIVO DEL EQUIPO DE CARGA
115
TABLA 30: RELACIÓN DE LLENADO DE CAMIONES, NORMA SAE
118
TABLA 31: DISTANCIA DE ACARREO Y PENDIENTE PONDERADA
122
TABLA 32: RESISTENCIA DE LA RODADURA SEGÚN TIPO DE SUPERFICIE
125
TABLA 33: DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DE LOS EQUIPOS DE ACARREO
126
viii
INDICE DE GRÁFICOS
GRÁFICO 1: COMPORTAMIENTO DE LA PRODUCCIÓN Y LAS VENTAS
14
GRÁFICO 2: REGIONES GRANULOMÉTRICAS NORMALIZADAS
19
GRÁFICO 3: RESUMEN CLIMATOLÓGICO
26
GRÁFICO 4: PRESIPITACIÓN
27
GRÁFICO 5: ANÁLISIS ESTEREOGRÁFICO TALUD CON FRENTE AL SUR
57
GRÁFICO 6: ANÁLISIS ESTEREOGRÁFICO TALUD CON FRENTE AL NORTE
58
GRÁFICO 7: ANÁLISIS ESTEREOGRÁFICO PARA TALUD DE BANCO CON FRENTE NORTE
59
GRÁFICO 8: DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA, MÉTODO KUZ-RAM
99
GRÁFICO 9: ALCANCE MÁXIMO DE LOS FRAGMENTOS
101
GRÁFICO 10: RUIDOS Y ACONTECIMIENTOS COTIDIANOS
102
GRÁFICO 11: SOBREPRESIÓN A PARTIR DE LA GEOMETRÍA Y LA CARGA DE LA VOLADURA
103
GRÁFICO 12: PERFIL DE ACARREO
121
GRÁFICO 13: RENDIMIENTO EN PENDIENTE
123
GRÁFICO 14: RENDIMIENTO DE LOS FRENOS
124
ix
INDICE DE FIGURAS
FIGURA 1: CROQUIS DE UBICACIÓN
5
FIGURA 2: ESTRUCTURA ORGANIZATIVA “AGREGADOS CARIBE, C.A.”
12
FIGURA 3: TOPOGRAFÍA, ZONA “EL ZAMURO”
28
FIGURA 4: MAPA GEOLÓGICO LOCAL
33
FIGURA 5: USBM/USGS CLASIFICACIÓN DE RECURSOS Y RESERVAS
35
FIGURA 6: AIMM/AMIC CLASIFICACIÓN DE RECURSOS Y RESSERVAS
36
FIGURA 7: CAMBIO DE BUZAMIENTO DE LA CAPA DE CALIZA
41
FIGURA 8: DETERMINACIÓN DEL VOLUMEN POR SECCIONES HORIZONTALES
45
FIGURA 9: COMPOSICIÓN DE UN BANCO
51
FIGURA 10: CASOS DE FALLA PLANAR
56
FIGURA 11: CARACTERÍSTICAS DEL TALUD FINAL
64
FIGURA 12: MODIFICACIÓN DEL TALUD FINAL AL INCLUIR UNA VÍA
69
FIGURA 13: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, PRIMER PERÍODO EN EXPLOTACIÓN
70
FIGURA 14: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, SEGUNDO PERÍODO EN EXPLOTACIÓN
71
FIGURA 15: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, TERCER PERÍODO EN EXPLOTACIÓN
72
FIGURA 16: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, CUARTO PERÍODO EN EXPLOTACIÓN
73
FIGURA 17: FASES DE LA EXPLOSIÓN DE UN BARRENO
77
FIGURA 18: EFECTO DE LA INCLINACIÓN DE LOS BARRENOS
85
FIGURA 19: ESQUEMA RECTANGULAR CON UN FRENTE LIBRE
89
FIGURA 20: ESQUEMA CON DOS FRENTES LIBRES
90
FIGURA 21: ESQUEMA DE RETARDO ENTRE FILAS
95
FIGURA 22: EQUIPO DE PERFORACIÓN
106
FIGURA 23: EQUIPO DE CARGA
113
FIGURA 24: EQUIPO DE ACARREO
117
FIGURA 25: TRACTOR D9-H
130
FIGURA 26: PLANTA DE TRITURACIÓN Y TOLVA
134
FIGURA 27: OFICINAS ADMINISTRATIVAS Y COMEDOR
134
1.
1.1
INTRODUCCIÓN
FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
El Trabajo Especial de Grado es el último requisito que exige el Departamento de
Ingeniería de Minas de la Escuela de Geología, Minas y Geofísica, de la ilustre Universidad
Central de Venezuela para otorgar el Título Ingeniero de Minas. La empresa Agregados Caribe,
ente que se dedica a la explotación de caliza para la obtención de agregados para la construcción,
propuso el desarrollo del tema motivado por el venidero agotamiento del recurso minero en los
actuales frentes de explotación.
Actualmente la empresa requiere de la elaboración de un plan de explotación para un
sector de la propiedad, zona El Zamuro, ubicada en el cerro Los Perros de Agua. La razón de
este requerimiento es el agotamiento del recurso en los actuales frentes de explotación, módulo 2,
3 y 4 del yacimiento. Dicho plan de explotación debe permitir a la empresa seguir abasteciendo
al mercado de agregados para el concreto, ocupación que ha ejercido durante muchos años.
El recurso minero de El Zamuro consiste de una capa de caliza de aproximadamente 80
metros de espesor promedio con un buzamiento de los estratos que varía de 30º aproximadamente
en el este del depósito hasta alcanzar unos 60º al oeste del mismo. Por encima de esta capa se
encuentra esquistos y meta areniscas.
Se requiere mantener la producción de agregados a un ritmo de 25.000 t/mes. El potencial
de este depósito está limitado exclusivamente por la relación límite estéril / mena actual,
1
considerada como el 20% de la mena, todo el material se envía a la planta de trituración y
clasificación excepto una pequeña porción correspondiente al suelo y la capa vegetal.
Mediante la presentación de este proyecto se pretende dar solución a la actual necesidad
de un plan adecuado para la explotación de caliza zona El Zamuro, de este yacimiento.
1.2
1.2.1
OBJETIVOS Y ALCANCE DEL TRABAJO
OBJETIVO GENERAL
Elaboración de un plan de explotación para la zona del Zamuro del depósito de caliza de
Magdaleno, Estado Aragua; que permita a la empresa “Agregados Caribe” la producción
continua de agregados para el concreto aproximadamente a razón de 25.000 t/mes durante el
período que comprenda la vida útil del yacimiento.
1.2.2
OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Realizar un diagnóstico del depósito mineral, donde se establezcan las condiciones
generales del yacimiento, tales como: ubicación, dimensiones, profundidad, geología regional y
local, aspectos geomecánicos, relación límite estéril / mena, entre otros.
Estimar las reservas del depósito a través del método de las secciones verticales.
Calcular la cantidad en años de posible explotación.
2
Establecer el método y la secuencia de explotación más adecuada, considerando los
equipos actuales y la estabilidad de taludes durante el avance de la explotación, que permita
obtener una pronta, segura y continua producción de agregados.
Establecer los patrones de perforación y voladura por medio de las fórmulas empíricas
conocidas, en búsqueda de la carga óptima que dará fluidez al resto de las operaciones mineras.
Determinar el número de equipos y tiempo operativo requeridos en cada una de las
operaciones mineras básicas (Perforación y voladura, carga y acarreo) para cumplir con la
producción estimada, considerando la capacidad de producción por equipo y los factores que la
afectan.
Analizar los datos obtenidos de acuerdo a los criterios de explotación y así establecer los
niveles de producción de la mina.
1.3
UBICACIÓN Y ACCESO.
El fundo La Gamarra está ubicado a uno 2,5 Km del cruce de la carretera de Maracay –
Magdaleno y Maracay – Tocorón, en la parte sur del este del Lago de Valencia, municipio
Zamora del Estado Aragua.
La ubicación geográfica de la hacienda está entre los paralelos 10º5’ y 10º06’ de latitud
norte y los meridianos 67º27’ y 67º38’ de longitud oeste (Ver figura # 1, croquis de ubicación).
3
El acceso se realiza a través de la carretera Magdaleno - Guigue, pavimentada de doble
sentido, tomando en el poblado de Magdaleno el cruce hacia el barrio Las Tablitas y Pinto
Salinas, recorriendo 3 Km. hasta llegar a la alcabala de la Hacienda. Posteriormente por medio
una vía de tierra se llega al lugar de la cantera y a su oficina administrativa.
En los comienzos de la cantera se utilizaba una vía de acceso que comunica con el poblado
de Tocorón, actualmente se encuentra en estado de deterioro, en esta entrada se encontraban las
oficinas, para acceder a la cantera a través de esta vía, es necesario la utilización de vehículos
rústicos de doble tracción.
1.4
LÍMITES DE LA PROPIEDAD.
Los terrenos de la hacienda La Gamarra son propiedad de Agregados Caribe, poseen una
superficie de 1.097,76 Ha y sus linderos son los siguientes:
Norte: Fila de Mamoral, fila de Santa Inés y linderos de Sandoval.
Sur: Fila la Cochinera y Fila la Promesa.
Este: Terrenos que son o fueron de Marcos Dam.
Oeste: Terrenos que fueron del Banco Agrícola y Pecuario.
4
FIGURA 1: Croquis de ubicación
5
2.
2.1
AGREGADOS CARIBE.
HISTORIA
En el año de 1.974, los hermanos López, constituyeron en la Hacienda La Gamarra,
CANTERAS TOCORÓN. Esta empresa fue adquirida en 1.992 por Premex y Cementos Caribe,
quienes constituyeron HOLDAPRE (Holding de Agregados y Premezclados de Concreto).
En 1.997 la sociedad se disolvió y Cementos Caribe quedó con la totalidad de la firma,
cambiando su denominación a MEZAGRECO (Mezclas y Agregados del Concreto).
Finalmente, en 1.998, la razón social se cambió por AGREGADOS CARIBE C. A.
2.2
MISIÓN.
La empresa “Cementos Caribe C. A.” tiene como misión ser la compañía más reconocida
y exitosa de la industria venezolana del cemento, de los agregados y del premezclado.
Dentro de esta empresa “Agregados Caribe C. A.” tiene por objetivo realizar de manera
racional, eficiente y rentable, la explotación del yacimiento de caliza que se encuentra en la
Hacienda La Gamarra, Municipio Zamora del Estado Aragua, para así abastecer de agregados a
“Cementos Caribe” en su área de premezclados.
2.3
ORGANIZACIÓN
6
La estructura organizativa de “Agregados Caribe, C. A.” tiene su base en la Gerencia de
Proyectos y Agregados de la Dirección de Concreto Premezclado y Agregados de “Cementos
Caribe”. Actualmente la empresa Zepza está a cargo de las operaciones en la cantera ocupando
los cargos de Jefe de Mina y Jefe de Taller, a “Agregados Caribe” le corresponde las actividades
de producción en la planta de trituración y clasificación.
2.4
ESQUEMA DE PRODUCCIÓN
En la empresa la explotación de caliza para la producción de agregado se lleva a cabo a
través de elementos de minería a cielo abierto, de las cuales se incluyen deforestación, remoción
de estéril, perforación, voladura y transporte hasta la planta trituración y clasificación. La
producción mensual promedio es de aproximadamente 19.300 toneladas de agregados incluyendo
el “ripio” y el promedio de los productos con base en el total de producción son los siguientes:
Arrocillo (7,5%): piedra caliza producto de la trituración y clasificado por malla de
acero, con granulometría monogranular normalizada para el tamaño máximo de 3/8 pulgadas y el
mínimo retenido en el tamiz N°8. Recomendado para la preparación de asfaltos de alta calidad.
Polvillo (24,5%): originado de la trituración de piedra caliza y clasificación por malla de
acero, libre de material orgánico y finos arcillosos, con granulometría normalizada para el tamaño
máximo de 3/8 pulgadas y mínimo el retenido el tamiz N° 200. Recomendado para asfaltos de
alta calidad. Arena Lavada (22,1%): producto del lavado del polvillo, para la eliminación de
finos por medio de un tornillo sin fin, con granulometría normalizada para el tamaño máximo de
3/8” y mínimo el retenido el tamiz N° 200. Útil en fabricación de bloques y concretos de alta
7
calidad por su eficiencia en la dosificación del cemento y ganancia de resistencia a la
compresión.
Piedra # 1 (40%): piedra caliza producto de la trituración de y clasificación por malla de
acero, con granulometría monogranular normalizada para el tamaño máximo de 1” y mínimo ¼”.
Recomendada para rellenos y preparación de concretos de alta calidad.
Ripio (28%): originado de la limpieza de piedra caliza en el sistema de trituración
primaria de la planta, con granulometría óptima para el tamaño máximo de 1,5”, con el contenido
adecuado de finos para darle mayor compactación a rellenos.
La deforestación y remoción de estéril se realiza con un tractor D-9 Caterpillar, que
además ejecuta labores de limpieza de bancos para la perforación.
El método de perforación es por ataque mecánico, utilizando equipos de roto percusión.
Los equipos utilizados en la labor de perforación son un Wagon Drill Ganer-Denver y un
compresor LeRoy Versatrol 750. La broca de perforación es de 3,5” y las barras son de 3” con
una longitud de 0,5 y 3 m respectivamente. La altura de perforación es variable, depende de la
potencia del bloque en explotación, generalmente esta se realiza verticalmente excepto en las
zapateras donde la inclinación del barreno está condicionado a la morfología. Un tapón colocado
en la boca de los barrenos permite mantenerlos secos y evita la penetración de materiales que
puedan obstaculizar el llenado con explosivo, el perforador indica la presencia de cuevas
colocando encima del tapón un fragmento de roca.
8
La voladura se realiza aproximadamente una vez al mes, y se requiere de los siguientes
materiales: Anfo (30 Kg.) como agente explosivo, Vemulex 300 ó Emulsión Apexultra como
carga de fondo y cebo, fulminantes, mecha lenta de seguridad, detonador nonel, conectores de 17
y 42 ms y Boxter minero de pentolita.
Días antes a la voladura se realiza el pedido de explosivos a CAVIM, solo debe pedirse la
cantidad requerida por que la cantidad sobrante es llevada a un depósito ajeno a la empresa con el
cobro de una tarifa por almacenamiento, no está permitido almacenar explosivos en la empresa.
Para evitar el daño al explosivo por presencia de agua se utilizan mangas de material plástico, la
cual se llena con el Anfo. Cuando el problema es la presencia de cuevas se utiliza como artificio
estas mangas. Otra utilidad de las mangas es la del taponamiento del barreno, llenando estas de
ripio.
Llegado el momento de realizar la voladura, el personal es desalojado del área quedando
vigilado y prohibido el acceso a la cantera.
Para la labor de carga se cuenta con un cargador de ruedas 988 B de Caterpillar con
capacidad de 5,4 m3. Este equipo desaloja del frente los fragmentos de roca que por inspección
visual se consideren superiores en tamaño al de la trituradora y los lleva hasta el patio de
almacenamiento.
Actualmente la flotilla para acarreo cuenta con dos camiones roqueros, uno marca Dresser
y un 769 C Caterpillar, ambos de 32 t de capacidad nominal, como esta cantidad de camiones
resulta insuficiente para cumplir con la producción, la empresa Zepza adicionó un camión Mack
9
de aproximadamente 20 t de capacidad y realiza contrataciones a otros camiones particulares para
cumplir con los requerimientos de disponibilidad mecánica y producción.
La planta de trituración y clasificación está diseñada para la producción de los siguientes
tipos de agregados: arrocillo, piedra #1, arena lavada y ripio. El proceso se divide en tres etapas:
uno de limpieza denominado trituración y clasificación primaria, otro proceso para la reducción
de tamaño (trituración y clasificación secundaria) y por último uno de clasificación de productos
adicionando un proceso de recuperación y lavado de arena conocido como trituración y
clasificación terciaria.
Se cuenta además con equipos de apoyo a la producción conformados por: un (1) camión
Fiat cisterna, dos (2) cargadores frontales sobre ruedas, dos (2) camionetas Toyotas (una
condicionada para lubricación y suministro de combustible), un (1) camión Ford 350, dos (2)
Toyotas Pickup (para las labores de supervisión).
Para garantizar la disponibilidad óptima y disminución de los tiempos en reparación de los
equipos, así como la adquisición de repuestos, se cuenta con un taller para equipos pesados y un
almacén de repuestos.
2.5
DEMANDA Y PRODUCCIÓN
La demanda de agregados para la construcción proviene de particulares del área cercana a
la cantera y de la división de premezclado de la Gerencia de Agregados y Premezclado de
Cementos Caribe. Esta demanda se refleja en el registro de ventas anuales, para el año de 1.999
estas alcanzaron un valor de 213.650 toneladas, un promedio mensual de 17.800 t/mes.
10
La meta de producción sugerida es de 25.000 t/mes de agregados incluyendo ripio. La tabla
# 2, muestra un promedio mensual de la producción del total de agregados en la planta durante el
periodo de junio a octubre del año 1.999 marchando a un ritmo promedio de 300 t/h (ver tabla #
1). Este último valor representa el valor promedio del ritmo horario obtenido durante ese periodo.
Meses
Rendimiento t/h
May-99
350
Jun-99
348
Jul-99
342
Ago-99
270
Sep-99
240
Oct-99
250
Suma:
1.800
Promedio:
300
Desviación:
52
Ritmo de producción en planta.
Fuente:
Elaboración propia.
11
Gerencia de Proyectos y Agregados
Mercadeo y Ventas
Despacho
Jefe de Operaciones
Recursos Humanos
Jefe Mto. de Planta
Operadora
Administración y Finanzas
Almacén
Jefe de Minas
Compras
Taller
Cantera
FIGURA 2: Estructura Organizativa “Agregados Caribe C. A.”
Fuente:
Elaboración propia.
Servicios de Planta
12
La tabla # 1 muestra el promedio mensual de los tiempos involucrados en el proceso de
producción de la planta, así mismo la producción mensual esperada en la planta. Se puede
observar que el promedio del tiempo operativo en un periodo es aproximadamente 92 h, lo que se
refleja en una producción de 26.957 toneladas marchando al ritmo aproximado a 300 t/h.
Para alcanzar una producción de 25.000 t/mes, con el rendimiento anterior, harán falta
unas 83.33 h de tiempo operativo, unas 107 h de tiempo disponible, estas cifras se encuentran
cercanas y por debajo de los valores promedios obtenidos, por lo que se concluye que bajo las
condiciones actuales de disponibilidad y utilización la planta puede cumplir con la producción.
Promedio De La Producción Mensual Estimada En La Planta
Operación
Disponible en operación.
Perdido.
3 h.
Tiempo en operación.
92 h.
Retardos, contratiempos.
23 h.
Tiempo disponible.
118 h.
MP Programado.
36 h.
Reparaciones.
22 h.
Standby.
8 h.
Total (TT).
180 h.
Disponibilidad. (t disponible / t total)
0,64
Utilización. (t en operación / t total)
0,78
Ritmo de producción.
300 t / h.
Producción Estimada. (TT x D x U x 300 t/h) 26.957 ton.
Producción Sin Ripio. (promedio = 72%)
19.408 ton.
Tabla 1: Producción Mensual Estimada
Fuente:
Elaboración propia
13
25
20
15
PRODUCCIÓN EN KT
VENTAS EN KT
10
5
0
ENERO
FEBRERO
GRÁFICO 1:
MARZO
ABRIL
MAYO
JUNIO
Comportamiento de la producción y las ventas del total de agregados.
Fuente:
Elaboración propia.
14
3.
3.1
LOS AGREGADOS EN LA INDUSTRIA DE LA CONSTRUCCIÓN
DEFINICIÓN
Son materiales sin forma y volumen definido, generalmente inertes, es decir no producen
reacciones ni con el agua ni con el cemento.
3.2
CARACTERÍSTICA DE LOS AGREGADOS.
Los requerimientos de un agregado varían de acuerdo al uso, este se puede obtener de
diferentes tipos de rocas de quien hereda sus características físicas, químicas y resistivas (Ver
tabla # 2 y # 3 “Usos Principales de los Agregados” y “Tipos de Rocas Utilizadas para la
Producción de Agregados”), estos valores reflejados en la tabla son promediados y pueden variar
para el mismo tipo de roca, extraída en diferentes localidades.
Los agregados, conocidos comúnmente como grava y arena, son rocas o fracciones de roca
cuya composición mineralógica, forma y tamaño influyen sobre la resistencia y calidad del
concreto. Su influencia viene determinada indirectamente por la cantidad de agua que es
necesario añadir a la mezcla para obtener la trabajabilidad y compactación necesaria.
En el caso del concreto los agregados son requeridos para disminuir la cantidad necesaria
de material cementante, proporcionar resistencia a la abrasión y a las cargas que producen
esfuerzos.
15
Diferentes términos se manejan referidos a las características y especificaciones de los
agregados usados en el concreto entre estos se tienen:

