Tesis Cantera Caliza-Aragua

7/23/2019 Tesis Cantera Caliza-Aragua

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TRABAJO ESPECIAL DE GRADO

DISEÑO DE UN PLAN DE EXPLOTACIÓN

YACIMIENTO DE CALIZA, CANTERA LA GAMARRA

MAGDALENO, ESTADO ARAGUA.

Presentado ante la IlustreUniversidad Central de

Venezuela para optar al Títulode 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


TUTOR ACADÉMICO: Prof. OMAR MÁRQUEZ

Presentado ante la IlustreUniversidad Central de

Venezuela para optar al Títulode Ingeniero de Minas

por el Br. De Abreu G. Juan C.

Caracas, abril del año 2.002



DEDICATORIA

A DIOS.

A MIS PADRES, ALBERTINA Y CLEMENTE POR SU AMOR Y SU APOYO.

A MIS HERMANOS: NELIA, MARINO, LUIS, CLARA, FÁTIMA, JOSÉ Y JUAN M.

A MAIDÉE, SOBRAN RAZONES.

A TODOS MIS DEMÁS CERCANOS FAMILIARES Y EN ESPECIAL A: MIS TÍOS

JUAN Y ÁNGELA, MIS PRIMOS ALICIA, JUAN Y NOELIA, A DOUGLAS, A THAÍS.

A TODOS MIS AMIGOS Y COMPAÑEROS DE ESTUDIO, DANDO ADEMÁS LAS

GRACIAS.

JUAN.



iv

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.



v

De Abreu G. Juan C.

DISEÑO DE UN PLAN DE EXPLOTACIÓNYACIMIENTO DE CALIZA, CANTERA LA GAMARRA


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 m 3. 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



INDICE GENERAL

DEDICATORIA III

AGRADECIMIENTO IVRESUMEN V

1. INTRODUCCIÓN .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... .......... ........... .......... ........... .......... 11.1 Formulación del problema 11.2 Objetivos y alcance del trabajo 2

1.2.1 Objetivo general ................................................................................................................................. 21.2.2 Objetivos específicos ......................................................................................................................... 2

1.3 Ubicación y acceso. 31.4 Límites de la propiedad. 4

2. AGREGADOS CARIBE. .......... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... .......... ........... .......... 62.1 Historia 6

2.2 Misión. 62.3 Organización 62.4 Esquema de producción 72.5 Demanda y producción 10

3. LOS AGREGADOS EN LA INDUSTRIA DE LA CONSTRUCCIÓN ........... .......... ........... .......... ........... ...... 153.1 Definición 153.2 Característica de los agregados. 15

4. GEOGRAFÍA FÍSICA .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... .......... ........... .......... ........... . 234.1 Topografía 234.2 Clima e hidrología 234.3 Suelos y cobertura vegetal 24

5. GEOLOGÍA .......................................................................................................................................................... 295.1 Geología r egional 295.1.1 Generalidades .................................................................................................................................. 295.1.2 Formaciones. .................................................................................................................................... 29

5.2 Geología estructural regional 315.3 Geología estructural local 315.4 Geología local. 32

6. RESERVAS ........................................................................................................................................................... 346.1 Recursos y reservas 34

6.1.1 Recurso mineral ............................................................................................................................... 346.1.2 Reserva mineral ............................................................................................................................... 346.1.3 Clasificación de los recursos y de las reservas. ................................................................................ 34

6.2 Certeza del conocimiento geológico. 376.3 Método standard de las secciones verticales 376.4 Cálculo del recurso. 39

6.4.1 Cálculo del área de las secciones ..................................................................................................... 396.4.2 Cálculo de volumenes ...................................................................................................................... 40

6.5 Cálculo de reservas por nivel. 456.6 Reporte de reservas 47

7. DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN .......... .......... ........... .......... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ... 487.1 Sistema de explotación 487.2 Diseño geométrico de la explotación 50



vii

7.2.1 Desarrollo de bancos. ....................................................................................................................... 507.2.2 Análisis geotécnico. ......................................................................................................................... 54

7.3 Talud final 647.4 Vida de la explotación 667.5 Secuencia de la explotación 67

8. PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... .......... ........... . 748.1 Generalidades 74

8.2 Variables relacionadas con la roca 788.3 Variables relacionadas con el explosivo 798.4 Variables geométricas del patrón de perforación 838.5 Variables geométricas de la carga 918.6 Secuencia de encendido y tiempo de retardo 938.7 Fragmentación 958.8 Efectos secundarios de la voladura 100

9. LA PERFORACIÓN .......... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... .......... ........... .......... ... 1069.1 Equipo de perforación 1069.2 Longitud de la perforación 1069.3 Tiempo de ciclo de la perforación 107

9.4 Velocidad de perforación 1089.5 Disponibilidad y utilización del equipo de perforación 1099.6 Número de perforadoras requeridas. 1109.7 Herramientas de perforación. 111

