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 C OMPAÑEROS 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 r egional
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. INTRODUCCIÓN
1.1
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
OBJETIVOS Y ALCANCE DEL TRABAJO
1.2.1 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 pr oducción 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:
Fila de Mamoral, fila de Santa Inés y linderos de Sandoval.
Norte:
Fila la Cochinera y Fila la Promesa.
Su r:
Terrenos que son o fueron de Marcos Dam.
Este:
Oeste:
Terrenos que fueron del Banco Agrícola y Pecuario.
4
FIGURA 1: Croquis de ubicación
5
2. AGREGADOS CARIBE.
2.1
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 concr etos 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.”
2
1
Fuente:
Elaboración propia.
Servicios de Planta
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
4
MAYO
JUNIO
Comportamiento de la producción y las ventas del total de agregados. Fuente:
1
ABRIL
Elaboración propia.
3. LOS AGREGADOS EN LA INDUSTRIA DE LA CONSTRUCCIÓN
3.1
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.
mínimo el 95% en el tamiz N° El agregado grueso: Es el que queda retenido como mínimo 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 70 e t n a s a P %
piedra N°2
60
Piedra N°1
50
Piedra N°0
40
Arena Lavada
30 20 10 0
2 / 1 2
2
2 / 1 1
1
4 / 3
2 / 1
8 / 3
4 / 1
4 ° N
8 ° N
6 1 ° N
0 3 ° N
0 5 ° N
0 0 1 ° N
0 0 2 ° N
Gradación
GRÁFICO 2:
9
1
Fuente:
Regiones Granulométricas Normalizadas
Modificado de MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción
PIEDRA PICADA O GRAVA
3”
2,5”
2”
1,5”
1”
¾”
½”
3/8”
¼”
Nº 4
Nº 8
Nº 0
-
-
-
-
-
100
100 a 50
85 a 25
60 a 25
40 a 15
20 a 5
10 a 0
5 a 0
-
-
-
-
100
100 a 90
0
Nº 1
45 a 15
20 a 0
7 a
-
-
-
-
-
100 a 95 95 a 65
90 a 75 60 a 20
70 a 35 10 a 0
10 a 0
5 a 0
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Nº 2
-
-
Nº 3
100
100 a 95
0 30 a 5 5 a
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.
0
2
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. 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. GEOGRAFÍA FÍSICA
4.1
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
PERIODOS M ENSUALES
O R E N E º A R U T A R E P M E T
30 29 28 27 26 25 24 23 22 21 20
O R E R B E F
O Z R A M
L I R B A
O Y A M
O I N U J
O I L U J
O T S O G A
E R B M E I T P E S
E R B U T C O
E R B M E I V O N
E R B M E I C I D
TEMPERATURA MEDIA °C
90
O I D E M 80 O R P D A D E 70 M U H
HUMEDAD
60 14
P h N 13 E N 12 Ó I S E 11 R P
PRESIÓN
10
GRÁFICO 3: Fuente:
“Resumen Climatológico”
Elaboración propia. 26
PRECIPITACIÓN
N Ó I C A T I P I C E R P N O C S A I D
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 o r e n e
o r e r b e f
o z r a m
l i r b a
o y a m
o i n u j
o i l u j
o t s o g a
e r m e i t p e s
e r b u t c o
e r b m e i v o n
e r b m e i c i d
PERIODO MENSUAL
Precip. T otal
GRÁFICO 4:
Precip. > 1,0 mm.
Precipitación.
7
2
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.
8
2
FIGURA 3: Topografía Zona EL Zamuro
5. GEOLOGÍA
5.1
GEOLOGÍA REGIONAL
5.1.1 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. RESERVAS
6.1
RECURSOS Y RESERVAS
6.1.1 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 Identificados Demostradas Medidas
Indicadas
Indescubiertos Inferidas
Hipotético
Especulativo
Reservas o c i m ó n o c e b u s
Paramarginal Recursos Submarginal Crecimiento de la confidencia geológica
FIGURA 5: USBM/USGS clasificación de recursos y reservas.