El agregado fino: Es aquel que pasa en el tamiz N° 4 y queda retenido en el tamiz
N° 200.

El agregado grueso: Es el que queda retenido como mínimo el 95% en el tamiz N°
4 (Ver FIGURA # 2 Regiones Granulométricas Normalizadas).

Superficie específica del agregado: Es la superficie por kilogramo de agregados.
Cuando los agregados son pequeños su superficie es más elevada que cuando se
trata de agregados gruesos.

Granulometría: Es la división de los diferentes tamaños de partículas presentes en
el material, expresados en peso o en porcentaje.

Coeficiente de forma: Es el obtenido a partir de un conjunto de granos, según la
relación entre la suma de sus volúmenes y la suma de los volúmenes de las esferas
circunscritas a cada grano. Si se emplean agregados gruesos de formas inadecuadas,
la cantidad de cemento necesaria para obtener una buena resistencia del concreto es
elevada.

Rugosidad: Se conoce como la textura. Una textura muy rugosa necesita una
elevada proporción de finos para mejorar su docilidad.
16

Pureza:
Viene determinada por la presencia de materiales perjudiciales, tales
como:

Partículas pasantes del tamiz N° 200 ó en suspensión que reducen la resistencia a
la tracción y la trabajabilidad.

Terrones de arcillas y partículas desmenuzables que reducen la resistencia tanto a
la tracción como a la compresión además de absorber agua

Materias orgánicas que perturban el endurecimiento del concreto, aún en
cantidades pequeñas.

Cloruros y sulfatos,
que presentan con el tiempo peligrosas reacciones
expansivas y corrosivas respectivamente.
En Venezuela las normas COVENIN han establecido una serie de especificaciones muy
importantes para el buen control de los agregados para el concreto entre ellas la norma 277-92
“Especificaciones de Agregados para el Concreto”. En esta los agregados se dividen en dos
grupos clasificados en rangos donde se indican las proporciones de pesos para cada tamaño del
grano y se le denominan agregados finos y agregados gruesos.
Otras especificaciones que contenidas en esta norma son las correspondientes a la
resistencia, la pureza y reactividad del agregado (Ver tabla # 7 norma 277-92 “Especificaciones
de Agregados para el Concreto”).
17
Granulometría
Uso
Agregado Grueso (+38 mm): Asfalto
Piedra de filtro
Relleno
Agregado Grueso, Gradado: Agregado para el concreto, grueso.
Agregado Bituminoso, grueso.
Agregado Bituminoso para el tratamiento de superficies.
Arena de Piedra, para el concreto.
Agregado Fino (-9.7 mm):
Arena de Piedra, como una mezcla bituminosa o sello.
Base o sub-base en la construcción de vías.
Agregado Fino y Grueso:
Pavimento de caminos.
Relleno.
Balasto de ferrocarriles
Variedad de gruesos:
Tabla 2: Uso Más Comunes de los Agregados
Fuente:
Chapman & Hall, Introdution to Industrial Minerals
Valores Promedios Para Las Propiedades Físicas De Los Agregados
Roca Tipo
Basalto
Chert
Diabasa
Dolomita
Gneiss
Granito
Caliza
Mármol
Cuarcita
Arenisca
Esquistos
Densidad
Kg/cm3
2,86
2,50
2,96
2,70
2,74
2,65
2,66
2,63
2,69
2,54
2,85
Absorción
%
0,5
1,6
0,3
1,1
0,3
0,3
0,9
0,2
0,3
1,8
0,4
Resistencia a
la Abrasión %
14
26
18
25
45
38
26
47
28
38
38
Tabla 3: Tipos de Rocas Utilizadas para la Producción de Agregados.
Fuente:
Chapman & Hall, Introdution to Industrial Minerals.
18
Regiones Granulométricas Normalizadas
100
90
80
% Pasante
70
piedra N°2
60
Piedra N°1
50
Piedra N°0
40
Arena Lavada
30
20
N°200
N°100
N°50
N°30
N°8
N°4
1/4
3/8
1/2
3/4
1
1 1/2
2
2 1/2
0
N°16
10
Gradación
GRÁFICO 2:
Fuente:
Regiones Granulométricas Normalizadas
Modificado de MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción
19
PIEDRA PICADA
O
GRAVA
3”
2,5”
2”
1,5”
1”
¾”
Nº 0
-
-
-
-
-
100
-
-
-
100
100
a
90
0
Nº 1
100
a
95
95
a
65
90
a
75
60
a
20
70
a
35
10
a
0
Nº 2
-
-
Nº 3
100
100
a
95
0
30
a
5
5
a
½”
3/8”
¼”
Nº 4
Nº 8
100
a
50
9
45
aa
515
85
a
25
60
a
25
40
a
15
20
a
5
10
a
0
5
a
0
-
20
a
0
7
a
-
-
-
-
-
10
a
0
5
a
0
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Nº 16 Nº 30 Nº 50
Tabla 4: Límites de los porcentajes en peso para el agregado grueso.
Fuente:
MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción.
CEDAZOS
(COVENIN 254)
3/8”
% QUE PASA
(COVENIN 258)
100%
Nº 4
85% - 100%
Nº 8
60% - 95%
Nº 16
40% - 80%
Nº 30
20% - 60%
Nº 50
8% - 30%
Nº 100
2% - 10%
Nº 200
0% - 5%
Tabla 5: Límites de los porcentajes en peso para el agregado fino.
20
Fuente:
MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción.
Requisitos
Porcentaje
máximo referido
al peso total de la
muestra
Normas
COVENIN
Método de
Ensayo
Impurezas Orgánicas (*1)
No3
---Referidas al Patrón Gadner
Partículas Desmenuzables
1,00
0,25
Partículas Blandas (*2)
---5,0
Material mas fino que el tamiz N° 200 (74 )
3,00 (*4) 1,00(*3)
Concretos sujetos a la abrasión.
4,00 (*4)
Otros tipos de concreto.
Carbón y Lignito
Donde sea importante la apariencia
superficial del concreto.
0,5
0,5
Todos los demás concretos.
1,00
1,00
0,1 (*5)
Cloruros
------- 261
Sulfatos
Disgregabilidad (En 5 ciclos de ensayo)
% de pérdida máxima.
Cuando se usa sulfato de sodio.
Cuando se usa sulfato de magnesio.
Desgaste
Cociente entre la dimensión máxima y la
dimensión mínima > 3
(*#) Ver notas
256
257
265
258
260
1,00 (*6)
-------
10,00
15,00
-------
12,00
18,00
50,00
266-267
25,00
255
-------
271
Tabla 6: Especificaciones de Agregados Para el Concreto
Fuente:
Modificado de Normas COVENIN 277-92 (2da Revisión)
21
Especificaciones de Agregados para Concretos
Normas COVENIN 277-92 (2da Revisión)
Notas

*1: Impurezas Orgánicas
Un agregado fino que no pase este ensayo puede ser utilizado sí:
La decoloración se deba a pequeñas cantidades de carbón y lignito.
Cuando al ensayar un mortero elaborado en base del agregado no tratado, según la
norma COVENIN 275, este desarrolle una resistencia media a la compresión simple, a
los siete (7) y veintiocho (28) días, no menor que el 95% de la desarrollada por un
mortero similar hecho con otra porción de la misma muestra lavada en una solución al 3
% de hidróxido de sodio, cada resistencia media deberá obtenerse en un número no
menor de seis (6) probetas.

*2: Partículas Blandas
Sólo cuando existan dudas de la dureza del material.

*3: Material más fino que el cedazo N° 200
En el caso de agregados triturados, si el material más fino que el cedazo N° 200 (74) se
compone de polvo de fractura libre de arcilla o esquistos, este porcentaje podrá
aumentarse a 5% y 7% respectivamente.

*4: Cloruros
Condición estricta para concretos armados.

*5: Sulfatos
Cantidad máxima de sulfatos expresados como SO3 permisible en una arena seca: < 1%,
o su equivalente expresado en SO con volumen menor a 0,5 cm3: < 1,2 gr/lt.
22
4.
4.1
GEOGRAFÍA FÍSICA
TOPOGRAFÍA
La altitud sobre el nivel del mar promedio en la zona, se puede asumir en 605 m.
s.n.m.m., con terrenos bajos de altura 400 m. hasta ascender a los 900 m.s.n.m.. La zona forma
parte de la Serranía del Interior que se caracteriza por su alto grado de disección; los valles como
el del río Tocorón y Quebrada Tucupido son jóvenes con flancos sumamente inclinados y crestas
pronunciadas. El drenaje es de carácter dendrítico en parte controlado por fallas o por la
diferencia de competencia entre las rocas.
La zona conocida como El Zamuro se encuentra al sur del Cerro Los Perros de Agua,
entre las alturas 600 y 850 metros s.n.m.m.. El relieve se torna más empinado en la zona este del
cerro, cerca de la antigua área en explotación, luego se presenta un desnivel menos pronunciado
al oeste de cerro (Ver figura 3, Topografía de la Zona El Zamuro)
4.2
CLIMA E HIDROLOGÍA
Los FIGURAs 4 y 5 muestran una porción del “Resumen Climatológico” del Servicio de
Meteorología de la Fuerza Aérea Venezolana, durante el periodo comprendido desde el año 1.961
hasta el año 1.998 en la estación de Maracay (Latitud 10º 15’ N Longitud 67º 39’ W, elevación
436 s.n.m.m.).
La temperatura promedio anual es de 24,8 ºC, la presión promedio es de 12,4
hPa, con
desviaciones muy pequeñas. La precipitación se presenta durante el periodo que va desde el mes
23
de mayo al mes de octubre y entre los meses de noviembre a abril el clima permanece
relativamente seco.
Según la fuente, la velocidad promedio del viento es de 1,4 m/s en dirección noroeste y en
sentido norte.
Los cursos de agua que se localizan dentro de la hacienda pertenecen a la cuenca media
del río Tocorón, que a su vez pertenece la cuenca endorreica del Lago de Valencia, que es uno de
los sistemas acuáticos más importantes del país. La cuenca del río Tocorón dentro de la hacienda
ocupa una superficie de 441,75 Ha, lo cual representa un 40.24% de la superficie total.
El patrón de drenaje es paralelo, debido a que el curso del río principal está controlado por
la estructura (control estructural), con un pequeño valle asimétrico con poca pendiente en la
cuenca baja dando origen a una erosión diferencial de baja magnitud, característica de forma
sedimentarias asociadas a las rocas calcáreas. El drenaje predominante alrededor del Cerro Los
Perros de Agua donde se encuentra la zona de El Zamuro es del tipo dendrítico siendo
contribuyentes del río Guamaya y Quebrada del infiernito.
4.3
SUELOS Y COBERTURA VEGETAL
Los suelos están asociados al relieve existente y muestran diferentes grados de desarrollo.
En las partes más altas los suelos tienen muy poco desarrollo y apenas alcanzan dos (2) cm de
espesor, en la parte baja de la vertiente los suelos alcanzan un espesor promedio de seis (6)
centímetros cm. En el período seco el pH tiende a ser ligeramente alcalino, en el período
lluvioso la acidez es neutralizada parcialmente por la presencia de carbonato de calcio.
24
La vegetación del área de estudio comprende los tres tipos básicos que caracterizan los
paisajes del centro - sur del Estado Aragua, correspondientes por ubicación a áreas colinosas y de
montañas bajas. Dichos tipos son las formaciones arbóreas, arbustivas y herbáceas:
Formación Arbórea: Corresponde al bosque deciduo o caducifolio, también llamado selva
alisia, selva veranea decidua, bosque seco tropical. La vegetación arbórea abarca un total de
341.7 Ha, ello equivale a un 31.3% del área de la hacienda.
Formación Arbustiva: Comprende especies menores de cinco (5) m de altura, formando
una masa florística monoestratificada generalmente rala y asociada con estrato herbáceo. Los
individuos que dominan esta formación vegetal consisten en individuos de porte bajo y
achaparrado, con abundante ramificación desde la base, rasgo que dificulta el desplazamiento por
esta vegetación. La vegetación arbustiva cubre una superficie de 106,29 Ha, lo cual equivale a un
9,93% del total del área de estudio.
Formación herbácea: Cubre la mayor parte de la hacienda pero establece asociaciones en
amplios sectores con los arbustos y matorrales, en especial con las porciones medias de las
laderas o en las cimas de las montañas bajas. Su dependencia extrema del régimen pluviométrico
hace que en el periodo presente un aspecto mustio y seco. La formación herbácea cubre una
superficie
de
343,16
Ha,
equivalentes
a
un
31,26%
del
área
de
estudio.
25
TEMPERATURA ºC
30
29
28
27
26
25
24
23
22
21
20
DICIEMBRE
NOVIEMBRE
OCTUBRE
SEPTIEMBRE
AGOSTO
JULIO
JUNIO
MAYO
ABRIL
MARZO
FEBRERO
ENERO
PERIODOS MENSUALES
TEMPERATURA MEDIA °C
HU MED AD PR OMEDIO %
90
HUMEDAD
80
70
PRESIÓN EN hPa
60
14
PRESIÓN
13
12
11
10
GRÁFICO 3:
Fuente:
“Resumen Climatológico”
Elaboración propia.
26
diciembre
noviembre
octubre
septiemre
agosto
julio
junio
mayo
abril
marzo
febrero
24
23
22
21
20
19
18
17
16
15
14
13
12
11
10
9
8
7
6
5
4
3
2
1
0
enero
DIAS CON PRECIPITACIÓN
PRECIPITACIÓN
PERIODO MENSUAL
Precip. Total
GRÁFICO 4:
Precip. > 1,0 mm.
Precipitación.
Valores tomados del resumen climatológico del Servicio de Meteorología de la Fuerza Aérea Venezolana, para el periodo de 1.961 a
1998, estación Maracay. La diferencia entre estas dos curvas corresponde a las lloviznas, precipitaciones menores a 1 mm.
27
FIGURA 3: Topografía Zona EL Zamuro
28
5.
5.1
5.1.1
GEOLOGÍA
GEOLOGÍA REGIONAL
GENERALIDADES
Geológicamente, la zona estudiada forma parte del cinturón metamórfico de la Cordillera
de la Costa, caracterizada por gruesas secuencias esquistosas, presencia de grandes cuerpos
gnéisicos metasomáticos, bloques alóctonos de gran magnitud, fuertes estructuras frontales de
corrimiento, rocas básicas tectonizadas y conjuntos mineralógicos paralelos. Estratigráficamente,
tres formaciones geológicas afloran en la región: La formación Las Mercedes, ubicada en la parte
superior del Grupo Caracas; la formación Tucutunemo, localizada entre los Grupos Caracas y
Villa de Cura y la Formación Paracotos de edad Cretáceo Superior.
5.1.2
FORMACIONES.