10. LA CARGA ......................................................................................................................................................... 11210.1 Características del equipo 11210.2 Carga útil del cucharón 11310.3 Tiempo de ciclo del cargador 11410.4 Disponibilidad y utilización del equipo de carga. 11510.5 Capacidad de producción del equipo de carga 11510.6 Número de equipos de carga requeridos 116

11. EL ACARREO .................................................................................................................................................... 117

11.1 Capacidad del camión 11711.2 Producción de un camión 11811.3 Tiempo total del ciclo 11911.4 Disponibilidad y utilización de las unidades de acarreo 12611.5 Número de camiones en operación 12711.6 Factor de acoplamiento 127

12. SERVICIO DE MINA ........................................................................................................................................ 12912.1 Medio para el mantenimiento de la explotación 13012.2 Medios para el mantenimiento de la maquinaria 13212.3 Servicios generales 132

CONCLUSIONES 135RECOMENDACIONES 137

BIBLIOGRAFÍA 138

ANEXOS 140



viii

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 44TABLA 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 75TABLA 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 115TABLA 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



ix

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





INDICE DE FIGURAS

FIGURA 1: CROQUIS DE UBICACIÓN 5

FIGURA 2: ESTRUCTURA ORGANIZATIVA “AGREGADOS CARIBE, C.A.” 12

FIGURA 3: TOPOGRAFÍA, ZONA “EL ZAMURO” 28FIGURA 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 69FIGURA 13: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, PRIMER PERÍODO EN EXPLOTACIÓN 70

FIGURA 14: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, SEGUNDO PERÍODO EN EXPLOTACIÓN 71

FIGURA 15: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, TERCER PERÍODO EN EXPLOTACIÓN 72

FIGURA 16: TOPOGRAFÍA MODIFICADA, CUARTO PERÍODO EN EXPLOTACIÓN 73

FIGURA 17: FASES DE LA EXPLOSIÓN DE UN BARRENO 77

FIGURA 18: EFECTO DE LA INCLINACIÓN DE LOS BARRENOS 85

FIGURA 19: ESQUEMA RECTANGULAR CON UN FRENTE LIBRE 89

FIGURA 20: ESQUEMA CON DOS FRENTES LIBRES 90

FIGURA 21: ESQUEMA DE RETARDO ENTRE FILAS 95

FIGURA 22: EQUIPO DE PERFORACIÓN 106

FIGURA 23: EQUIPO DE CARGA 113

FIGURA 24: EQUIPO DE ACARREO 117

FIGURA 25: TRACTOR D9-H 130

FIGURA 26: PLANTA DE TRITURACIÓN Y TOLVA 134

FIGURA 27: OFICINAS ADMINISTRATIVAS Y COMEDOR 134



1

1. 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,



2

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.



3

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).



4

El acceso se realiza a través de la carretera Magdaleno - Guigue, pavimentada de doble

sentido, tomando en el poblado de Magdaleno el cruce hacia el barrio Las Tablitas y Pinto

Salinas, recorriendo 3 Km. hasta llegar a la alcabala de la Hacienda. Posteriormente por medio

una vía de tierra se llega al lugar de la cantera y a su oficina administrativa.

En los comienzos de la cantera se utilizaba una vía de acceso que comunica con el poblado

de Tocorón, actualmente se encuentra en estado de deterioro, en esta entrada se encontraban las

oficinas, para acceder a la cantera a través de esta vía, es necesario la utilización de vehículos

rústicos de doble tracción.

1.4

LÍMITES DE LA PROPIEDAD.

Los terrenos de la hacienda La Gamarra son propiedad de Agregados Caribe, poseen una

superficie de 1.097,76 Ha y sus linderos son los siguientes:

Norte: Fila de Mamoral, fila de Santa Inés y linderos de Sandoval.

Su r: Fila la Cochinera y Fila la Promesa.

Este: Terrenos que son o fueron de Marcos Dam.

Oeste: Terrenos que fueron del Banco Agrícola y Pecuario.



5

FIGURA 1: Croquis de ubicación



6

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



7

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



8

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.



9

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



10

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.



11

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.



12

FIGURA 2: Estructura Organizativa “Agregados Caribe C. A.”

Fuente:

Elaboración propia.

Gerencia de Proyectos y Agregados

Despacho

Mercadeo y Ventas

Almacén

Jefe Mto. de Planta

Taller Cantera

Jefe de Minas

Operadora

Servicios de Planta

Compras

Administración y Finanzas

Jefe de Operaciones Recursos Humanos



13

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



14

GRÁFICO 1: Comportamiento de la producción y las ventas del total de agregados.

Fuente:


0

5

10

15

20

25

ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO

PRODUCCIÓN EN KT

VENTAS EN KT



15

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.



16

Diferentes términos se manejan referidos a las características y especificaciones de los

agregados usados en el concreto entre estos se tienen:

El agregado fino: Es aquel que pasa en el tamiz N° 4 y queda retenido en el tamiz

N° 200.