5
3
Fuente:
Modificada del Anels “Evaluación d e depósitos minerales”
a c i m ó n o c e d a d i l i b i t c a f a l e d o t n e i m i c e r C
Recurso Mineral Identificado (in situ)
y
C n im
Reserva Mineral
re c o c
(minables)
fi d ie e n n to c ia
Inferido Indicado
e l e o n ló iv
Probable
Consideración de la economía, minería, metalurgia, mercado, medio ambiente, factores sociales y gubernamentales. Medido
d g g a
Probada
FIGURA 6: AIMM/AMIC Clasificación de recurso mineral identificado y reservas.
6
3
Fuente:
Modificada de Anels, “Evaluación de Depósitos Minerales”
d
l
e ic
to
n
ie
im
c
o
n
o
c
e
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 b i 2
)
L 3
d ) Cono (Para los extremos del cuerpo mineral)
V
Si 3
L
e) Cuña
V
Si 2
L
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 CÁLCULO DEL ÁREA DE LAS SECCIONES
6.4.1.1
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 2
promedio del área en m 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 MEDICI N SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 9.273 9.273 9.278 9.312 9.297 9.306 9.284 9.268 9.274 9.268 PERFIL 01-A 4.478 4.492 4.473 4.465 4.465 4.454 4.464 4.456 4.447 4.449 PERFIL 02-A 3.847 3.860 3.864 3.861 3.856 3.856 3.860 3.854 3.861 3.879 PERFIL 02-B 11.402 11.391 11.378 11.415 11.396 11.384 11.420 11.455 11.490 11.514 PERFIL 03-B 11.232 11.211 11.235 11.263 11.248 11.241 11.210 11.188 11.136 11.151 PERFIL 04-B 14.089 14.098 14.080 14.051 14.087 14.053 14.056 14.043 14.039 14.029 PERFIL 05-B 15.117 15.087 15.097 15.068 15.036 15.024 15.013 15.012 15.032 15.101 PERFIL 06-B 13.212 13.218 13.233 13.283 13.248 13.226 13.259 13.241 13.272 13.272 PERFIL 07-B 12.129 12.146 12.151 12.172 12.213 12.237 12.266 12.234 12.239 12.215 PERFIL 08-B 2.104 2.106 2.110 2.112 2.112 2.116 2.113 2.119 2.121 2.121 PERFIL 08-C 11.975 11.987 11.961 11.969 11.951 11.921 11.887 11.863 11.862 11.831 PERFIL 09-C 2.373 2.373 2.364 2.364 2.370 2.373 2.380 2.371 2.378 2.374 PERFIL 10-C 2 4
TABLA 9 : Cálculos realizados y promedios del área para cada sección (I)
Area Promedio 9.283 4.464 3.860 11.424 11.212 14.062 15.059 13.246 12.200 2.113 11.921 2.372
VALOR DEL AREA (M2) PARA CADA MEDICI N SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11.662 11.623 11.647 11.608 11.631 11.626 11.656 11.654 11.653 11.623 PERFIL 10-D 12.545 12.567 12.543 12.552 12.535 12.534 12.505 12.553 12.499 12.488 PERFIL 11-D 12.466 12.450 12.452 12.461 12.502 12.444 12.479 12.447 12.419 12.428 PERFIL 12-D 7.562 7.578 7.586 7.585 7.575 7.580 7.602 7.594 7.599 7.578 PERFIL 13-D 3.338 3.328 3.329 3.329 3.335 3.347 3.343 3.352 3.340 3.347 PERFIL 13-E 4.496 4.497 4.483 4.492 4.497 4.510 4.506 4.505 4.499 4.506 NIVEL 680 - PERFIL 14-E 7.833 7.830 7.798 7.806 7.819 7.835 7.840 7.846 7.828 7.808 NIVEL 680 - PERFIL 15-E 9.837 9.858 9.826 9.833 9.800 9.792 9.788 9.803 9.790 9.772 NIVEL 680 - PERFIL 16-E 9.176 9.154 9.154 9.158 9.134 9.127 9.141 9.136 9.136 9.130 NIVEL 680 - PERFIL 17-E 13.008 12.971 12.990 12.981 12.976 12.988 12.967 13.003 12.989 13.024 NIVEL 650 - PERFIL 18-F 11.698 11.746 11.720 11.733 11.738 11.758 11.786 11.790 11.801 11.819 NIVEL 650 - PERFIL 19-F 9.573 9.546 9.583 9.554 9.546 9.551 9.544 9.567 9.571 9.580 NIVEL 650 - PERFIL 20-F 8.394 8.423 8.441 8.450 8.450 8.461 8.439 8.459 8.438 8.427 NIVEL 650 - PERFIL 21-G 3 4