Formación Las Mercedes: Al sur del Lago de Valencia aflora una secuencia de
esquistos cuarzo-muscovíticos, cuarcitas, filitas de color oscuro, esquistos calcáreos y
metaconglomerados grises, que se ha correlacionado con la formación Las Mercedes,
originalmente descriptas por Aguerrevere y Zuloaga (1.938). En la localidad tipo la
formación consiste de esquistos micáceos, piríticos y calcáreos con zonas grafíticas y
arenáceas. En el área sur del Lago de Valencia la Formación contiene
proporcionalmente más esquistos cuarzo-sericíticos y cuarcitas, y menos esquistos
que el área tipo, lo cual sugiere que el área actual estuvo más próxima a la línea de
playa de Las Mercedes.
29
En el área estudiada, el Miembro Conglomerado de Charallave, descrito
originalmente por Aguerrevere y Zuloaga (1.938), se presenta en forma de lentes
dentro de los esquistos cuarzo-muscovíticos y cuarcitas de la Formación Las
Mercedes, la cual se encuentra en contacto concordante y transicional con rocas
filíticas y calcáreas de la formación Tucutunemo.

Formación Tucutunemo: En la zona sur del Lago de Valencia, las calizas y filitas
arenosas que se correlacionan con la formación Tucutunemo (Shagam, 1.955), afloran
en una faja de 1 a 4 Kms. de ancho, con rumbo al este, desde Guacamaya a través de
Villa de Cura. Estas rocas afloran nuevamente a través de un bloque deprimido
directamente al este de san Francisco de Asís y son concordantes encima de la
Formación Las Mercedes al Sur del Lago de Taguayguay.
La formación Tucutunemo, se compone de calizas arenosas y filitas
interestractificadas con
cantidades menores de filitas calcáreas, calizas y filitas
carbonáceas y conglomerados de guijarros. Generalmente, en la Formación la
proporción de calizas con respecto a los demás tipos de rocas, aumenta hacia el oeste.
Al sur de la fila El Charal, la formación Tucutunemo se encuentra en contacto de falla
con rocas clásticas finas, constituyendo la Formación Paracotos.

Formación Paracotos: La formación Paracotos incluye una espesa sección de filitas
y cantidades menores de areniscas, conglomerado y caliza; la expresión topográfica
apenas varía con los cambios de facies. Los conglomerados y las calizas asociada a
ellos tienden a formar cerros más altos y empinados.
30
La formación Paracotos no aflora en la región de Río Arriba, de manera que no será
detallada en lo concerniente a litología, caracteres estructurales y metamorfismo.
5.2
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL REGIONAL
Tres unidades estructurales se presentan al Sur de Magdaleno, y que están delimitadas por
dos fallas de rumbo hacia el este, Fallas de Santa Rosa y Agua Fría. A las rocas metamorfizadas
de la plataforma del Grupo Caracas, al Norte de la Falla de Santa Rosa se les da el nombre de
Unidad Estructural de Magdaleno; El Bloque de Paracotos está delimitado al Norte y Sur por las
Fallas de Santa Rosa y Agua Fría, respectivamente; y la Unidad Estructural de Villa de Cura,
ubicada al Sur de la Falla de Agua Fría.
5.3
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL LOCAL
El yacimiento se encuentra seccionado por una serie de seis (6) fallas geológicas
transversales con rumbo aproximado en la dirección noroeste. Estas fallas generan
conceptualmente siete (7) bloques geológicos. Pocos afloramientos de caliza laminada
permitieron la observación de las orientaciones espacial de las estructuras. La estratificación es la
estructura dominante y su buzamiento según se muestra en la tabla 8.
ESTACIÓN
Bloque A
Bloque B
Bloque C
Bloque D
Bloque E
Bloque F
Bloque G
ESTRUCTURA
Estratos
Estratos
Estratos
Estratos
Estratos
Estratos
Estratos
RUMBO
N83ºW
N83ºW
N63ªE
N71ºE
N73ªE
N69ºE
N68ºE
BUZAMIENTO
21ºN
23ºN
44ºN
44ªN
60ºN
67ºN
74ºN
Tabla 7: Rumbo y buzamiento promedio de los estratos para cada bloque.
31
5.4
GEOLOGÍA LOCAL.
El afloramiento calcáreo, esquistos y cuarcíticos-conglomeráticos que afloran en el sitio
están ubicados estratigráficamente dentro de la formación Tucutunemo. Los recursos de la zona
de El Zamuro consisten casi exclusivamente de caliza masiva de granos finos recristalizados de
color gris azulado. Sólo menores porciones sobre la falla de contacto se encuentran ligeramente
laminados y la capa de contacto son gradaciones de estratos de caliza masiva a caliza arenosa y
alternando capas de caliza y meta-areniscas a una meta-arenisca.
La caliza parece incrementar sus espesores sobre cortas distancias de aproximadamente
60 m. en el este del área hasta superar los 100 m. en el centro y la porción occidental.
La roca matriz consiste generalmente de meta-areniscas marrones y esquistos con
esporádica calizas impuras marrones intercaladas de un metro de ancho.
Algunas dudas sobre el contacto de falla de la caliza son creadas por la presencia de unos
rumbos paralelos de bloques de caliza coluvial de 10 m a 15 m de ancho. Sin embargo, fieles
observaciones de tierra roja entre los bloques coluviales , indicativos para la caliza, y la falta de
venas metamórficas sudadas tipo fragmentos de cuarzo lechoso, típicos de la cuarcita y los
esquistos bajo suelo, son indicativo de la presencia de caliza bajo el coluvión.
La figura # 4 es una reducción gráfica del mapa geológico local de la zona El Zamuro.
32
FIGURA 4: Mapa Geológico Local.
3
3
6.
6.1
6.1.1
RESERVAS
RECURSOS Y RESERVAS
RECURSO MINERAL
Se define como una ocurrencia mineral identificada in situ a partir de la cual se pueden
recuperar minerales útiles y/o valiosos.
6.1.2
RESERVA MINERAL
Se define como la parte del recurso mineral medido o indicado que puede ser explotada,
incluyendo la dilución, y donde podría haber recuperación económica de minerales valiosos y/o
útiles, asumiendo condiciones realistas al tiempo del informe.
6.1.3
CLASIFICACIÓN DE LOS RECURSOS Y DE LAS RESERVAS.
Diversos autores e instituciones han desarrollado una serie de clasificaciones sobre los
recursos y las reservas, las más conocidas son la clasificación del USBM/USGS (1.972) y la
clasificación australiana AIMM/AMIC (1.987) ver figura # 5 y figura # 6 respectivamente. El
grado de factibilidad económica y el grado de confidencia geológica requeridos para la
clasificación está sujeto a la consideración por parte del cuerpo ingenieril que labora en el
proyecto.
34
Total de Recursos
Demostradas
Medidas
Indicadas
Indescubiertos
Inferidas
Hipotético
Especulativo
subeconómico
Reservas
Paramarginal
Recursos
Submarginal
Crecimiento de la confidencia geológica
FIGURA 5: USBM/USGS clasificación de recursos y reservas.
Fuente:
Modificada del Anels “Evaluación de depósitos minerales”
Crecimiento de la factibilidad económica
Identificados
35
Reserva Mineral
(in situ)
(minables)
Inferido
Indicado
Probable
Consideración de la economía, minería,
metalurgia, mercado, medio ambiente,
factores sociales y gubernamentales.
Medido
Probada
Crecimiento del nivel de conocimiento
y confidencia geológica
Recurso Mineral Identificado
FIGURA 6: AIMM/AMIC Clasificación de recurso mineral identificado y reservas.
Fuente:
Modificada de Anels, “Evaluación de Depósitos Minerales”
36
6.2
CERTEZA DEL CONOCIMIENTO GEOLÓGICO.
El cuerpo mineral consta de una capa de caliza cuyo espesor y buzamiento aumentan
desde el este, aproximadamente 60 m y 15ºN respectivamente, hasta el oeste donde supera los
100 m y 60ºN de inclinación (Ver figura # 7). Durante la exploración se realizaron tres
perforaciones cercanas a los perfiles 2, 5 y 8 correspondientemente que demostraron la extensión
de la capa a más de 100 m de profundidad desde el afloramiento en el sentido del buzamiento.
El depósito se encuentra interrumpido por seis fallas geológicas (a, b, c, d, e y f) que
crearon discontinuidad en el cuerpo mineral dividiéndolo conceptualmente en siete bloques
geológicos (A, B, C, D, E, F y G). A cada bloque geológico se le establece un nivel inferior con
el fin de acotarlo, este nivel inferior queda sujeto a consideración de diversos factores geológicos
hasta donde es garante su existencia.
Se establecieron los siguientes niveles para el cálculo de recursos mineral medido,
considerando aproximadamente 50 m de profundidad donde la geología de superficie evidencia la
existencia de caliza:
La cota 650 en el bloque F, La cota 680 en el bloque E, La cota 710 en el bloque D, La
cota 740 para los bloques A, B y C.
6.3
MÉTODO STANDARD DE LAS SECCIONES VERTICALES
Se utilizan las secciones geológicas transversales, de acuerdo a los estudios de
exploración, se evalúan los bloques formados entre dos secciones contiguas, a partir de los
37
valores de área y tenor promedio determinados para cada sección. Según la forma del cuerpo
mineral, se estima su volumen por medio de una de las siguientes fórmulas:
a)Fórmula del área media (para áreas similares en forma y tamaño) :
V
(Si  S j )
2
L
b)Fórmula de la pirámide truncada (similares en forma, superficie diferente en un 40%)
V
Si  S j  Si  S j
3
L
c) Fórmula del Obelisco (Cuando no hay semejanza de forma)
V  (Si  S j 
a i  b j  a j  bi
2
)
L
3
d ) Cono (Para los extremos del cuerpo mineral)
V
Si
L
3
e) Cuña
V
Si
L
2
Donde :
V  volumen (m3 );
Si , S j  áreas de las secciónes "i" y " j" correspondiente (m 2 );
38
L  distancia de separación entre las secciones " i" y " j" (m).
a i , a j  máxima longitud horizontal de las secciones " i" y " j" respectivamente (m).
b i , b j  máxima longitud vertical de las secciones " i" y " j" respectivamente (m).
6.4
CÁLCULO DEL RECURSO.
6.4.1
6.4.1.1
CÁLCULO DEL ÁREA DE LAS SECCIONES
Identificación de Áreas
Cada sección está identificada según el perfil y bloque geológico en que se encuentre, lo
que se quiere evaluar es la suma de los volúmenes en los bloques A, B, C, D, E, F y G que son
generados por las secciones. Algunos de los perfiles geológicos contienen secciones de varios
bloques, como por ejemplo el perfil # 8 contiene secciones de los bloques B y C, el perfil # 10 de
los del C y D, otros sólo contienen una sección, los perfiles 1 y 21 de los bloques A y G
respectivamente. La sección que se genera por medio del perfil 1 y el bloque geológico A está
señalado por la marca 01-A (marca del perfil - marca del bloque).
6.4.1.2 Estimación de Áreas.
Se procede a realizar para cada sección varias veces la operación para determinar el área,
puede utilizarse un papel milimetrado, planímetro o herramientas informáticas como Autocad,
se calcula el valor promedio y se asume este como igual al valor del área para la sección en
39
evaluación. Las tablas # 9 y # 10, muestran el valor del área para cada medición y el valor
promedio del área en m2 para cada una de las secciones.
6.4.2
CÁLCULO DE VOLUMENES
El método de las secciones para la estimación de recursos o reservas sugiere la aplicación
de una de sus diferentes fórmulas para el cálculo del volumen. La selección de la fórmula
depende de la semejanza en el tamaño y en la forma de las secciones involucradas. Las fallas son
en mayor parte las responsables de la diferencia de forma entre las secciones que limitan los
bloques en este depósito.
En los extremos de cada bloque se debe considerar el volumen generado, cuando la falla
está en dirección paralela o aproximadamente paralela a la sección generando un volumen en
forma de prisma recto (ejemplo fallas e y f) es preferible utilizar el método de las secciones en su
forma lineal, si este no es el caso y aún si no se trata de un extremo del bloque, el método
estándar es el adecuado.
La tabla # 11, muestra los resultados de las evaluaciones de volumen realizadas para el
cuerpo mineral entre dos secciones contiguas pertenecientes a un mismo bloque geológico. Se
asume para cumplir con los propósitos de este trabajo un cuerpo homogéneo en sus
características físicas y químicas.
40
Perfil # 3, en la zona este del
yacimiento, la capa de caliza
muestra un bajo buzamiento.
Perfil # 10, en la zona central del
yacimiento, la capa de caliza
muestra un buzamiento intermedio.
Perfil # 17, en la zona oeste del
yacimiento, la capa de caliza
muestra un alto buzamiento.
FIGURA 7: Cambio del buzamiento de la capa de caliza, zona El Zamuro.
Fuente: Elabración propia.
41
VALOR DEL AREA (M2) PARA CADA MEDICIÓN SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE
1
2
3
4
5
6
7
8
9
9.273
9.273
9.278
9.312
9.297
9.306
9.284
9.268
9.274
4.478
3.847
4.492
3.860
4.473
3.864
4.465
3.861
10
9.268
Area
Promedio
9.283
4.465
PERFIL 01-A
4.454
4.464
4.456
4.447
4.449
4.464
3.856
PERFIL 02-A
3.856
3.860
3.854
3.861
3.879
3.860
11.455
11.490
11.514
11.424
11.188
11.136
11.151
11.212
14.043
14.039
14.029
14.062
15.012
15.032
15.101
15.059
13.241
13.272
13.272
13.246
12.234
12.239
12.215
12.200
2.119
2.121
2.121
2.113
11.863
11.862
11.831
11.921
2.371
2.378
2.374
2.372
11.402
11.391
11.378
11.415
11.396
11.232
11.211
11.235
11.263
11.248
14.089
14.098
14.080
14.051
14.087
15.117
15.087
15.097
15.068
15.036
13.212
13.218
13.233
13.283
13.248
12.129
12.146
12.151
12.172
12.213
2.104
2.106
2.110
2.112
2.112
11.975
11.987
11.961
11.969
11.951
2.373
2.373
2.364
2.364
2.370
PERFIL 02-B
11.384
11.420
PERFIL 03-B
11.241
11.210
PERFIL 04-B
14.053
14.056
PERFIL 05-B
15.024
15.013
PERFIL 06-B
13.226
13.259
PERFIL 07-B
12.237
12.266
PERFIL 08-B
2.116
2.113
PERFIL 08-C
11.921
11.887
PERFIL 09-C
2.373
2.380
PERFIL 10-C
2
TABLA 9 : Cálculos realizados y promedios del área para cada sección (I)
4
VALOR DEL AREA (M2) PARA CADA MEDICIÓN SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE
1
2
3
4
5
6
7
8
9
11.662
11.623
11.647
11.608
11.631
11.626
11.656
11.654
11.653
PERFIL 10-D
12.545
12.567
12.543
12.552
12.535
12.534
12.505
12.553
12.499
PERFIL 11-D
12.466
12.450
12.452
12.461
12.502
12.444
12.479
12.447
12.419
PERFIL 12-D
7.562
7.578
7.586
7.585
7.575
7.580
7.602
7.594
7.599
PERFIL 13-D
3.338
3.328
3.329
3.329
3.335
3.347
3.343
3.352
3.340
PERFIL 13-E
4.496
4.497
4.483
4.492
4.497
4.510
4.506
4.505
4.499
NIVEL 680 - PERFIL 14-E
7.833
7.830
7.798
7.806
7.819
7.835
7.840
7.846
7.828
NIVEL 680 - PERFIL 15-E
9.837
9.858
9.826
9.833
9.800
9.792
9.788
9.803
9.790
NIVEL 680 - PERFIL 16-E
9.176
9.154
9.154
9.158
9.134
9.127
9.141
9.136
9.136
NIVEL 680 - PERFIL 17-E
13.008
12.971
12.990
12.981
12.976
12.988
12.967
13.003
12.989
NIVEL 650 - PERFIL 18-F
11.698
11.746
11.720
11.733
11.738
11.758
11.786
11.790
11.801
NIVEL 650 - PERFIL 19-F
9.573
9.546
9.583
9.554
9.546
9.551
9.544
9.567
9.571
NIVEL 650 - PERFIL 20-F
8.394
8.423
8.441
8.450
8.450
8.461
8.439
8.459
8.438
NIVEL 650 - PERFIL 21-G
10
11.623
Area
Promedio
11.638
12.488
12.532
12.428
12.455
7.578
7.584
3.347
3.339
4.506
4.499
7.808
7.824
9.772
9.810
9.130
9.145
13.024
12.990
11.819
11.759
9.580
9.562
8.427
8.438
3
TABLA 10 : Cálculos realizados y promedio del área para cada sección vertical (II)
4
SECC i
01-A
02-A
FALLA A
FALLA A
03-B
04-B
05-B
06-B
07-B
08-B
FALLA B
FALLA B
09-C
10-C
FALLA C
10-D
11-D
12-D
13-D
FALLA D
13-E
14-E
15-E
16-E
17-E
FALLA F
18-F
19-F
20-F
FALLA G
21-G
SECC j
01-A
02-A
FALLA A
02-B
03-B
04-B
05-B
06-B
07-B
08-B
FALLA B
08-C
09-C
10-C
FALLA C
10-D
11-D
12-D
13-D
FALLA D
13-E
14-E
15-E
16-E
17-E
FALLA F
18-F
19-F
20-F
FALLA G
21-G
-
AREA i
9.207
4.452
3.870
11.399
11.263
13.985
15.128
15.066
12.127
2.114
12.061
2.376
11.623
11.165
12.448
3.329
3.329
4.509
7.797
9.844
9.129
13.073
11.718
9.502
8.393
AREA j
9.207
4.452
3.870
11.399
11.263
13.985
15.128
15.066
12.127
2.114
12.061
2.376
11.623
12.549
12.448
3.329
3.329
4.509
7.797
9.844
9.129
13.073
11.718
9.502
8.393
-
Formula Aplicada
A*L (Método lineal)
Obelisco
A*L (Método lineal)
Cuña
A*L (Método lineal)
Área Media
Área Media
Área Media
Área Media
Obelisco
A*L (Método lineal)
Cuña
A*L (Método lineal)
Obelisco
Cuña
Cuña
Obelisco
Área Media
Obelisco
Cuña
Cuña
Obelisco
Pirámide Truncada
Área Media
Área Media
A*L (Método lineal)
A*L (Método lineal)
Área Media
Área Media
A*L (Método lineal)
A*L (Método lineal)
A*L (Método lineal)
Total m3:
Volumen Banco
101.272
199.756
31.166
19.350
199.491
283.281
315.597
363.909
377.424
426.665
115.210
16.914
183.925
213.003
19.006
104.608
386.722
295.163
279.706
26.634
15.814
86.664
151.964
220.510
237.169
127.812
163.412
309.892
265.255
142.530
83.925
83.925
5.847.674
TABLA 11 : Volumen calculado para cada bloque en la estimación de recursos.
Fuente:
Elaboración propia.
44
6.5
CÁLCULO DE RESERVAS POR NIVEL.
Para realizar el cálculo de reservas por nivel en el yacimiento se procede a calcular el área
media de cada sección horizontal limitada por dos niveles de explotación consecutivos, ejemplo
el nivel 740 y el nivel 750, el volumen de material que se puede explotar para cada nivel
corresponde al volumen obtenido del producto de dicha área media y la diferencia de cotas entre
los niveles correspondientes (ver figura # 8), este método es conocido como método de las
secciones horizontales y tiene una gran aplicación cuando existe semejanza entre curvas de nivel.
Para realizar estos cálculos se requiere establecer el corte final del yacimiento sobre un
mapa topográfico y acotar el área bordeando el nivel medio entre bancos con un planímetro.
FIGURA 8: Determinación del volumen por secciones horizontales
Fuente: Anels “Evaluación de Depósitos Minerales”
45
Los resultados de estos cálculos para cada nivel de explotación se muestran en la siguiente
tabla:
Cota superior
Cota inferior
Área m2
Volumen in situ m3
Esteril m3
800
790
121
1.210
1.010
790
780
1.914
19.140
1.110
780
770
5.000
50.000
-
770
760
6.721
67.210
1.728
760
750
7.442
74.420
835
750
740
7.570
75.700
1.030
740
730
8.974
89.740
-
730
720
10.242
102.420
-
479.840
5.713
TABLA 12 : Reservas Probadas (AIMM).
Fuente:
Elaboración Propia.
El volumen a remover para cada rampa de acceso al nivel correspondiente se representa
en la siguiente tabla:
Acceso al nivel
Volumen suelto m3
760
1.727
750
1.290
740
1.325
730
48
720
545
Total:
TABLA 13 :
4.935
Volumen a remover por rampa de acceso.
Fuente:
Elaboración Propia.
46
6.6
REPORTE DE RESERVAS
El depósito mineral que se encuentra en el cerro El Zamuro fue acotado hasta un nivel
inferior de confidencia geológica determinado por la exploración superficial, hasta
aproximadamente unos 50 metros de profundidad arrojando un recurso mineral medido de
5.851.496,00 m3 in situ de caliza, calculado mediante el método de las secciones verticales. No se
considera otra categoría de recursos debido a la incertidumbre acerca de la continuidad de la capa
de caliza y la profundidad a la que puede llegar la excavación. De este total de recurso mineral
medido serán minados tan solo 479.840,00 m3 de caliza que comprenden las reservas probadas, la
cual representa aproximadamente un 8 % del recurso mineral medido, estas fueron determinadas
mediante la aplicación del método de las secciones horizontales antes descrito.
Este pequeño porcentaje está limitado por las siguientes razones:
a) La zona este del yacimiento comprendida por los bloques A, B y C, presenta una
topografía abrupta y un cercano límite final de excavación lo que limita su minabilidad.
b) Las canteras, sobre todo las que producen agregados para la construcción, suelen tener
una baja relación de remoción límite estéril / mena, esta relación para la cantera es de
un 20%.
c) El pequeño tamaño del yacimiento no permite realizar un sistema de vialidad adecuado
para alcanzar el nivel topográfico más alto y el más bajo del recurso mineral medido.
47
7.
7.1
DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN
SISTEMA DE EXPLOTACIÓN
El método de explotación minera se define como el conjunto ordenado de sistemas,
procesos y máquinas que en forma ordenada, repetitiva y rutinaria extraen el mineral del
yacimiento, pueden ser de dos tipos:
1. Convencionales:

Canteras.

Cortas.

Descubierta.
2. No Convencionales:

Terrazas.

Contorno.

Hidráulica.

Lixiviación o químico.

Especiales o mixtos.
48
La cantera es una explotación superficial (menos de 50 m), con un solo banco o pocos en
pequeña área, sin necesidad de descubrir el material explotable por aflorar y por tanto con muy
bajo ratio de estéril/mineral. Ritmo de producción muy pequeños y marcados por la necesidad de
mercados muy próximos. Normalmente las características físicas y granulométricas del producto
vendible marcan el precio de venta. Se subdividen en canteras de construcción y canteras de
rocas ornamentales.
Tras el método, el sistema de explotación que interrelaciona las diferentes fases del
proceso y con ello los equipos de arranque, carga y transporte pueden clasificarse en:
Sistema discontinuo:
Arranque + Carga + Transporte (fases separadas)
Sistema mixto:
(Arranque + Carga) + Transporte
Sistema continuo:
(Arranque + Carga + Transporte) (Una sola fase)
Finalmente en cada sistema, la maquinaria disponible en el mercado puede ser muy distinta,
pudiendo utilizarse desde rotopalas o minadores continuos, cintas transportadoras convencionales
o especiales, tubería de transporte hidráulico, mototraíllas, tractores, arranque por voladura, etc.,
para establecer los rendimientos, costos, tiempos y finalmente decidir la alternativa más
adecuada.
49
En esta cantera, el sistema de explotación actual es del tipo discontinuo y consiste de los
siguientes equipos:

Arranque: dos D-9H Caterpillar y dos perforadoras Garden Denver.

Carga: Cargador Frontal de Ruedas 988 B Caterpillar.

Transporte: Camiones roqueros 769C Caterpillar, un Dresser y un Euclid de 32 ton
c/u.

Servicios Auxiliares: una motoniveladora, un camión sisterna, una camioneta Toyota
1.992, shovel Cat 955.
7.2
7.2.1
DISEÑO GEOMÉTRICO DE LA EXPLOTACIÓN
DESARROLLO DE BANCOS.
Un banco queda definido por los siguientes parámetros (Ver figura # 9):
a) Talud del banco.
b) Altura del banco.
c) Anchura mínima de trabajo.
50
Talud de trabajo
FIGURA 9: Composición de un banco.
7.2.1.1 Talud de banco.
La inclinación con respecto a horizontal de la cara del banco se le conoce como talud de
banco. Durante el avance de la explotación suelen utilizarse taludes verticales aún cuando la
máxima fragmentación por voladura ocurre cuando los barrenos son inclinados hacia los 45º.
Como el avance de la explotación se dirige en sentido del buzamiento de los estratos que
conforman el yacimiento, la estabilidad del talud de banco no debe verse afectada. Por esta razón
se seleccionaron taludes de bancos verticales para el avance de la explotación.
7.2.1.2 Altura de banco.
La altura de banco (Hb) se puede definir como la distancia vertical promedio de las
medidas que van desde la cresta hasta el nivel pie de un talud.
51
La altura de banco se determina generalmente por el alcance del equipo de carga (cuando
ya se dispone de este), la profundidad de la explotación y la estabilidad estructural del mismo.
El equipo de carga del que dispone la cantera es un cargador frontal de ruedas 988 B de
Caterpillar, este equipo puede desempeñar labores de carga hasta una altura aproximada de 7,5
m.
El depósito se extiende en una pequeña área de la superficie topográfica, y sus recursos se
extienden a profundidad por lo que se requiere de aumentar el gradiente de la excavación
seleccionando en lo posible la mayor altura de banco.
La estabilidad del banco no debe ser afectada si la explotación avanza en el sentido del
buzamiento de los estratos, sentido norte.
Por estas dos últimas razones se seleccionaron bancos de 10 m, en búsqueda de un mayor
gradiente de la excavación comparado con una altura de 7,5m. El problema que representa esta
altura de banco para la operación de carga puede corregirse con el diseño de la voladura y/o con
la incorporación de un D9-H a las labores como equipo de apoyo para reducir la pila de material
volado cuando fuese necesario.
7.2.1.3 Anchura mínima de trabajo.
El espacio requerido para ejecutar la operación de maniobras de carga en el frente de
explotación es la anchura mínima de banco. Según Pla. Ortíz ésta debe ser:
52
a  PATZ
A  Radio de giro del cargador;
P  Zona de perforación y voladura;
T  Zona de camino y transporte
Z  Zona de seguridad
Se tienen los siguientes datos para establecer la anchura mínima de banco:
A= 18 m. (radio mínimo de giro para el cargador frontal 988 B de Caterpillar)
T + Z = 12 m.
P = 4 m. (esperado de la proyección de la voladura)
a  18 m  12 m  4 m  34 m.
7.2.1.4 Talud de trabajo
Se refiere al ángulo con respecto al horizontal que forma la línea que une los pies de dos
bancos de explotación. Refleja la máxima inclinación con la que debe avanzar la explotación. El
talud de trabajo se calcula por la formula:
 a

  90º arctag 
 cot ag ()
 Hb

 : inclinació n del talud de banco.; se asume 90º
 34

  90º arctag   cot ag (90º )  16º
 10

53
7.2.2
ANÁLISIS GEOTÉCNICO.
7.2.2.1 Fábrica Estructural de la Roca.
El levantamiento geológico de superficie mostró una serie de discontinuidades en la roca
referentes a la orientación de las fallas geológicas y la orientación de los estratos que conforman
la estructura. Según el geólogo Christoph Lassl, geólogo asesor, las fallas geológicas que se
presentan son transversales por lo tanto estas no forman con respecto a los posibles taludes un
peligro de falla potencial.
En los taludes con frente al sur del yacimiento se presenta una situación
geomecánicamente estable por buzar los estratos en sentido contrario al talud (ver gráfico 10).
Sobre el talud con frente al norte también se genera una situación geomecánicamente estable, los
estratos con relación al talud final caen dentro del pie del mismo, mayor buzamiento en los
estratos (ver gráfico 11). Con relación al talud del banco que se crea al final de la explotación
produce una posible situación de inestabilidad (ver gráfico 12), en estos los estratos, en cuanto a
su orientación, son paralelos o casi paralelos pudiendo dar origen a una falla planar.
TALUD CON FRENTE AL SUR
N79ºW 55ºS
N77ºE 55ºS
N49ºW 55ºS
N86ºW 55ºS
N36ºW 55ºS
N64ºW 55ºS
N46ºW 55ºS
TALUD CON FRENTE AL NORTE
N86ºW 55ºN
N77ºE 55ºN
N26ºE 55ºN
N74ºE 55ºN
TABLA 14 : Rumbo y buzamiento de los taludes
Fuente:
Elaboración propia.
54
7.2.2.2 Análisis Falla.
Cinco casos de estabilidad de taludes en roca suelen estudiarse:
a) Falla planar, controlada por una sola discontinuidad.
b) Falla de cuña, controlada por dos discontinuidades.
c) Falla en escalera, controlada por varias discontinuidades a diferentes niveles.
d) Falla por volteo, involucra columnas de roca definidas por discontinuidades de
buzamiento de gran magnitud.
e) Fallas circulares, ocurren en masas rocosas que están muy fracturadas o compuestas de
material con muy baja resistencia al cortante.
Las fallas planas ocurren en una superficie aproximadamente plana y se analizan como un
problema en dos dimensiones (ver figura 10). Aunque pueden existir otras discontinuidades que
definen los límites laterales de los movimientos, solo se tiene en cuenta el efecto de la
discontinuidad principal. El tamaño de las fallas planares puede ir desde unos pequeños metros
cúbicos a grandes volúmenes. El análisis cinemático toma en cuenta cuatro condiciones
estructurales así:
La dirección de la discontinuidad debe estar a menos de 20 grados de la dirección de la
superficie de talud.
a) El buzamiento de la discontinuidad debe ser menor que el buzamiento de la superficie
del talud.
55
FIGURA 10: Casos de falla planar.
Fuente:
Fundación GEOS, Geomec # 5.
56
N
N3 6 º W5 5 º S
N7 1º E4 4 º N
N4 6 º W5 5 º S
N4 9 º W5 5 º S
N6 3 º E4 4 º N
N6 4 º W5 5 º S
N6 8 º E6 7 N
N7 9 º W5 5 º S
N8 6 º W5 5 º S
N6 9 º E6 7 N
N7 3 º E6 0º N
N7 7 º E5 5 º S
E
W
S
EN AZ UL : RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS EST RAT OS
EN NEGRO: RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS T AL UDES

Análisis estereográfico talud con frente al sur
Fuente:
Elaboración propia.
57
N
N2 6 º E5 5 º N
N7 1º E4 4 º N
N6 3 º E4 4 º N
N6 8 º E6 7 N
N8 6 º W5 5 º N
N6 9 º E6 7 N
N7 3 º E6 0º N
E
W
N7 4 º E5 5 º N
N7 7 º E5 5 º N
S
EN AZ UL : RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS EST RAT OS
EN NEGRO: RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS T AL UDES

Análisis estereográfico taludes con frente al norte
Fuente: Elaboración propia.
58
N
N2 6 º E7 3 º N
N7 1º E4 4 º N
N6 3 º E4 4 º N
N6 8 º E6 7 N
N8 6 º W7 3 º N
N6 9 º E6 7 N
N7 3 º E6 0º N
E
W
N7 4 º E7 3 º N
N7 7 º E7 3 º N
S
EN AZ UL : RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS EST RAT OS
EN NEGRO: RUMBO Y BUZ AMI ENT O DE L OS T AL UDES

Análisis estereográfico para talud de banco con frente norte.
Fuente:
Elaboración propia.
59
b) El buzamiento de la discontinuidad debe ser mayor que su ángulo de fricción.
c) La extensión lateral de la masa potencial de falla debe ser definida por superficies
laterales que no contribuyen a la estabilidad.
Si las condiciones anteriores se cumplen la estabilidad puede evaluarse por el método del
equilibrio límite. El análisis de la estabilidad requiere la solución de fuerzas perpendiculares y
paralelas a la superficie de falla potencial.
De acuerdo con la localización de la grieta de tensión se pueden considerar dos casos:
a) Con grieta de tensión en la cara del talud.
b) Con grieta de tensión por encima de la cabeza del talud.
Las ecuaciones de estabilidad son las siguientes:
Para el caso (a) grieta de tensión en la cara del talud :
Z  (H cot  f  b).( tan f  tan p )

W  (1 / 2). r.H 2 . (1  Z / H) 2 . cot  p .(cot  p .tan f  1)

A  (H cot  f  b).sec  p
Para el caso (b) grieta de tensión por encima de la cabeza del talud :
Z  H  b.tan s  (b  H. cot  f ).tan p
W  (1 / 2). r.H 2 cot  f X  bHX  Bz
X  (1  tan p cot  f )
A  (H. cot  f  b).sec  p
60
Para ambos casos :
U  1 2 . w Z w .A
V  1 2 . w Z2W
FS 
c.A  W.cos   a.sen    U  V sen   T.cos .tan
W.sen   a.cos    V cos   T.sen 
p
p
p
p
p
p
Donde:
H = altura de la cara del talud.
f = inclinación del talud.
s = inclinación de la corona.
p = inclinación del plano de falla.
b = distancia de la grieta.
a = aceleración sísmica.
T = tensión de pernos o anclajes.
 = Inclinación de los tensores con la normal a la falla.
c = cohesión.
 = ángulo de fricción.
r = densidad de la roca.
w = densidad del agua.
61
Zw = altura del agua en la grieta.
Z = profundidad de la grieta.
U = fuerza de subpresión del agua.
V = fuerza de empuje del agua.
W = peso del bloque.
A = área de la superficie de fallla.
La localización de la grieta de tensión se puede obtener utilizando la expresión (Hoek y
Bray, 1.981).
b
H

cot  .cot  )  cot 
f
p
f
Para el caso específico de este yacimiento no se consideran fuerzas externas (a y T = 0):
FS 
cA  W .cos  U  V sen .tan 
W .sen  V .cos 
p
p
p
p
Para el análisis de falla plana se consideraron los siguientes valores de las variables que
intervienen en la fórmula anterior:

H = 10 m, tomado del capítulo 7.2.1.2.

f = inclinación del talud, recomendado 1 : 3 (H : V).
62

s = inclinación de la corona, se asume horizontal.

p = inclinación del plano de falla, varia según el caso.

b = distancia de la grieta, tomada de la relación de Hoek y Bray 1.981.