TABLA 10 : Cálculos realizados y promedio del área para cada sección vertical (II)
Area Promedio 11.638 12.532 12.455 7.584 3.339 4.499 7.824 9.810 9.145 12.990 11.759 9.562 8.438
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)
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 Total m3: 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 m
Volumen in situ m
Esteril m
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 m
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 3
5.851.496,00 m 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 3
medido serán minados tan solo 479.840,00 m 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. DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN
7.1
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
DISEÑO GEOMÉTRICO DE LA EXPLOTACIÓN
7.2.1 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
PATZ
A
Radio de giro del cargador;
P
Zona de perforación y voladura;
T
Zona de camino y transpor te
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 N36ºW55ºS N71ºE44ºN
N46ºW55ºS N49ºW55ºS
N63ºE44ºN
N64ºW55ºS N68ºE67N
N79ºW55ºS N86ºW55ºS
N69ºE67N N73ºE60ºN N77ºE55ºS
E
W
S EN AZUL : RUMBO Y BUZ AMI ENTO DE L OS EST RATOS EN NEGRO: RUMBO Y BUZ AMI ENTO DE L OS T AL UDES
Análisis estereográfico talud con frente al sur Fuente:
Elaboración propia.
57
N N26ºE55ºN N71ºE44ºN
N63ºE44ºN N68ºE67N N86ºW55ºN
N69ºE67N N73ºE60ºN
E
W N74ºE55ºN N77ºE55ºN
S EN AZ UL : RUMBO Y BUZA MI ENTO DE L OS ES T RATOS 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 N26ºE73ºN N71ºE44ºN
N63ºE44ºN N68ºE67N N86ºW73ºN
N69ºE67N N73ºE60ºN
E
W N74ºE73ºN N77ºE73ºN
S EN AZ UL : RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS ES TRATOS 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 )
(1 / 2). r .H 2 .(1 Z / H) 2 . cot p .(cot p .tan f 1) A ( H cot f b).sec p W
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
(1 / 2). r .H 2 cot f X bHX Bz X (1 tan p cot f ) A (H. cot f b).sec p W
60
Para ambos casos : U
1 2 . w Zw .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
Z w = 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 p
U V sen p .tan W .sen p V .cos 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/m , suministrada por la empresa.
w = densidad del agua igual a 1 t/m .
Zw = altura del agua en la grieta igual a la altura de la grieta.
3
3
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
A
S
factor
metros
metros
3,12
10,0
5,8
21,8 31,3
9,5
0,0 146
6,6
2,99
10,0
5,4
20,7 29,4
9,1
0,0 135
2,84
10,0
2,6
10,7 17,9
7,7
2,84
10,0
2,6
10,7 17,9
5,37
10,0
1,2
3,9
11,65
10,0
0,6
-116,56
10,0
-0,1
m²
W
Z
t.
metros
cohesión
áng. talud
áng. estratos
(radianes)
(radianes)
17,6
0,56
1,28
0,37
6,4
17,6
0,56
1,28
0,40
0,0 64
4,6
17,6
0,56
1,28
0,77
7,7
0,0 64
4,6
17,6
0,56
1,28
0,77
11,6
8,3
0,0 29
2,8
17,6
0,56
1,28
1,05
1,3
7,3
9,1
0,0 14
1,6
17,6
0,56
1,28
1,17
0,0
-1,2 10,6 0,0
-0,2
17,6
0,56
1,28
1,29
-2
(T/m2)
fricción
(radianes)
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 explotación
Reservas (toneladas) Ritmo de produc p roducció ción n ( toneladas
) año
El total de reservas a explotar en el yacimiento son según el capítulo 6.4 es de 479.840,00 3
m
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 tonela t onelad d as Reservas en m3 densidad del material (t/m3 ) Reservas en tonela t onelad d as 479.840,00 m3 2,5 t/m3
1.199.600 t.