Cohesión y Fricción, tomadas de la tabla # 16.

r = densidad de la roca in situ igual a 2,5 t/m3, suministrada por la empresa.

w = densidad del agua igual a 1 t/m3.

Zw = altura del agua en la grieta igual a la altura de la grieta.
En la tabla 15 se muestra el factor de seguridad obtenido mediante el análisis de falla
planar realizado para el promedio del buzamiento de los estratos en cada bloque geológico y para
un talud de banco. Los valores correspondientes a la fricción y a la cohesión se tomaron de la
tabla 16, valores típicos de la caliza (Limestone).
FS
H
B
V
U
factor
metros
metros
3,12
10,0
5,8
21,8 31,3
2,99
10,0
5,4
2,84
10,0
2,84
A
S
W
Z
cohesión
fricción
áng. talud
áng. estratos
t.
metros
(T/m2)
(radianes)
(radianes)
(radianes)
9,5 0,0 146
6,6
17,6
0,56
1,28
0,37
20,7 29,4
9,1 0,0 135
6,4
17,6
0,56
1,28
0,40
2,6
10,7 17,9
7,7 0,0 64
4,6
17,6
0,56
1,28
0,77
10,0
2,6
10,7 17,9
7,7 0,0 64
4,6
17,6
0,56
1,28
0,77
5,37
10,0
1,2
3,9
11,6
8,3 0,0 29
2,8
17,6
0,56
1,28
1,05
11,65
10,0
0,6
1,3
7,3
9,1 0,0 14
1,6
17,6
0,56
1,28
1,17
-116,56
10,0
-0,1
0,0
-1,2 10,6 0,0
-0,2
17,6
0,56
1,28
1,29
m²
-2
psi x 0,07031= Kg/cm2
áng. (radianes) = PI/180 x ángulo (grados)
TABLA 15 : Factor de seguridad para cada posible talud al sur del depósito.
63
7.3
TALUD FINAL
Es el valor del ángulo máximo del talud que se alcanzará al final de la explotación y que
interesa conocer para establecer el límite geométrico de la sección explotada. El talud final está
definido por los siguientes parámetros (ver figura 11):
a) Altura de banco, tomada del capítulo 7.2.1.2.
b) Talud final del banco, recomendado para rocas duras según la tabla # 17, relación 1/3.
c) Berma, mínima recomendada, 4 m.
d) Ancho de vías, generalmente tres veces el ancho del camión, aproximadamente 12 m.
FIGURA 11: Características del talud final.
Fuente:
Elaboración propia
64
El talud final cuando no se consideran las vías, se calcula mediante la fórmula:
 a

  90º arctag 
 cot ag ()
 Hb

sustituyendo los valores correspondientes :
 4m

  90º arctag 
 cot ag (73º )  55º
10 m

TABLA 16 : Valores típicos de fricción y cohesión
Fuente:
Surface Mining.
65
Tipo de roca
Relación
inclinación
Rocas duras
1/3 ó 1/2 : 1
72º a 63º
Banco de mineral de hierro
½ ó 2/3 : 1
63º a 56º
Talud final en mineral de hierro
1:1
45º
Banco mineral de cobre
3/5 : 1
60º
Talud final en mineral de cobre
1½:1
34º
TABLA 17 : Inclinación de talud recomendadas
Fuente:
7.4
Modificada de Howard L. Hartman, “Introductory Mining Engenieering”
VIDA DE LA EXPLOTACIÓN
La vida de la explotación viene expresada por el cociente entre las reservas explotables y el
ritmo de producción por año:
Vida de la explotació n 
Reservas (toneladas)
Ritmo de producción ( toneladas
año
)
El total de reservas a explotar en el yacimiento son según el capítulo 6.4 es de 479.840,00
m3 y el ritmo anual de producción según la capacidad promedio de la planta debe ser 300.000
toneladas / mes. Las toneladas totales de mineral se obtienen del producto de las reservas por la
densidad del material, el ritmo de producción anual se obtiene del producto de la capacidad
promedio mensual de la planta por el número de meses del año.
A continuación se realizan estos cálculos:
66
Reservas en toneladas  Reservas en m3  densidad del material (t/m3 )
Reservas en toneladas  479.840,00 m3  2,5 t/m3  1.199.600 t.
Ritmo de producción  toneladas / mes  número de meses
Ritmo de producción  25.000 t/mes  12 meses  300.000 t.
Los años en explotación entonces son:
Vida de la explotació n 
7.5
1.199.600 t.
 3,99 años  4 años.
300.000 t
SECUENCIA DE LA EXPLOTACIÓN
La explotación del yacimiento puede realizarse descendiendo cada nivel topográfico desde
la cota 800 hasta la cota 720, niveles más alto y más bajo a los que se puede tener acceso o que
pueden ser minables.
La zona este del yacimiento presenta una topografía abrupta y un espacio reducido para la
explotación (un largo aproximado de 300 m y un ancho de 100 m) con relación a la altura de las
cotas (desde el nivel 770 al nivel 830), lo que representa un pequeño espacio para diseñar la
vialidad que permita alcanzar la altura topográfica requerida. Además, esta zona presenta la
mayor relación estéril / mineral y por estas razones sobre ella se propone el diseño de la rampa de
acceso hacia el nivel 800 para los equipos de arranque y de apoyo donde se pretende comenzar la
explotación.
67
Desde el nivel 800 hasta el nivel 770 la explotación se debe llevar a cabo realizando las
labores de perforación y voladura correspondientes y empujando el material volado con el tractor
D9-H hacia la cota 770 donde se encuentra un espacio adecuado para la carga de camiones.
Posteriormente, se explota hasta alcanzar a descubrir en su totalidad cada nivel
subsecuente, es decir se debe explotar completamente hasta el nivel 760, luego completamente el
nivel 750, y así sucesivamente hasta alcanzar la cota 720.
Para alcanzar un nivel inferior al nivel 720 se debe diseñar una rampa de acceso hacia el
nivel 710, para esto se requiere de 100 m de trazado en un área muy estrecha, lo que disminuye el
gradiente de la explotación y con ello las reservas de los niveles superiores. Por esta razón se
tomó como limite inferior de la explotación el nivel 720. (ver figura 12).
El avance de la explotación por año se resume en la siguiente tabla, donde se considera el
volumen de mineral in situ correspondiente al año en explotación, así como, el total de volumen
de estéril a remover. Las toneladas se obtienen al multiplicar el volumen in situ por la densidad in
situ de la caliza (2,5 t/m3). En las figuras 13, 14, 15 y 16 se observa la topografía modificada
para cada año en explotación.
Año
Cota Sup.
Cota Inf.
Volumen (m3)
Toneladas
Estéril (m3)
1
800
750
120.300
300.750
5.575
2
750
740
120.590
301.475
2.320
3
740
730
120.040
300.100
1.325
4
730
720
105.830
264.575
48
479.840
1.166.900
9.268
Total:
TABLA 18 : Volumen anual a explotar.
68
FIGURA 12: Modificación del talud final al incluir una vía
Fuente:
Elaboración propia
9
6
0
FIGURA 13: Topografía modificada, primer periodo en explotación.
7
1
FIGURA 14: Topografía modificada, segundo período en explotación.
7
2
7
FIGURA 15: Topografía modificada, tercer periodo en explotación
3
FIGURA 16: Topografía modificada, cuarto periodo en explotación.
7
8.
8.1
PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
GENERALIDADES
El arranque es por necesidad, la primera de las operaciones para el movimiento de la roca,
consiste en fragmentar esta a un tamaño manejable para su posterior carga y transporte.
Puede obtenerse la fragmentación por dos métodos:

Directos: Por la acción mecánica de una herramienta.

Indirectos: Por la energía liberada por un explosivo.
TIPO DE ARRANQUE
Indirectos
Directos
VELOCIDAD SÍSMICA m/seg.
Por medio de perforación y
voladura
Ripiado y empuje.
Arranque directo propiamente
dicho
> 2.000 – 2.500
500 – 2.000
0 – 1.000
Tabla 19: Método de fragmentación de acuerdo a la velocidad sísmica.
Fuente:
Modificado de Pla. Ortiz 1980.
La técnica más eficaz para decidir el método de fragmentación y tipo de arranque es la
prospección sismográfica, la cual en función de la velocidad sísmica obtenida, permite clasificar
el material dentro de una escala de valores. (Ver Tablas Nº 19 y 20 )
Considerando los márgenes de velocidad sísmica de la caliza de la tabla # 20, se deduce
que muy pocas son ripeables y en su mayoría deben fragmentarse por perforación y voladura.
74
VELOCIDAD SÍSMICA EN ROCAS (GARCIA OVEJERO, 1.986)
TIPOS DE ROCAS
VELOCIDAD SÍSMICA
Magmaticas o Igneas:
Granitos.......................................................................................
Granitos meteorizado..................................................................
Gabros.........................................................................................
Diabasas......................................................................................
Basaltos.......................................................................................
3.00 0-6.000 m/s
1.200-1.600 m/s
6.70 0-7.300 m/s
5.800-7.100 m/s
2.40 0-4.000 m/s
Sedimentarias:
Suelos normales..........................................................................
Suelos consolidados....................................................................
Arenas sueltas.............................................................................
Mezclas de grava y tierra sueltas................................................
Mezclas de grava y tierra consolidadas......................................
Arcillas........................................................................................
Margas.........................................................................................
Areniscas.....................................................................................
Conglomerados............................................................................
Morrena glaciar............................................................................
Pizarras sedimentarias..................................................................
Calizas..........................................................................................
Dolomitas.....................................................................................
250- 460 m/s
460 - 600 m/s
250- 1.200 m/s
450- 1.100 m/s
1.200-2.100 m/s
1.0 00-2.000 m/s
1.800 -3.500 m/s
1.400-4.500 m/s
1.200 -7.000 m/s
1.200-2.100 m/s
1.200 -2.100 m/s
1.500-6.000 m/s
5.000 -6.000 m/s
Metamórficas:
Gnesis...........................................................................................
Gnesis meteorizado......................................................................
Cuarcitas......................................................................................
Pizarras metamórficas.................................................................
3.000 -6.000 m/s
1.200 -1.600 m/s
5.000 -6.000 m/s
1.800-3.000 m/s
Varios:
Sal................................................................................................
Yeso.............................................................................................
Anhidrita......................................................................................
Carbón..........................................................................................
Terrenos congelados.....................................................................
Hielo puro.....................................................................................
Agua.............................................................................................
4 .500-6.500
3.000-4.000
3.000 -6.000
900-1.500
1.200 -2.100
3.000-3.700
1.500
m/s
m/s
m/s
m/s
m/s
m/s
m/s
Tabla 20: Márgenes de velocidad sísmica.
Fuente:
Modificada de García Ovejero, 1.986
75
8.1.1
PRINCIPIOS DE LA EXPLOSIÓN DE UN BARRENO
La voladura es la transformación de la energía química del componente del explosivo en
gas a presión para el desarrollo de un trabajo mecánico. El principio de explosión de un agente
explosivo dentro de un barreno puede ser dividido en tres diferentes fases (ver figura 17):
1. Compresión de la roca: Las ondas por la detonación pasan a través de la roca con una
velocidad de 3.000 m/s a 6.000 m/s dependiendo principalmente de la geología de la roca.
Estas ondas no rompen las rocas pero crean microfisuras, las cuales ayudan a la ruptura de la
roca en la segunda fase.
2. Reflexión de ondas de choque desde la cara libre: Estas ondas son reflejadas desde la cara
libre del banco o desde una discontinuidad presente en la roca. Se crean rupturas primarias
generalmente radiales, referidas al centro del barreno. La velocidad de onda después de la
reflexión suele estar entre 500 m/s a 2.000 m/s.
3. Expansión de gases: Cuando un explosivo es detonado, se crea gran cantidad de gases a alta
presión.
Con el incremento de calor los gases se expanden y fluyen por las rupturas
primarias. Estas grietas se expanden, la superficie libre de la roca es movilizada, se reduce la
presión y la tensión en las fisuras primarias crecen. Las fisuras primarias son expandidas
hasta la superficie creando fragmentos de rocas cada una con movimientos independientes
que genera un desacomodo en la estructura original y en consecuencia se desploma. Variables
que afectan la fragmentación de las rocas
76
FIGURA 17: Fases de la explosión de un barreno
Fuente: Manual Tamrock, Surface Blasting.
El diseño de una voladura está controlado por los siguientes grupos de variables:
a) Variables relacionadas con la roca.
b) Variables relacionadas con el explosivo.
c) Variables relacionadas con el patrón de perforación.
d) Variables relacionadas con el patrón de carga.
e) Tiempo de retardo y secuencia del explosivo.
El resultado de una voladura se evalúa de acuerdo a:
a) La fragmentación obtenida.
b) El esponjamiento del material.
77
c) Efectos secundarios.
8.2
8.2.1
VARIABLES RELACIONADAS CON LA ROCA
DENSIDAD DE LA ROCA (r)
Indica la dificultad que se puede esperar para fragmentar la roca. Una roca cuanto más
densa y más porosa sea, absorbe más energía.
8.2.2
VELOCIDAD SÍSMICA (VC)
Velocidad con la que se propaga una onda de tensión a través del macizo rocoso, afecta la
distribución de tensiones en el interior del sólido rocoso y es una medida de la elasticidad de la
roca.
8.2.3
IMPEDANCIA (ZR)
Es el parámetro útil para medir la transferencia de energía de la onda de detonación al
macizo rocoso. Es igual al producto de la densidad de la roca por la velocidad de propagación de
las ondas de choque. La mayor transferencia ocurre cuando la impedancia característica de la
roca es igual a la impedancia de detonación del explosivo.
8.2.4
CONSTANTE DE LA ROCA (C)
Describe la cantidad de carga (kg/m3) justamente necesaria para extraer la roca. Es
conocido como una medida de la resistencia característica del material rocoso y se expresa,
78
generalmente, como la cantidad de dinamita en kg requerida para extraer un m3 de roca. La
constante de la roca varía entre 0,3 y 0,5 y típicamente, según Pla. Ortiz (Fundación Gómez Páez,
Perforación y Voladura, parte II), es:
Marga (0,3)  granito (0,4)  cuarzita (0,43)  caliza (0,43)  basalto (0,47)
8.2.5
CARACTERÍSTICAS ESTRUCTURALES
Las discontinuidades en la roca gobiernan la fragmentación resultante. Se debe disponer
de cargas explosivas dentro de los bloques sólidos limitados por tales discontinuidades.
8.3
8.3.1
VARIABLES RELACIONADAS CON EL EXPLOSIVO
PRECIO DEL EXPLOSIVO
El objetivo de la voladura es realizar el arranque con el coste mínimo. Se debe elegir el
explosivo de menor costo con el que se es capaz de realizar un trabajo determinado. La tabla # 21
muestra una comparación de los precios de algunos explosivos comerciales.
8.3.2
VELOCIDAD DE DETONACIÓN (VD)
Es la velocidad en m/s a la cual la onda viaja a través de la columna cargada de explosivo.
La velocidad de detonación está afectada por: el tipo de explosivo, diámetro, confinamiento,
temperatura y grado de preparación. A mayor diámetro, mayor será la velocidad de detonación.
79
Tabla 21: Precio comparativo de los explosivos.
Fuente:
8.3.3
Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
SENSIBILIDAD
Es la cualidad requerida para la reacción continua a través de la carga total, o la habilidad
para igniciar la carga próxima a través de una distancia en aire libre.
8.3.4
VOLUMEN ESPECÍFICO DE GAS
Es la cantidad de gas creado por un kg de explosivo en condiciones normales (0 ºC y 760
mmHg), expresado en l/kg.
80
8.3.5
CALOR DE EXPLOSIÓN
Es la cantidad de energía liberada cuando el explosivo es quemado, se expresa en kj/kg.
El explosivo que genere mayor volumen de gas y calor es el explosivo más efectivo.
8.3.6
DIÁMETRO DE CARGA (D)
Es la porción del diámetro del barreno que es ocupada por la carga explosiva.
8.3.7
POTENCIA POR UNIDAD DE VOLUMEN
Es una relación que indica la energía del explosivo y es calculado por el volumen de gases
y calor de explosión.
8.3.8
DENSIDAD DEL EXPLOSIVO (E)
Es la cantidad de explosivo por unidad de volumen referido a la masa explosiva.
8.3.9
DENSIDAD DE CARGA (C)
Es la cantidad de explosivo en un cierto volumen del barreno y está normalmente
expresado en kg/dm3. En los explosivos comerciales este valor se encuentra entre 0,8 y 1,65.
8.3.10 POTENCIA POR RELATIVA AL PESO (PRP)
81
Es la eficiencia de extracción de un explosivo a diferentes densidades de carga,
comparado con la eficiencia de la dinamita a la misma densidad de carga (algunos autores lo
relacionan con el Anfo de densidad 0,83 gr/cm3).
8.3.11 DIÁMETRO CRÍTICO
Es el tamaño por debajo del cual la detonación no es suficientemente soportada y tiende a
extinguirse.
8.3.12 SELECCIÓN DEL EXPLOSIVO DE COLUMNA
El explosivo de columna es la carga principal del barreno, capaz de producir el
agrietamiento y desplazamiento de la roca. Se seleccionó el Anfo de densidad 0,83 gr/cm3 como
carga de columna. Los criterios para la selección de este explosivo son:
a) Es el explosivo de mas bajo costo y de mayor existencia en el mercado nacional.
b) Es el explosivo utilizado por excelencia en este tipo de operaciones.
c) En la cantera ya se tiene demostrada su excelente capacidad para fragmentar la roca.
d) Se tiene experiencias para trabajar el Anfo en condiciones húmedas mediante la
utilización de mangas plásticas.
8.3.13 SELECCIÓN DEL EXPLOSIVO DE FONDO
82
Se seleccionó el Vemulex Apex Ultra de densidad 1,16 gr/cm3 como carga de fondo,
tamaño 75 x 400 mm. Los criterios para la selección de este explosivo son:
a) Por su alta densidad y su alta potencia.
b) Es un explosivo con existencia en el mercado nacional.
c) Prolongada resistencia al contacto directo con el agua.
d) Es un explosivo muy seguro, difícil que detone accidentalmente.
e) En la cantera se han obtenidos buenos resultados a utilizar este producto como carga de
fondo.
8.4
8.4.1
VARIABLES GEOMÉTRICAS DEL PATRÓN DE PERFORACIÓN
DIÁMETRO DE PERFORACIÓN ()
El diámetro de las barras perforación disponible en la cantera es de 3,5” (89 mm). El
diámetro del barreno suele ser un 10% mayor al diámetro de perforación.
  3,5"
8.4.2
ALTURA DE BANCO (HB)
Distancia vertical medida desde el pie a la cresta del talud. Para un diámetro dado, la
altura de banco suele ser:
83
Hb  0,1 0,15  
La altura de banco se determina por el equipo de carga (cuando se dispone de este), la
profundidad y estabilidad de la explotación. La altura de banco seleccionada para el diseño de la
explotación es de 10 m, el optimo desempeño de la operación de carga quedará determinado por
el esponjamiento del material.
8.4.3
INCLINACIÓN DE LOS BARRENOS ()
Es el declive de los barrenos con respecto a un plano horizontal. Los barrenos inclinados
mejoran el rendimiento y resultado de la voladura, por el contrario reducen el rendimiento de la
perforación. (ver figura 18) Se relaciona con la profundidad y la longitud del barreno mediante la
fórmula:
 Hb 

sen   
l

Sp
 b

Sp  sobreperforación (m)
lb  longitud del barreno (m)
Se optó por realizar barrenos verticales debido a:
a) La perforadora posee versatilidad para realizar barreno inclinados pero no todos con la
misma dirección, esto puede provocar una mala voladura.
b) Al realizar barrenos inclinados se requiere de un mayor tiempo de perforación y un
excelente operador.
84
FIGURA 18: Efecto de la inclinación de los barrenos
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
8.4.4
RETIRO (R)
Es la distancia mínima desde el eje de un barreno al frente libre. Para el cálculo del retiro
se seleccionaron la fórmula de Olofsson y la de Ucar Navarro. Olofsson (1.990) que a partir de la
fórmula de Langerfors propone la siguiente simplificada para el cálculo del retiro:
R máx  K  q f  R1  R 2  R3
q f  1.160 kg
2
 0,075

 1,1 m   6,2 kg
3  
m
m
 2

El valor 1,1 obedece al factor de ensanchami ento del explosivo dentro del barreno.
ROlofsson  1,36  6,2 kg
m
 0,95  0,97  1  3,12 m.
El valor de R 2  0,97 se obtubo por interpolación, c  0,43.
85
K= constante que depende del tipo de explosivo:
Explosivos gelatinosos
1,47
Emulsiones
1,45
ANFO
1,36
qf = concentración lineal de la carga de fondo del explosivo elegido (kg/m)
R1= factor de corrección por inclinación de los barrenos.
R2= factor de corrección por el tipo de roca.
R3= factor de corrección por la altura de banco.
Los factores R1 y R2 se determinan para las diferentes condiciones de trabajo con las
siguientes tablas.
Inclinación  ; 1
10:1
5:1
3:1
2:1
1:1
0,96
0,98
1,00
1,03
1,10
Constante de Roca c
0,3
0,4
0,5
R2
1,15
1,00
0,90
R1
0,95
Si la altura de los bancos satisface H < 2 x Rmáx y los diámetros de perforación son
menores de 102 mm el valor de R3 se obtiene con la expresión:

H 
R3  1,16  0,16  2 
H1 

H1 = altura del banco actual.
H2 = altura del banco = 2 x Rmáx (H2 > H1)
Ucar Navarro (1.972) propone la siguiente fórmula para el cálculo del retiro:
86
1,5  R 2  Hb  2  R  qc  3  Hb  qc  0 ;

R (m) ; Hb (m) ; e  gr
3  ; D (mm) ;
 dm 
 36
q c  e  D
2
 0,83 g
 89  1,1 m 

  6,13 kg/m.
36


2
dm3
1,5  R 2  10 m  2  R  6,13 kg/m  3  10 m  6,13 kg/m  0
Cuya solución real es :
R Ucar  3,11 m.
Para establecer el retiro máximo se procede a tomar un valor promedio entre los
retiros obtenidos de las fórmulas de Olofsson y de Ucar.
Rmáx 
Rmáx 
RUcar  ROlofsson
2
3,11 m  3,12 m
 3,12 m.
2
Para calcular el retiro práctico se utiliza la fórmula:
R  Rmáx  e'db  H b
R  3,12 m 
0,089 m
1

 10 m  2,97 m  3 m.
2
100
87
Hb = altura de banco (m)
e’ = error de emboquille (m); se estima igual a /2
db = desviación de los barrenos (m); se estima en uno por ciento (1%)
8.4.5
ESPACIAMIENTO (E)
Es la distancia entre barrenos de una misma fila. El espaciamiento generalmente utilizado
en rocas que van de medianamente duras a duras es aproximadamente igual a la relación
espaciamiento - retiro utilizada por Langerfors.
E  1,25  R ;
Según Langefors
E  1,25  3 m  3,75 m.
8.4.6
SOBREPERFORACIÓN (SP)
Es la longitud de barreno por debajo del nivel del piso que se necesita para romper la roca
a la altura del banco y lograr una fragmentación y desplazamiento adecuado que permita al
equipo de carga alcanzar la cota de excavación prevista.
Sp  0,3  R
Según Langerfors y Ucar
S p  0,3  3 m  0,9 m.
8.4.7
LONGITUD DEL BARRENO (lb)
88
Comprende la distancia longitudinal del mismo, en función de la altura de banco y el
retiro queda determinado por la siguiente fórmula:
 Hb 

sen   
 lb  Sp 
Debido a que los barrenos son verticales, se deduce de la fórmula anterior que:
lb  H b  S p
lb  10 m  0,9 m  10,9 m
8.4.8
ESQUEMA DE PERFORACIÓN
Es la distribución de los barrenos vista en planta. Los esquemas más utilizados son
cuadrados o rectangulares y, los más efectivos, son los denominados “al tresbolillo” (esquema
triangular). En minería suele presentarse los siguientes dos casos para plantear un esquema de
perforación:
a) Con un frente libre (figura 19).
89
FIGURA 19: Esquema rectangular con un frente libre.
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
b) Con dos frentes libres. (Ver figura 20)
Fuente:
FIGURA 20: Esquema con dos frentes libres.
Tomada de Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
Se seleccionó un esquema de perforación rectangular (figura 19) por las siguientes
razones:
a) Gran facilidad de replanteo de los puntos de emboquille.
b) Actualmente en la empresa se trabaja con este esquema y le ha proporcionado buenos
resultados en cuanto a la fragmentación de la roca.
8.4.9
NÚMERO DE BARRENOS REQUERIDOS
90
El número de barrenos requeridos por voladura para obtener una producción mensual de
25.000 toneladas son:
Producción mensual en toneladas
Producción mensual en m
Densidad en banco (t/m3 )
N º barrenos 

metros cúbicos por barreno
R  E  Hb
3
25.000 t
2,5 t/m3
N º barrenos 
 88,88 barrenos  89 barrenos
3 m  3,75 m  10 m
8.5
8.5.1
VARIABLES GEOMÉTRICAS DE LA CARGA
TACO (T)
Es la longitud de barreno que en la parte superior se rellena con un material inerte y tiene
la misión de confinar y retener los gases producidos en la explosión para permitir que se
desarrolle por completo el proceso de fragmentación de la roca.
T R
según Langerfors y Ucar
T  3m
8.5.2
LONGITUD DE CARGA (L)
Es el tramo de la longitud total del barreno (lb) destinado a contener la carga explosiva.
91
l  lb  T
l  10,9 m - 3 m  7,9 m
8.5.3
LONGITUD DE LA CARGA DE FONDO (LF)
Es el tramo de la longitud del barreno destinado a contener la carga de fondo (Qf). Según
Langerfors esta debe ser:
l f  1,3  R si lb  1,8  R
l f  1,3  3 m  3,9 m
8.5.4
LONGITUD DE CARGA DE COLUMNA (LC)
Es el tramo de la longitud del barreno destinado a contener la carga de columna (Qc).
Según Langerfors esta debe ser:
lc  lb  l f  T
l c  10,9 m - 3,9 m - 3 m  4 m
8.5.5
CONCENTRACIÓN LINEAL DE LA CARGA DE FONDO (QF)
Es la carga explosiva de fondo por cada unidad de longitud que ocupa en el barreno.
8.5.6
CONCENTRACIÓN LINEAL DE LA CARGA DE COLUMNA (QC)
92
Es la carga explosiva de columna por cada unidad de longitud que ocupa en el barreno.
8.5.7
CARGA DE FONDO (QF)
Es la porción de carga en el fondo del barreno necesaria para volar roca donde está más
encerrada (sin planos libres). Según Langerfors esta debe ser:
Qf  l f  q f
Q f  3,9 m  6,2
8.5.8
kg
 24,18 kg
m
CARGA DE COLUMNA (QC)
Es la carga de explosivos que se coloca encima de la de fondo. No es necesario que sea
concentrada como la de fondo ya que en esta zona la roca tiene más libertad.
Qc  lc  qc
Qc  4 m  6,13 kg
8.6
m
 24,52 kg
SECUENCIA DE ENCENDIDO Y TIEMPO DE RETARDO
El tiempo de retardo es el intervalo de tiempo entre dos líneas de disparo consecutivos
suficientes para que cada barreno fragmente el volumen de roca correspondiente a cada columna
de explosivo. Detonar los barrenos de una misma fila simultáneamente en rocas masivas provoca
93
una mala fragmentación debido a la intersección prematura de las grietas acompañado de una
serie de efectos secundarios. Detonar filas de barrenos simultáneamente afecta el esponjamiento.
Según Andrews, en manual de voladuras del Instituto Geológico y Minero de España,
cuando el retardo entre filas es el doble del retardo entre barrenos de una misma fila se produce
una buena fragmentación y un menor nivel de vibración. La secuencia de la detonación para esta
configuración se muestra en la figura # 21.
Según el manual de voladuras del Instituto Geológico y Minero de España, el tiempo de
retardo entre barrenos de una misma fila (TRB) se puede calcular mediante la fórmula:
TRB  (4  8 ms )  R
m
R : retiro (m).
Para una caliza según la tabla # 18 el tiempo de retardo debe ser :
TRB  5 ms
m
 3 m  15 ms
TIPO DE ROCA
Areniscas, margas, carbones
Pizarras, sales y algunas calizas
Calizas compactas y mármoles
Granitos, basaltos y cuarcitas
neis y gabros
Diabasas, pórfidos, neises y
micaesquistos, magnetitas
TIEMPO EN RETARDO
(ms/m de espaciamiento)
6-7
5-6
4-5
3-4
Tabla 22: TRB, según espaciamiento y tipo de roca
Fuente:
Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
94
El TRB nominal, el disponible en el mercado, debe ser el inmediato superior al valor
calculado. Según el esquema propuesto por Andeews, el valor del tiempo de retardo entre filas de
barrenos (TRF) debe ser el doble del TRB nominal.
FIGURA 21: Esquema de retardo entre filas.
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
8.7
FRAGMENTACIÓN
Depende esencialmente de la característica y naturaleza de la roca.
Es el tamaño
promedio ponderado de las fracciones resultantes de la voladura. Está limitada por el tamaño de
la boca de admisión de la trituradora y/o de la cuchara del equipo de carga.
A través del modelo KUZ-RAM (1.983) se puede determinar la distribución
granulométrica resultante de la voladura propuesta.
8.7.1
MODELO KUZ-RAM
95
a) Considerando los valores de las variables geométricas de la perforación y de la carga
se determina el tamaño medio de los fragmentos a través de la fórmula:
VR 
Tb  Fr   0 
 Q 
0 ,8
1
Q
112,5 m 3 
Tb  7  

 43,8 kg 
0 ,8
6
 43,8 kg 
1
6
 27,95 cm
Tb : Tamaño medio de los fragmentos (cm)
Fr :
Factor de roca
Rocas muy blandas
Fr = 3
Rocas blandas
Fr = 5
Rocas medias
Fr = 7
Rocas duras, fisuradas
Fr = 10
Rocas duras homogéneas
Fr = 13
VR0 = volumen de roca fragmentada por barreno (m3)
VR 0  R  E  Hb
VR 0  3 m  3,75 m  10 m  112,5 m 3
Q = Cantidad de TNT equivalente a la carga de explosivo por barreno (kg)
Q  Q f  QC  0,8
Q  24,18 kg  24,52 kg  0,8  43,8 kg
96
El valor 0,8 es la PRP para el Anfo referido a la dinamita.
b. Considerando las variables geométricas de la perforación se determina el valor de «u»
mediante la fórmula:

 
 
0,5

R
u  2,2  14     1  E
2   1  E p R  l f  lc
R

  




l  0,1

0 ,1

l
Hb
3m 

0,5
u  2,2  14 
 1  1,25 2   1  0,109 m 3 m  3,9 m  4 m

89 mm 

7,9 m  0,1 
0 ,1
7,9 m
10 m
u  1,12
Ep = Error de perforación, se estima en uno por ciento de la longitud de perforación.
Ep 
1
 lb
100
Ep 
1
 10,9 m  0,109 m
100
c. Se determina el tamaño característico del bloque mediante la fórmula:
Tbc 
Tbc 
Tb
0,6931u
27,95 cm
0,693 11,12
 38,78 cm
97
d. Se determina la proporción del material retenido (PC) para cada abertura de malla
(Tb), en cm, a través de la siguiente fórmula con la cual se obtiene el gráfico # 5 de
distribución granulométrica:
PC  e Tb
Tbc u
Cálculo tipo, para una abertura de malla de 100 cm :
PC  e 100cm 38, 78 cm 
1,12
8.7.2
 0,056
ESPONJAMIENTO
Es la relación del volumen de una unidad de peso del material intacto a este mismo
material suelto (fragmentado). La densidad de la roca in situ difiere de la densidad de la roca
suelta (fragmentada) y ambas son proporcionales:
fe 
 r (banco)
 r ( suelta)

V suelto
Vbanco
 r : densidad de la roca.
V : Volumen de material
Donde fe es conocido como el factor de esponjamiento, varia entre 1,0 y 2,0 dependiendo
del tipo de material y el promedio de diversidad de fragmento.
La densidad de la roca en banco es 2,5 t/m3 y la densidad suelta es de 1,5 t/m3. El factor
de esponjamiento es:
98
fe 
2,5 t
1,5 t
m 3  1,66
m3
99
Distribución granulométrica
30,0
25,0
Retenido (%)
20,0
15,0
10,0
5,0
0,0
0,5
1
2
4
8
16
32
64
128
256
Abertura de malla en cm.
Curva de distribución granulométrica
100,0
90,0
80,0
% Pasante
70,0
60,0
50,0
40,0
30,0
20,0
10,0
0,0
0,5
1
2
4
8
16
32
64
128
256
Abertura de la malla en cm.
GRÁFICO 8:
Distribución granulométrica, método KUZ – RAM.
Fuente: Elaboración propia
100
El volumen de material suelto obtenido por barreno es:
V suelto  V Banco  f e
V suelto  112,5 m 3  1,66  186,75 m 3
8.8
8.8.1
EFECTOS SECUNDARIOS DE LA VOLADURA
DISPERSIÓN
Corresponde a aquellos fragmentos de rocas resultantes de la voladura y que en su
trayecto alcanzan grandes distancias. En función del consumo específico del explosivo el alcance
máximo de los fragmentos en las voladuras de bancos se puede estimar a través del gráfico # 6,
propuesto por Lumborg en el manual de voladuras de rocas del Instituto Geológico y Minero de
España.
Según este gráfico, para un consumo específico de 0,39 kg/m3 el alcance máximo de los
fragmentos será cercano a los 30 m. El consumo específico CE es la cantidad en kilogramos de
explosivo por metro cúbico de roca volada.
CE 
Q
43,8 kg
kg