Ritmo de produc p roducció ción n
toneladas / mes mes número de meses
Ritmo de produc p roducció ción n
25.000 t/mes 12 meses 300.000 t.
Los años en explotación entonces son:
Vida de la explotación
7.5
1.199.600 t. 300.000 t
3,99 años 4 años.
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 3
situ de la caliza (2,5 t/m ). En las las figuras 13, 14, 15 y 16 se observa la topografía modificada para cada año en explotación.
Año
Cota Sup.
Cota Inf.
Volumen Volumen (m )
Toneladas Toneladas
Estéril Estéril (m )
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. explo tar. 68
FIGURA 12: Modificación del talud final al incluir una vía Fuente: Elaboración propia
9 6
0 7
FIGURA 13: Topografía modificada, primer periodo en explotación.
1 7
FIGURA 14: Topografía modificada, segundo período en explotación.
2 7
FIGURA 15: Topografía modificada, tercer periodo en explotación
3
FIGURA 16: Topografía modificada, cuarto periodo en explotación. 7
8. PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
8.1
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)
8.2
Efectos secundarios.
VARIABLES RELACIONADAS CON LA ROCA
8.2.1 DENSIDAD DE LA ROCA ( r)
Indica la dificultad que se puede esperar para fragmentar la roca. 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 densidad de la roca por la velocidad de propagación de las ondas de choque. La mayor transferencia transferencia ocurre cuando la impedancia característica característica de la roca es igual a la impedancia de detonación del explosivo.
8.2.4 CONSTANTE DE LA ROCA (C)
3
Describe la cantidad de carga (kg/m ) justamente necesaria para para extraer la roca. roca.
Es
conocido como una medida de la resistencia característica del material rocoso y se expresa, 78
3
generalmente, como la cantidad de dinamita en kg requerida para extraer un m 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) basal basalto to (0,47)
8.2.5 CARACTERÍSTICAS ESTRUCTURALES
Las discontinuidades en la la roca gobiernan la fragmentación resultante. Se debe disponer de cargas explosivas dentro de los bloques sólidos limitados por tales discontinuidades.
8.3
VARIABLES RELACIONADAS CON EL EXPLOSIVO
8.3.1 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: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)
8.3.3 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 3
expresado en kg/dm . 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 3
relacionan con el Anfo de densidad 0,83 gr/cm ).
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 3
agrietamiento y desplazamiento de la roca. Se seleccionó el Anfo de densidad 0,83 gr/cm como carga de columna. Los criterios para la selección d e 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
3
Se seleccionó el Vemulex Apex Ultra de densidad 1,16 gr/cm 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
VARIABLES GEOMÉTRICAS DEL PATRÓN DE PERFORACIÓN
8.4.1 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% ma yor 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:
l b Sp
sen
Hb
sobreperforación (m) lb longitud del barreno (m)
Sp
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 d el retiro:
Rmáx
q f
K
1.160
q f R1 R2 R3
kg
2
0,075 1,1 m 6,2 kg m 3 m 2
El valor 1,1 obedece al factor de ensanchami ento del explosivo dentro del barreno.
ROlofsson
1,36
El valor de R 2
6,2
kg m
0,95 0,97 1 3,12 m.
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) R 1= factor de corrección por inclinación de los barrenos. R 2= factor de corrección por el tipo de roca. R 3= factor de corrección por la altura de banco.
Los factores R 1 y R 2 se determinan para las diferentes condiciones de trabajo con las siguientes tablas.
Inclinación R 1
; 1 10:1 0,95
5:1
3:1
2:1
1:1
0,96 0,98 1,00 1,03 1,10
Constante de Roca c 0,3 R 2
0,4
0,5
1,15 1,00 0,90
Si la altura de los bancos satisface H < 2 x R máx y los diámetros de perforación son menores de 102 mm el valor de R 3 se obtiene con la expresión:
R3
H 1,16 0,16 2 H 1
H1 = altura del banco actual.
H2 = altura del banco = 2 x R máx (H2 > H1)
Ucar Navarro (1.972) propone la siguiente fórmula p ara el cálculo del retiro:
86
1,5 R 2 Hb 2 R qc 3 Hb qc
R (m) ; Hb (m) ;
e gr dm3 ;
e D 36 0,83 2
qc
0
;
D (mm) ;
2
g dm3
89 1,1 m 6,13 kg/m. 36
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
R Ucar ROlofsson 2 3,11 m 3,12 m 2
3,12 m.
Para calcular el retiro práctico se utiliza la fórmula:
R Rmáx
e'd b H b
R 3,12 m
0,089 m 2
1 100
10 m 2,97 m 3 m.
87
H b =
altura de banco (m)
e’ = error de emboquille (m); se estima igual a /2
d = desviación de los barr enos (m); se estima en un o por ciento (1%) b
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 S p
Según Langerfors y Ucar
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:
sen
Hb l Sp b
Debido a que los barrenos son verticales, se deduce de la fórmula anterior que:
l b
H b S p
l b
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 3
Nº barrenos
Producción mensual en m
metros cúbicos por barreno
3
Densidad en banco (t/m ) R E H b
25.000 t Nº barrenos
8.5
3
2,5 t/m 3 m 3,75 m 10 m
88,88 barrenos 89 barrenos
VARIABLES GEOMÉTRICAS DE LA CARGA
8.5.1 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 3 m
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
l f
1,3 3 m 3,9 m
si l b
1,8 R
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:
l c
l b 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:
Q f l f q f
Q f 3,9 m 6,2
kg m
24,18 kg
8.5.8 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.
8.6
Qc
l c qc
Qc
4 m 6,13 kg 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:
0 ,8
1 VR T b F r 0 Q 6 Q
0, 8
112,5 m3 1 6 27,95 cm T b 7 43 , 8 kg 43,8 kg
T b : 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
3
VR 0 = volumen de roca fragmentada por barreno (m )
VR0
R E Hb
VR0
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:
u
R 2,2 14 1 E R
u
3m 2,2 14 1 1,25 20,5 1 0,109 m 89 mm
u
1,12
2
0, 5
1 E p
R l f l c
l 0,1
0,1
l Hb
3 m 3,9 m 4 m
7,9 m 0,1
0,1
7,9 m 10 m
Ep = Error de perforación, se estima en uno por ciento de la longitud de perforación.
E p
E p
1 100 1 100
l b
10,9 m 0,109 m
c. Se determina el tamaño característico del bloque mediante la fórmula:
T bc
T bc
T b 1
0,693 u 27,95 cm 1
0,693 1,12
38,78 cm
97
d. Se determina la proporción del material retenido (PC) para cada abertura de malla (T b), en cm, a través de la siguiente fórmula con la cual se obtiene el gráfico # 5 de distribución granulométrica: PC e
T b T bc u
Cálculo tipo, para una abertura de malla de 100 cm : PC e
100 cm 38, 78 cm 1,12
0,056
8.7.2 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:
f e
r (banco) V su elto r ( su elta) V banco
r : densidad de la roca. V : Volumen de material
Donde f e 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.
3
3
La densidad de la roca en banco es 2,5 t/m y la densidad suelta es de 1,5 t/m . El factor de esponjamiento es: 98
f e
2,5 t 1,5 t
m m
3
1,66
3
99
Distribución granulométrica 30,0
25,0
20,0
) % ( o d i 15,0 n e t e R 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
70,0
60,0
e t n a s 50,0 a P % 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:
8.8
V suelto
V Banco f e
V suelto
112,5 m 3 1,66 186,75
m
3
EFECTOS SECUNDARIOS DE LA VOLADURA
8.8.1 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.
3
Según este gráfico, para un consumo específico de 0,39 kg/m 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 VR 0
43,8 kg 3
112,5 m
0,39
kg m3
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 3
Q
(m / kg 1 / 3 ) 3
750 43,8
(m / kg 1 / 3 ) 212 (m / kg 1 / 3 )
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 -3
sobrepresión no supera el valor de 7x10 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 kg 48,70 barrenos
41,6 barrenos 42 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. LA PERFORACIÓN
9.1
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
Nº de barras de perforación
longitud del barreno (m) longitud de una barra (m / barra) 10,9 m 3m barra
3,63 barras
3 2/3 de una 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 Cambio de barras 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: Elaboración propia.