 0,39 3
3
VR 0 112,5 m
m
101
GRÁFICO 9:
Alcance máximo de los fragmentos.
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
8.8.2
VIBRACIONES AÉREAS
Es una onda de presión producida por las voladuras y que se propagan a bajas frecuencias,
generalmente menores a 20 Hz. Sus efectos son difíciles de predecir pues intervienen variables
difíciles de controlar como el viento, el clima y la topografía. Cuando no se disponen de datos
experimentales sobre la onda aérea se puede utilizar el ábaco de Ladegard-Pedersen y Dally
(1.975) para obtener una aproximación de los efectos de la onda aérea.
Para una carga Q de 43,8 kg. y a una distancia de 750 m donde se ubican las mas cercanas
construcciones, la distancia reducida es:
102
DR 
D
750
 (m / kg1 / 3 ) 
 (m / kg1 / 3 )  212  (m / kg1 / 3 )
3
3
Q
43,8
GRÁFICO 10:
Ruido y acontecimientos cotidianos
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
Si se considera en el gráfico # 8, la línea de superficie igual a 0,6 se observa que la
sobrepresión no supera el valor de 7x10-3 kPa, lo que indica en el gráfico # 7 un nivel igual o
inferior al efecto umbral de quejas.
103
GRÁFICO 11:
Sobrepresión a partir de la geometría y la carga de la voladura.
Fuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
8.8.3
VIBRACIONES TERRESTRES
El índice de la intensidad de la vibración terrestre es la velocidad de la partícula.
Langefors, establece una relación entre los valores de la carga de detonación instantánea y la
distancia de la voladura al punto en el que las vibraciones del terreno se acotan a niveles tales que
no causan daño a la estructura situada en dicho punto. A esta relación se le conoce como nivel de
carga y se determina mediante la siguiente ecuación:
N
q
D
3
2
N : Nivel de carga; Q : Carga de detonación instantánea (kg); D : Distancia (m)
104
Estos niveles están relacionados con la velocidad de vibración mediante la siguiente
expresión:
V  KN
1
2
V : velocidad de vibración (mm/seg)
K : constante ( 400 para rocas duras en Suecia)
N : nivel de carga
A través de la tabla # 23 se muestra una serie de descripción de daños en casas normales
para diferentes niveles de vibración. Para obtener grietas insignificantes se requiere de un nivel
de vibración aproximado a 0,06.
Para una distancia de aproximadamente 750 m donde se ubican las construcciones y el
nivel de vibración de 0,6 la detonación instantánea es, según la tabla # 24, aproximadamente
2.000 kg. Esto quiere decir que se pueden detonar la siguiente cantidad de barrenos
simultáneamente a una distancia de 750 m esperando la aparición de pequeñas grietas:
N º barrenos 
2.000 kg
 41,6 barrenos  42 barrenos
kg
48,70
barrenos
105
Tabla 23: Daño por nivel de vibración.
Fuente:
Langerfors, U y Kihlström, B. (1976).
Tabla 24: Carga instantánea por nivel de vibración para una distancia conocida.
Fuente:
Langerfors, U y Kihlström, B. (1976)
106
9.
9.1
LA PERFORACIÓN
EQUIPO DE PERFORACIÓN
El método de perforación empleado es el de ataque mecánico por roto percusión con
martillo de fondo. El sistema de perforación cuenta con dos compresores neumáticos, uno
Ingersoll rand modelo DXL-900 y el otro Atlas Copco, más dos perforadoras Wagon Drill
Gadner Denver con broca perforadora de 3,5” de diámetro y barras de perforación de 3 m de
longitud. (ver figura # 22)
FIGURA 22:
9.2
Equipo de perforación
LONGITUD DE LA PERFORACIÓN
106
La longitud de la perforación queda definida por la longitud del barreno la cual en el
Capítulo 8.4.7 quedó definida en 10,9 m. La cantidad de barras requeridas para completar esta
longitud se calcula mediante la fórmula:
Nº de barras de perforación 
longitud del barreno (m)
longitud de una barra (m / barra)
Nº de barras de perforación 
10,9 m
 3,63 barras  3  2/3 de una barra.
3m
barra
Este valor indica que se requieren al menos cuatro barras de perforación para realizar las
perforaciones de las voladuras.
9.3
TIEMPO DE CICLO DE LA PERFORACIÓN
El ciclo de perforación consta de los siguientes pasos:
a) Desplazamiento de la máquina de un barreno a otro.
b) Posicionamiento y emboquillado.
c) Penetración más anexos de barras de perforación.
d) Extracción de varillas.
La siguiente tabla # 25 contiene una distribución del tiempo de ciclo de la perforación con
el equipo anteriormente mencionado. El tiempo de traslado contiene los tiempos correspondientes
a la extracción de varillas, desplazamiento de un barreno a otro más posicionamiento y
emboquillado.
107
Barra
Profundidad (m) t. en perforación
Cambio de barras
t. traslado
t. ciclo
1
8,5
46’:27’’
2’:11’’
8’
54’:27’’
2
8,5
47’:43’’
3’:13’’
8’
55’:43’’
3
8,5
37’:32’’
2’:35’’
8’
45’:32’’
Promedio =
51’:54’’
Tabla 25: Tiempo de ciclo de la perforación
Fuente:
9.4
Elaboración propia.
VELOCIDAD DE PERFORACIÓN
La velocidad de penetración es la razón de avance lineal de la perforación, la velocidad de
perforación se obtiene al corregir la velocidad de penetración por los tiempos de maniobras.
Utilizando los valores de la tabla # 26 se obtiene que la velocidad media de perforación es:
Vp 
lb
8,5 m
60 min


 9,83 m
h
t p 51,9 min.
1h
Donde tp es el tiempo de perforación promedio. Con este resultado el número de 89
barrenos programados requerirá un tiempo operativo de perforación aproximado a:
Tiempo operativo requerido en perforación 
Tiempo operativo requerido en perforación 
n º barrenos  lb
Vp
89 barreno  10,9
9,83 m/h
m
barreno  98,68 h
108
9.5
DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DEL EQUIPO DE PERFORACIÓN
Los equipos mineros no se encuentran produciendo el 100% del tiempo total programado,
su productividad se ve afectada por los contratiempos debidos al mantenimiento y suministro de
combustible, fallas mecánicas propias del equipo o paralización de otras actividades relacionadas.
Existen diferentes términos relacionados con el periodo de tiempo en el cual los equipos pueden
encontrarse produciendo, disponible para la producción, en espera o en mantenimiento mecánico.
El tiempo programado diario para las operaciones en esta cantera es de 8,75 horas al día,
con una jornada semanal de lunes a viernes. El tiempo en horas mensuales promedio (TT) se
puede calcular de la siguiente manera:
Días laborales al año (no sábados, domingos ni días feriados)  365  54  2,867  12
 246,6 días al año.
Horas Laborales / mes 
Días laborales al año
8,75 h

Nº de meses en un año Jornada diaria

246,6
 8,75  179,81 h
12
El tiempo total disponible para la operación (TTD) es el obtenido al restar del tiempo
programado (TT), para un periodo enlapsado, el tiempo debido a: fallas mecánicas, eléctricas,
mantenimiento correctivo y mantenimiento preventivo (TR).
TTD  TT  TR
109
La disponibilidad (D) es la relación entre el tiempo total disponible (TTD) con respecto al
tiempo programado para la operación (TT).
D
TT  TR
 100
TT
El tiempo operativo (TO) es la porción del tiempo total disponible (TTD) durante el cual
se está realizando efectivamente la operación.
La utilización (U) es la relación entre el tiempo operativo (TO) y el tiempo total
disponible (TTD).
U
TO
 100
TTD
Los registros de cada uno de estos tiempos en horas (h), para el equipo de perforación
durante el periodo de Enero de 1.999 a diciembre de 1.999, se muestran en siguiente tabla # 26.
9.6
NÚMERO DE PERFORADORAS REQUERIDAS.
89 barrenos  10,9 m
180 h/mes  0,87  0,69
Nº de perforadoras requeridas en operación 
 0,91 equipos.
9,83 m/h
El número de perforadoras requeridas se determina mediante la fórmula:
110
TR
TT
TTD
DF
TD
U
TO
Promedio
Diciembre
Noviembre
Octubre
Septiembre
Agosto
Julio
Junio
Mayo
Abril
Marzo
Febrero
Enero
Nº barrenos  longitud del barreno *
TP  D  U
Nº de perforadoras requeridas en operación 
VP 100% de disponibilidad y utilizació n 
m
24 26 24 24 22 21 21 27 26 21 22 24 24
175 158 201 167 184 184 201 184 184 184 184 184 183
151 132 177 143 162 163 180 157 158 163 162 160 159
86 84 88 86 88 89 90 85 86 89 88 87 87
38 12 45 50 30 53 87 17 26 70 69 80 48
75 91 75 65 81 67 52 89 84 57 57 40 69
113 120 132 93 132 110 93 140 132 93 93 80 111
Tabla 26: Distribución del tiempo total para la perforación.
Fuente:
Elaboración propia
El tiempo operativo promedio del año es superior al tiempo operativo requerido para la
perforación, por lo que un sólo equipo de este tipo es suficiente para la operación de perforación.
También debe observarse el suficiente tiempo total disponible (TTD) de la perforadora,
indicativo de la suficiencia de la misma.
9.7
HERRAMIENTAS DE PERFORACIÓN.
Se requieren según el número de equipos de perforación las siguientes herramientas:
a) Una broca de perforación de 3,5”.
b) Cuatro (4) barras de perforación de 3 m.
111
10. LA CARGA
10.1 CARACTERÍSTICAS DEL EQUIPO
La carga es la segunda operación básica necesaria en toda operación minera. El equipo de
carga del que dispone la empresa es un cargador frontal sobre ruedas 988-B (figura # 23). Según
el manual de Caterpillar 1.997 las características principales de este equipo son:
Capacidad al ras (m3)
5,4
Capacidad colmado (m3)
6,3
Ancho del cucharón (mm)
Longitud total (mm)
3.645
11.126
Altura total (mm)
7.391
Circulo de giro (mm)
17.619
Fuerza de desprendimiento (kg.)
47.050
Peso orden de trabajo (kg.)
42.983
Tabla 27: Características principales del equipo de carga
Fuente:
Elaboración propia
112
FIGURA 23:
Equipo de carga
10.2 CARGA ÚTIL DEL CUCHARÓN
Según Pla. Ortiz la capacidad del cucharón de un cargador está afectada por el factor de
llenado y se determina por la fórmula:
Carga útil del cucharón  Capacidad del balde  Factor de llenado
El factor de llenado generalmen te se encuentra entre 0,8 y 1.
Carga útil del cucharón  6,3 m3  0,8  5,04 m3
Carga útil del cucharón (en toneladas)  5,04 m3  1,5 t/m3  7,56 t
113
10.3 TIEMPO DE CICLO DEL CARGADOR
Según el manual de rendimiento Caterpillar 1.997, un ciclo de carga se desglosa en los
siguientes tiempos:
a) Tiempo de maniobra de carga.
b) Tiempo en carga.
c) Tiempo en maniobra de descarga.
d) Tiempo en descarga.
e) Tiempo en retardos.
La suma de estos tiempos es el tiempo de ciclo básico de carga. La tabla # 28 contiene los
tiempos básicos de carga de una serie de ciclos medidos en campo, para el cargador frontal 988-B
trabajando en condiciones normales.
Nº
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
Promedio
En minutos
Nº pases
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
-
Tiempo de carga
5’14’’
5’00’’
3’53’’
4’09’’
4’06’’
3’56’’
4’15’’
3’58’’
5’05’’
4’10’’
4’23’’
4,38’
Tabla 28: Tiempo de ciclo del cargador.
Fuente:
Elaboración propia.
114
El tiempo de un ciclo para el cargador 988-B se determina al dividir el tiempo promedio
de carga entre el promedio de número de pases.
tiempo promedio para un ciclo de carga 
4,38'
 1,46'
3
10.4 DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DEL EQUIPO DE CARGA.
Los términos de disponibilidad y utilización ya fueron expuestos en el capítulo 9. Los
datos operativos en horas del equipo de carga para cada mes del año 1.999 se reflejan en la tabla
# 29. Estos tiempos son registros proporcionados por la empresa. En esta se observa que se
TT
TR
TTD
DF
TD
U
TO
Promedio
Diciembre
Noviembre
Octubre
Septiembre
Agosto
Julio
Junio
Mayo
Abril
Marzo
Febrero
Enero
cuenta con un tiempo operativo promedio de 106 horas mensuales.
175 158 201 167 184 184 201 184 184 184 184 158 180
28 25 32 27 29 29 32 29 29 29 29 25 29
147 133 169 140 155 155 169 155 155 155 155 133 152
84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84
73 66 84 70 31 25 42 56 28 25 25 21 46
50 50 50 50 80 84 75 64 82 84 84 84 70
74 67 85 70 124 130 127 99 127 130 130 112 106
Tabla 29: Tiempo operativo del equipo de carga.
Fuente:
Elaboración propia
10.5 CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DEL EQUIPO DE CARGA
115
En la carga la capacidad de producción se determina en función de las toneladas por hora
o metro cúbicos por hora operativa. La cantidad de toneladas por pase de carga corresponde a la
carga útil del cucharón, al dividir este valor entre el tiempo total del ciclo de carga en horas se
obtiene la capacidad de producción al 100% de la disponibilidad (DF) y utilización (U). Al
multiplicar este último valor por el tiempo operativo mensual promedio se obtiene la capacidad
de producción mensual.
Capacidad de producción mensual del cargador  Capacidad de carga por ciclo  DF  U  TT
Capacidad de carga por ciclo 
7,56 t 60'
t

 310,68
1,46' 1 h
h
Capacidad de producción mensual del cargador  310,68
t
h
t
 0,7  0,84  180
 32.882
.
h
mes
mes
10.6 NÚMERO DE EQUIPOS DE CARGA REQUERIDOS
El número de equipos de carga requeridos para la operación se determina dividiendo la
demanda mensual entre la capacidad de producción mensual del cargador. La capacidad de
producción mensual del cargador 988-b es superior a la demanda mensual, por lo que un cargador
es suficiente.
t
mes  0,76 equipos de carga
Número de equipos de carga 
t
32.882
mes
25.000
Este valor se toma como entero = 1 (un) equipo de carga.
116
11. EL ACARREO
FIGURA 24:
Equipo de acarreo.
11.1 CAPACIDAD DEL CAMIÓN
La capacidad del camión la suministra el fabricante a través del catálogo, las
especificaciones frecuentemente son determinadas en concordancia con procedimientos
establecidos por la Society of Automotive Engieneers (S.A.E).
La capacidad nominal del camión (máximo peso que puede ser cargado y transportado por
el vehículo) para el 769 B Caterpillar y para el Haulpack Dresser es de 32 ton, con una relación
de llenado de tolva 2:1 (norma S.A.E.) que indica un volumen de 23,5 m3. La relación del llenado
117
de estos debe ser al ras para evitar sobrepasar su capacidad nominal, lo que indica según la tabla
# 30 un volumen de 17,4 m3.
Tabla 30: Relación de llenado de camiones, norma SAE.
Fuente:
Catálogo Caterpillar camión 769-B.
La capacidad del camión en toneladas, considerando este volumen y el peso específico del
material es:
C t  capacidad volumétrica (m3 )  densidad suelta(t/m3 )
C t  17,4 m3  1,5 t / m3 .
C t  26,1 t.
11.2 PRODUCCIÓN DE UN CAMION
La producción horaria de un camión, asumiendo el 100% de disponibilidad y/o utilización
puede ser calculada por:
118
Pt 
60  C t
Ttc
Donde Pt es la rata de producción basada sobre el actual tiempo activo en operación, t/h;
Ct es la capacidad del camión en t; 60 es el factor de conversión de minutos a horas y Ttc es el
tiempo total del ciclo en minutos (Ronald M Hays, Surface Mining 1.990).
El valor de la producción mensual para este caso se calculó con los siguientes datos de Ct
y ttc, más adelante se explican sus cálculos:
C t  26,1 t;
Pt 
t tc  13,75 min
60  26,1 t
13,75 h
Pt  113,9
t
h
11.3 TIEMPO TOTAL DEL CICLO
El tiempo total de ciclo para una unidad de transporte es (según Suboleski 1.975, Surface
Mining):
Tiempo de maniobra de carga + Tiempo de carga + Tiempo en acarreo + Tiempo en
maniobra de descarga + Tiempo de descarga + Tiempo de retorno + Promedio de retardos.
119
Los tiempos promedio de maniobra de descarga, descarga, maniobra de carga y carga se
obtienen de los registros actuales. El tiempo de acarreo y retorno para una unidad de transporte se
determina mediante la fórmula cinemática que involucra la distancia, velocidad y tiempo:
V
t
d
; despejando
t
d
V
d = distancia de acarreo (km.).
t = tiempo de ciclo (h)
V = velocidad de acarreo (km. / h)
La distancia de acarreo desde la trituradora hasta la cota 767,5 donde llega el camino de
acarreo al cerro El Zamuro es de 1,77 km., está distancia se obtuvo por levantamiento sobre el
mapa topográfico a escala 1: 2.500 (ver Gráfico # 12).
120
GRÁFICO 12:
1
12
Fuente:
Distancia Horizontal Desde la Trituradora Primaria
Perfil de acarreo
Elaboración propia.
697,50
720,00
725,00
727,50
730,00
735,00
737,50
740,00
1173,6
1311,4
1407,5
1415,9
1446,0
1484,4
1534,4
1598,5
767,50
695,00
1113,5
1771,4
690,00
1083,1
765,00
682,50
966,9
1707,4
675,00
918,3
652,50
766,1
672,50
640,00
714,5
876,2
637,50
706,1
655,00
637,50
690,1
900
800,2
642,50
669,5
635,00
473,1
642,50
635,00
423,1
611,5
632,50
371,0
635,00
630,00
265,0
547,1
627,50
0
258,5
100
625,00
200
226,4
300
610,00
400
150,9
500
600,00
600
70,3
700
593,75
800
0
Cota
Perfil de Acarreo
1800
1700
1600
1500
1400
1300
1200
1100
1000
Horizontal (m)
70
80
74
32
6
106
52
50
74
64
58
20
16
8
50
34
74
42
48
116
30
60
136
96
8
30
38
50
64
106
64
1.756
Mediciones
Pendiente
Distancia
Vertical (m) Pendiente (%) Ponderada (%) Acarreo (m)
6,3
8,9
0,342
70,28
10,0
12,5
0,549
80,62
15,0
20,3
0,834
75,50
2,5
7,8
0,137
32,10
2,5
41,7
0,148
6,50
2,5
2,4
0,136
106,03
2,5
4,8
0,136
52,06
0,0
0,0
0,000
50,00
0,0
0,0
0,000
74,00
7,5
11,7
0,411
64,44
0,0
0,0
0,000
58,00
-5,0
-25,0
-0,281
20,62
0,0
0,0
0,000
16,00
2,5
31,3
0,143
8,38
12,5
25,0
0,702
51,54
2,5
7,4
0,137
34,09
17,5
23,6
0,979
76,04
2,5
6,0
0,136
42,07
7,5
15,6
0,413
48,58
7,5
6,5
0,409
116,24
5,0
16,7
0,276
30,41
2,5
4,2
0,136
60,05
22,5
16,5
1,242
137,85
5,0
5,2
0,273
96,13
2,5
31,3
0,143
8,38
2,5
8,3
0,137
30,10
5,0
13,2
0,275
38,33
2,5
5,0
0,136
50,06
2,5
3,9
0,136
64,05
25,0
23,6
1,399
108,91
2,5
3,9
0,136
64,05
173,75
10,4
9,62
1.771
Tabla 31: Distancia de acarreo y pendiente ponderada
Fuente:
Elaboración propia.
122
La velocidad de acarreo se obtiene del gráfico # 13, del rendimiento en pendiente
suministrado por el fabricante del camion. Gráfica pendiente – velocidad – tracción.
En el retorno la pendiente es desfavorable, el camión marcha vacío y la resistencia total es
la suma de la resistencia a la rodadura (ver tabla # 32) más la resistencia debida a la pendiente
(ver tabla # 31), esto es:
Resistencia total  resistencia por pendiente  resistencia por rodadura.
Resistencia total  9,6%  3%  12,6%
La velocidad de retorno, según el gráfico, es aproximadamente 28 km/h.
GRÁFICO 13:
Fuente:
Rendimiento en pendiente
Catálogo Caterpillar camión 769-B.
123
En el acarreo la pendiente es favorable, el camión tiene un peso total igual a la suma de su
propio peso más la carga (55,66 t.) y la pendiente compensada es la diferencia entre la pendiente
favorable del camino de acarreo menos la resistencia por rodadura.
Resistencia compensada  resistencia por pendiente  resistencia por rodadura.
Resistencia total  9,6%  3%  6,6%
GRÁFICO 14:
Fuente:
Rendimiento de los frenos
Catálogo Caterpillar camión 769-B.
La velocidad de acarreo según el gráfico debe ser de unos 40 km/h. Máxima velocidad
permisible.
El tiempo de acarreo más retorno con una velocidad promedio de 34 km / h y una
distancia de acarreo de 1,77 km., es:
TA 
3,44 km. 60 min