9.4
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 perforación es:
V p
l b t p
8,5 m 51,9 min.
60 min min 1h
9,83 m
h
Donde t p 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 perfor p erforac ació ión
n º barrenos barrenos l b V p
89 barreno barreno 10,9 Tiempo operativo requerido en perfora p erforaci ció ón
9,83 m/h m/h
m barreno 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
Horas Laborales / mes mes
Días laborales al año Nº de meses en un año
246,6 12
246,6 días al año.
8,75 h Jornada diaria
8,75 179,81 h
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 D 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 TT
100
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 TTD
100
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 barrenos 10,9 m Nº de perfora p erforador dor as requeridas en operación
180 h/mes 0,87 0,69 9,83 m/h m/h
0,91 equipos.
El número de perforadoras requeridas se determina mediante la fórmula:
110
Nº barrenos longitud del barreno * Nº de perforador as requeridas en operación
o r e n E TR TT TTD DF TD U TO
o r e r b e F
o z r a M
l i r b A
TP D U VP 100% de disponibilidad y utilizació n m
o i o y n a u M J
o i l u J
o t s o g A
e e r r b b m e r e b m i e t u i v p t e c o S O N
e o r b i d m e e m i c o i r D P
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 equip o son:
3
Capacidad al ras (m )
5,4
3
Capacidad colmado (m )
Ancho del cucharón (mm)
Longitud total (mm)
Altura total (mm)
6,3
3.645
11.126
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
Nº pases
Tiempo de carga
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
5’14’’ 5’00’’ 3’53’’ 4’09’’ 4’06’’ 3’56’’ 4’15’’ 3’58’’ 5’05’’ 4’10’’
Promedio En minutos
3 -
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' 3
1,46'
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 cuenta con un tiempo operativo promedio de 106 horas mensuales.
TT TR TTD DF TD U TO
o o r t o l o e o o i r r z i o s y n i r o e b r l n e a b a u u g E F M A M J J A 175 158 201 167 184 184 201 184
e e r e r o b r i b e b d m r e e b m i e m i t e m u v i p t o c e c o i r S O N D P 184 184 184 158 180
29 28 25 32 27 29 29 32 29 29 29 29 25 147 133 169 140 155 155 169 155 155 155 155 133 152 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 46 73 66 84 70 31 25 42 56 28 25 25 21 70 50 50 50 50 80 84 75 64 82 84 84 84 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
7,56 t 1,46'
60' 1h
Capacidad de carga por ciclo DF U TT
310,68
Capacidad de producción mensual del cargador
t h
310,68
t h
0,7 0,84 180
h mes
32.882
t 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 cargado r es suficiente.
25.000 Número de equipos de carga
32.882
t mes t
0,76 equipos de carga
mes
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 3
de llenado de tolva 2:1 (norma S.A.E.) que indica un volumen de 23,5 m . La relación del llenado 117
de estos debe ser al ras para evitar sobrepasar su capacidad nominal, lo que indica según la tabla 3
# 30 un volumen de 17,4 m .
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:
Ct
capacidad volumétrica (m3 ) densidad suelta(t/m3 )
Ct
17,4 m3 1,5 t / m3 .
Ct
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 Ct 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:
Ct
Pt
Pt
26,1 t;
t tc
13,75 min
60 26,1 t 13,75
113,9
h
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 t
; despejando
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
Perfil de Acarreo
1800 1700 1600 1500 1400 1300 1200 1100 1000
a t o 900 C 800 700
5 7 , 3 9 5
0 0 , 0 0 6
0 0 , 0 1 6
0
3 , 0 7
9 , 0 5 1
0 0 , 5 2 6
0 5 , 7 2 6
0 0 , 0 3 6
0 5 , 2 3 6
0 0 , 5 3 6
0 0 , 5 3 6
0 0 , 5 3 6
0 5 , 2 4 6
0 5 , 2 4 6
0 5 ,
0 5 , 7 3 6
0 0 , 0 4 6
4 , 6 2 2
5 , 8 5 2
0 , 5 6 2
0 , 1 7 3
1 , 3 2 4
1 , 3 7 4
1 , 7 4 5
5 , 1 1 6
5 , 9 6 6
1 , 0 9 6
1 , 6 0 7
5 , 4 1 7
7 3 6
0 5 , 2 5 6
0 0 , 5 5 6
1 , 6 6 7
2 , 0 0 8
0 5 , 2 7 6
0 0 , 5 7 6
0 5 , 2 8 6
2 , 6 7 8
3 , 8 1 9
9 , 6 6 9
0 0 , 0 9 6
0 0 , 5 9 6
0 5 , 7 9 6
1 , 3 8 0 1
5 , 3 1 1 1
6 , 3 7 1 1
0 0 , 0 2 7
0 0 , 5 2 7
0 5 , 7 2 7
0 0 , 0 3 7
0 0 , 5 3 7
0 5 , 7 3 7
0 0 , 0 4 7
4 , 1 1 3 1
5 , 7 0 4 1
9 , 5 1 4 1
0 , 6 4 4 1
4 , 4 8 4 1
4 , 4 3 5 1
5 , 8 9 5 1
0 0 , 5 6 7
0 5 , 7 6 7
4 , 7 0 7 1
4 , 1 7 7 1
600 500 400 300 200 100 0
1
Distancia Horizontal Desde la Trituradora Primaria
2
1
GRÁFICO 12: Perfil de acarreo Fuente: Elaboración propia.
Mediciones Horizontal (m) Vertical (m) Pendiente (%) 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
Pendiente Distancia Ponderada (%) Acarreo (m)
6,3 10,0 15,0 2,5 2,5 2,5 2,5 0,0 0,0 7,5 0,0 -5,0 0,0 2,5 12,5 2,5 17,5 2,5 7,5 7,5 5,0 2,5 22,5 5,0 2,5 2,5 5,0 2,5 2,5 25,0 2,5
8,9 12,5 20,3 7,8 41,7 2,4 4,8 0,0 0,0 11,7 0,0 -25,0 0,0 31,3 25,0 7,4 23,6 6,0 15,6 6,5 16,7 4,2 16,5 5,2 31,3 8,3 13,2 5,0 3,9 23,6 3,9
0,342 0,549 0,834 0,137 0,148 0,136 0,136 0,000 0,000 0,411 0,000 -0,281 0,000 0,143 0,702 0,137 0,979 0,136 0,413 0,409 0,276 0,136 1,242 0,273 0,143 0,137 0,275 0,136 0,136 1,399 0,136
173,75
10,4
9,62
70,28 80,62 75,50 32,10 6,50 106,03 52,06 50,00 74,00 64,44 58,00 20,62 16,00 8,38 51,54 34,09 76,04 42,07 48,58 116,24 30,41 60,05 137,85 96,13 8,38 30,10 38,33 50,06 64,05 108,91 64,05
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:
Resistenci a total r esistencia por pendiente resistenci a por rodadura. Resistenci a total 9,6% 3%
12,6%
La velocidad de retorno, según el gráfico, es aproximadamente 28 km/h.
GRÁFICO 13: Rendimiento en pendiente Fuente: 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
r esistencia por pendiente resistencia por rodadura.
Resistencia total 9,6% 3% 6,6%
GRÁFICO 14: Rendimiento de los frenos Fuente: 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. 34 km / h
60 min 1h
6,07 min
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
Numero de Unidades Requeridas
Producción por Unidad en una Hora
Producción mensual requerida (t/mes)
25.000 t 97,2 h
Producción Horaria Requerida
TO (h/mes)
257,2 t/h
257,2 t/h 113,9 t/h
2,26 unidades
3 unidades de acarreo *
*Con rendimiento similar a las actuales unidades de ac arreo.
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
Máximo Número de Camiones
Número de Camiones Requeridos Capacidad del cargador t /h
Fa
Capacidad de un camión t/h Número de Camiones Requeridos 310,7 t/h
Fa
113,9 t/h 3
0,91
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.
Según GERALDINE, A.
SERVICIO DE MINA
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 3
3
pulmón, asciende aproximadamente a 125 m de material triturado, otros 1.100 m de material suelto tiene de capacidad el patio de almacenamiento frente a la trituradora primaria en un área 2
aproximada de 625 m . 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 económi camente 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
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139
ANEXOS
PERFILES TOPOGRÁFICOS
PLANO GEOLÓGICO