 6,07 min
34 km / h
1h
124
El tiempo promedio actual de maniobra de descarga y descarga es de 2,5 min., el de
maniobra de carga y carga es de 5 min., lo que resulta en un tiempo total del ciclo de:
Tc  tiempo de acarreo y retorno  tiempo de maniobra y carga  tiempo de mniobra y descarga
Tc  6,07 min .  5 min  2,5 min .  13,57 min.
Tabla 32: Resistencia a la rodadura según tipo de superficie.
125
11.4 DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DE LAS UNIDADES DE ACARREO
La tabla # 33 muestra los valores promedios de D y U de los equipos de acarreo para
registros del año 1.999.
ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC PROM
TT
175 158 201 167 184 184 201 184 184 184 184 158
180
TR
44 39
50 42
46 46 50
46 46 46 46 39
45
TTD 131 119 151 125 138 138 151 138 138 138 138 119
135
DF
75 75 75,1 74,9
75 75 75
75 75 75 75 75
75
TD
26 24
30 25
28 55 60
55 55 28 28 48
39
U
80 80
80 80
80 60 60
60 60 79,7 80 60
72
TO 105 95 121 100 110 83 91
83 83 110 110 71
97
Tabla 33: Disponibilidad y utilización de los equipos de acarreo
Fuente:
Elaboración propia.
La productividad de un camión queda afectada por la disponibilidad y la utilización por la
siguiente fórmula:
Pr oducción real por camión  PC  D  U
Pr oducción real por camión  113,9 t/h  0,75  0,72
Pr oducción real por camión  61,02 t/h
Se asume el valor (179,81 h) como el tiempo programado (TT) para el siguiente cálculo:
126
TO (h )  D  U  TT
TO (h)  0,75  0,72  180 h
TO (h)  97,2 h
11.5 NUMERO DE CAMIONES EN OPERACIÓN
Según el manual Caterpillar 1.997, el número de unidades requeridas durante el
ciclo de producción de acarreo se puede calcular mediante la fórmula:
Numero de Unidades Requeridas 
Producción Horaria Requerida 
Producción Horaria Requerida 
Producción Horaria Requerida
Producción por Unidad en una Hora
Producción mensual requerida (t/mes)
TO (h/mes)
25.000 t
 257,2 t/h
97,2 h
Numero de Unidades Requeridas 
257,2 t/h
 2,26 unidades  3 unidades de acarreo *
113,9 t/h
*Con rendimiento similar a las actuales unidades de acarreo.
11.6 FACTOR DE ACOPLAMIENTO
127
La relación entre el número máximo de camiones a los que puede servir un cargador y el
número de camiones requeridos es el factor de acoplamiento.
Fa 
M áximo Número de Camiones
Número de Camiones Requeridos
Capacidad del cargador t /h
Capacidad de un camión t/h
Fa 
Número de Camiones Requeridos
310,7 t/h
113,9 t/h
Fa 
 0,91
3
Este factor indica:

Fa < 1, posiblemente pueda servir a otro camión, no se tendrá tiempos de espera,
indica un buen ciclo de acarreo.

Fa = 1, el ciclo está ajustado.

Fa > 1, se requiere mejorar la productividad del acarreo.
12.
SERVICIO DE MINA
Según GERALDINE, A. y QUINTANA, C. en su Trabajo de Grado de 1.992, son
aquellos medios que dan soporte a las operaciones mineras para mejorar o mantener el ritmo de
producción de la mina. Pueden ser agrupados según su fin en:
128

Medios para el mantenimiento de la explotación.

Medios para el mantenimiento de la maquinaria.

Servicios Generales.
12.1 MEDIO PARA EL MANTENIMIENTO DE LA EXPLOTACIÓN
Durante la explotación se requiere del desarrollo de ciertas labores con la finalidad de
mantener el ritmo de producción mediante el saneamiento de las rampas y vias de acceso, niveles
de trabajo, deforestación y preparación de frentes, entre otros. La empresa cuenta para esto con
los siguientes equipos auxiliares:

Dos tractores sobre oruga D-9H de Caterpillar.

Una motoniveladora.

Un camión cisterna.
Las labores del tractor son ejecución de rampas y vías, apilamiento de material y
preparación de frentes de explotación. El tractor D-9H no tienen la suficiente fuerza de tracción
para ripear la caliza, en este caso se requiere una voladura previa suficiente como para fragmentar
el material.
129
FIGURA 25:
Tractor D9-H, en labores de preparación del terreno.
El uso de la motoniveladora es diario y se requiere para las labores de: nivelado y
afinamiento del terreno, construcción y limpieza de canales de drenaje, pendientes transversales,
nivelación y distribución del firme en las vías. La longitud de la hoja de la motoniveladora es de
3,66 m., en una vía de 12 m se tiene espacio suficiente para la circulación de camiones.
El camión cisterna es necesario para controlar el polvo que se levanta debido al paso de
camiones sobre la superficie árida o por la acción del viento. Con este control se evitan
accidentes debido a la baja visibilidad, se mantiene la condición del terreno para el ciclo de
acarreo y se disminuye parte de la emisión de partículas al medio ambiente.
130
12.2 MEDIOS PARA EL MANTENIMIENTO DE LA MAQUINARIA
Son aquellos medios donde se realiza el mantenimiento de los equipos de producción y de
apoyo a la misma. El área de talleres de mantenimiento de la empresa Agregados Caribe contiene
en su espacio las siguientes instalaciones:

Estación de lavado de las maquinarias.

Estación de servicio.

Taller de reparaciones.
La estación de lavado tiene el ancho suficiente para albergar al equipo de mayor anchura,
los camiones 769-B. Está diseñada con una canaleta para el drenaje de agua.
La estación de servicio cuenta con dos depósitos surtidores de combustible, uno diesel
para los equipos de operaciones mineras y otro de gasolina para los equipos de supervisión y
suministro, se cuenta además con un jeep (ver figura # 22) para el suministro de lubricantes a los
equipos mineros que se encuentren en operación. Se utilizan tambores para la recolección del
aceite usado.
El taller dispone de suficiente espacio para albergar tres camiones roqueros, también de
un puente grúa capaz de manejar la pieza más pesada de la maquinaria de las que componen las
piezas de la maquinaria.
12.3 SERVICIOS GENERALES
131
Según Pla Ortíz, a este grupo pertenecen:

La planta de trituración primaria.

Las pilas de almacenamiento.

El polvorín.

La distribución eléctrica.

Oficinas vestuarios y comedores.

Medios de comunicación.
La planta de trituración primaria está ubicada en el nivel 593,75 y está compuesta
principalmente de una tolva de capacidad para albergar momentáneamente la carga volumétrica
de un y medio camión (1,5 camiones existentes en la empresa ), una machacadora de mandíbula
Baxter de 225 t/h de capacidad nominal, una trituradora de impacto Hazemag de baja velocidad
con capacidad nominal de 170 t/h y una serie de cribas para la clasificación primaria del material.
Según el jefe de planta, la capacidad de almacenamiento de la trituradora primaria en el
pulmón, asciende aproximadamente a 125 m3 de material triturado, otros 1.100 m3 de material
suelto tiene de capacidad el patio de almacenamiento frente a la trituradora primaria en un área
aproximada de 625 m2. Capacidad esta para cubrir la producción requerida de un día.
En cuanto al almacenamiento de explosivo, la empresa no cuenta con un polvorín, solo
dispone de un lugar de retención momentánea del explosivo. El pedido de explosivo se realiza
días antes de la voladura y la carga de barrenos se realiza apenas su llegada. Esto es debido al
132
costo diario de custodia militar que se tiene al explosivo por parte del ente suministrador hasta
que se realice la voladura, resultando más económicamente atractivo la espera del mismo.
El consumo eléctrico de la empresa se debe principalmente a la planta de trituración y
clasificación, el tendido eléctrico proviene de la estación ubicada en Tocorón, la planta dispone
de un banco de tres transformadores de 333 KVA cada uno y un banco de condensadores para el
ahorro de energía eléctrica.
Se dispone de una infraestructura donde se ubican las oficinas, comedor, alojamiento y
vestuario. En esta funciona la parte administrativa de la empresa y está ubicada cera del taller, del
almacén y la estación de servicio.
La figura # 27 muestra la infraestructura con la que cuenta la empresa para la
administración, servicio de comedor y alojamiento. El punto amarillo que se observa a la derecha
es el tanque de combustible que surte a los equipos de supervisión.
133
FIGURA 26:
FIGURA 27:
Planta de trituración y tolva.
Oficinas administrativas y comedor.
134
CONCLUSIONES
De este trabajo realizado sobre un plan de explotación para la cantera perteneciente a la
empresa Agregados Caribe, se puede concluir los siguientes aspectos sobre cada uno de los
objetivos planteados:
1. A pesar de los 5.847.674 m3 de recursos medidos sólo serán explotados cerca de un 8% que
componen las reservas probadas, esto se debe a las condiciones generales del yacimiento
sobre todo mencionando la topografía abrupta, la pequeña dimensión y la baja relación estéril
mena limitante basada sobre el criterio de la empresa son los elementos que determinan el
tamaño y la profundidad de la excavación. Un mejor aprovechamiento de estos recursos
puede presentarse en un futuro, esperando la oportunidad económica del momento.
2. El total de años en explotación es el resultado del cálculo de reservas dividido entre el ritmo
de producción anual requerida, el resultado obtenido arrojó una cifra cercana a los cuatro (4)
años en explotación. Esto indica la pronta necesidad en la que se encuentra la empresa para
evaluar nuevos yacimientos que garanticen la producción de agregados por un periodo más
prolongado en el venidero agotamiento de las reservas.
3. Se puede pensar en la aplicación del método minero para excavar el yacimiento a
profundidad, sin embargo, la dimensión de este impide el trazado de una vialidad tal que
permita la minabilidad del mismo bajo los criterios económicos actuales de la empresa.
4. El consumo específico de explosivo, resultante del patrón de perforación y voladura
propuesto es bajo (0,39 kg/m3), esperando un alto porcentaje de material inferior a 128 cm.
135
Una optimización de la voladura debe llevarse a cabo considerando el costo de los explosivos
y la fragmentación obtenida, así como, su incidencia en el resto de las operaciones mineras.
5. El rendimiento general de los equipos mineros en términos de la disponibilidad y la
utilización presenta una alta variación. Esto repercute en la producción esperada para un mes
cuando se obtienen los rendimientos más bajos que representan una baja en las ventas y un
desequilibrio en la producción. Por esta razón se debe mejorar el mantenimiento programado
de los equipos y mantener una disponibilidad y utilización de los mismos más estable.
6. Se requiere de la adquisición de dos camiones roqueros de 32 t de capacidad nominal y de
mejor rendimiento o similar a los actuales para la operación minera de acarreo. En el resto de
las operaciones los equipos son suficientes para cumplir con la demanda de 25.000 t/mes.
136
RECOMENDACIONES
Con base en las conclusiones referidas de este trabajo y las observaciones realizadas se
recomienda:
1. Realizar un análisis de costo de producción con la finalidad de juzgar el actual criterio de
relación final estéril / mena limitante para posiblemente obtener un aumento en el
aprovechamiento de los recursos medidos del yacimiento.
2. De no obtener una mejora en la cantidad de recursos aprovechables, se recomienda a la
empresa la pronta búsqueda de nuevos yacimientos de caliza que garanticen la obtención de
reservas por un tiempo más prolongado.
3. Realizar un análisis de costo sobre la influencia que tiene la voladura sobre cada una de las
operaciones mineras subsecuentes en búsqueda de obtener el menor costo de producción y
que pueda reflejar en un aumento de reservas con el rediseño de los pit finales.
4. Se recomienda además evaluar el proceso de mantenimiento de cada uno de los equipos de
operación así como de la planta de trituración en búsqueda de la mejora de la utilización y
disponibilidad del tiempo de producción en cuanto a la estabilidad.
5. Finalmente se recomienda realizar el correspondiente trabajo ambiental no considerado en
este trabajo por limitaciones de la empresa pero que forman parte de un proyecto de
explotación.
137
BIBLIOGRAFÍA
ANNELS, E., “Mineral Deposit Evaluation”. Universidad de Wales, Cardiff.
CANTERAS Y EXPLOTACIONES Nº 274. (1.989) “A Cielo Abierto”. Págs. 61 a 75.
España.
CARR D. (1.990). “Industrial Mineral and Rocks”. 6ta Edición, Senior Editor.
CATERPILLAR, (1.997) “Manual de Rendimiento”.
COVENIN Norma 277 (1.992). “Especificaciones Agregados para el Concreto”.
Caracas.
D.A.C. MANING DEPARMENT OF GEOLOGY. “Introduction to Industrial
Mineral” Universidad de Manchester, U. K.. 276 págs.
G.E.O.S.. “Geomec # 5” U.C.V., Caracas.
GERALDINE, A. y QUINTANA, C. (1.992). “Plan de Explotación del yacimiento de
Caliza Paso Del Medio, Municipio San Sebastián, Edo. Aragua” U. C. V. Caracas, 235
págs.
HARTMAN, H. (1.987). “Introductory Mining Engineering”. Tuscaloosa, Alabama.
223 págs.
INSTITUTO GEOLOGICO Y MINERO DE ESPAÑA “Manual de Perforación y
Voladuras de Rocas”. Madrid 1.987. 441 págs.
138
INSTITUTO TECNOLÓGICO GEOMINERO DE ESPAÑA. “Manual de Ingeniería de
Taludes”. Madrid 1.992.
KENNEDY. “Surface Mining”. 2da Edición. Baltimore, USA 1.990.
LANGERFORS, U. y KIHLSTRÖM, B. (1.976) “Técnicas Modernas de Voladuras de
Rocas” Bilbao,. Editorial Urmo. 452 págs.
MEZAGRECO C. A. (1.993) “Manual de Agregados para la Construcción”
MINING INGENIEERING, (1.997) Volumen 49, Nº 1,2 y 4.
MINING INGENIEERING, (1996) Volumen 48, Nº 11 y 12.
PACHECO, H. Y REQUENA, M. (1983) “Plan De Explotación De Las Canteras Las
Morochas, Municipio Capaya (Edo. Miranda)” Caracas, U. C. V. Biblioteca De La
Escuela De Geol., Minas y Geof. 143 pág.
PLAYLE, R. (1.991). “Planificación de Cantera y Tecnología de Excavación”. México
D.F.
SUÁREZ, J. (1.998). “Deslizamientos y Estabilidad de Taludes en Zonas Tropicales”.
Instituto de Investigaciones y deslizamientos. Bucaramanga, Colombia.
TAMROCK (1.988) “Surface Drilling And Blasting”.
139
ANEXOS
PERFILES TOPOGRÁFICOS
PLANO GEOLÓGICO
PLANO FINAL DE LA EXPLOTACIÓN