El agregado grueso: Es el que queda retenido como mínimo el 95% en el tamiz N°

4 (Ver FIGURA # 2 Regiones Granulométricas Normalizadas).

Superficie específica del agregado: Es la superficie por kilogramo de agregados.

Cuando los agregados son pequeños su superficie es más elevada que cuando se

trata de agregados gruesos.

Granulometría: Es la división de los diferentes tamaños de partículas presentes en

el material, expresados en peso o en porcentaje.

Coeficiente de forma: Es el obtenido a partir de un conjunto de granos, según la

relación entre la suma de sus volúmenes y la suma de los volúmenes de las esferas

circunscritas a cada grano. Si se emplean agregados gruesos de formas inadecuadas,

la cantidad de cemento necesaria para obtener una buena resistencia del concreto es

elevada.

Rugosidad: Se conoce como la textura. Una textura muy rugosa necesita una

elevada proporción de finos para mejorar su docilidad.



17

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”).



18

Granulometría Uso

Agregado Grueso (+38 mm): AsfaltoPiedra de filtroRelleno

Agregado Grueso, Gradado: Agregado para el concreto, grueso.

Agregado Bituminoso, grueso.Agregado Bituminoso para el tratamiento de superficies.Agregado Fino (-9.7 mm): Arena de Piedra, para el concreto.

Arena de Piedra, como una mezcla bituminosa o sello.Agregado Fino y Grueso: Base o sub-base en la construcción de vías.

Pavimento de caminos.Relleno.

Variedad de gruesos: Balasto de ferrocarriles

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 DensidadKg/cm3

Absorción%

Resistencia ala Abrasión %

Basalto 2,86 0,5 14Chert 2,50 1,6 26Diabasa 2,96 0,3 18Dolomita 2,70 1,1 25Gneiss 2,74 0,3 45Granito 2,65 0,3 38Caliza 2,66 0,9 26Mármol 2,63 0,2 47Cuarcita 2,69 0,3 28Arenisca 2,54 1,8 38Esquistos 2,85 0,4 38

Tabla 3: Tipos de Rocas Utilizadas para la Producción de Agregados.

Fuente: Chapman & Hall, Introdution to Industrial Minerals.



19

Regiones Granulométricas Normalizadas

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

2

1 / 2 2

1

1 / 2 1

3 / 4

1 / 2

3 / 8

1 / 4

N ° 4

N ° 8

N ° 1 6

N ° 3 0

N ° 5 0

N ° 1 0 0

N ° 2 0 0

Gradación

%

P a s a n t e

piedra N°2

Piedra N°1

Piedra N°0

Arena Lavada

GRÁFICO 2: Regiones Granulométricas Normalizadas

Fuente: Modificado de MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción



20

PIEDRA PICADAO

GRAVA3” 2,5” 2” 1,5” 1” ¾” ½” 3/8” ¼” Nº 4 Nº 8 Nº 16 Nº 30 Nº 50

Nº 0 - - - - - 100100

a50

85a

25

60a

25

40a

15

20a5

10a0

5a0

-

Nº 1 - - - 100100

a

90

0

0

45a

15

20a

0

7a - - - - -

Nº 2 - -100

a95

90a

75

70a

35

30a5

10a0

5a0

- - - - - -

Nº 3 100100

a95

95a

65

60a

20

10a0

5a - - - - - - - -

Tabla 4: Límites de los porcentajes en peso para el agregado grueso.

Fuente:

MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción.

CEDAZOS(COVENIN 254)

% QUE PASA(COVENIN 258)

3/8”

Nº 4 Nº 8

Nº 16

Nº 30

Nº 50

Nº 100

Nº 200

100%

85% - 100%60% - 95%

40% - 80%

20% - 60%

8% - 30%

2% - 10%

0% - 5%

Tabla 5: Límites de los porcentajes en peso para el agregado fino.

Fuente:

MEZAGRECO, Manual de agregados para la Construcción.



21

Requisitos

Porcentajemáximo referidoal peso total de la

muestra

NormasCOVENINMétodo de

EnsayoImpurezas Orgánicas (*1)Referidas al Patrón Gadner

N o 3 ---- 256

Partículas Desmenuzables 1,00 0,25 257Partículas Blandas (*2) ---- 5,0 265Material mas fino que el tamiz N° 200 (74 )Concretos sujetos a la abrasión.Otros tipos de concreto.

3,00 (*4)4,00 (*4)

1,00(*3) 258

Carbón y LignitoDonde sea importante la aparienciasuperficial del concreto.Todos los demás concretos.

0,51,00

0,51,00

260

Cloruros0,1 (*5)

------- 261

Sulfatos 1,00 (*6) -------Disgregabilidad (En 5 ciclos de ensayo)

% de pérdida máxima.Cuando se usa sulfato de sodio.Cuando se usa sulfato de magnesio.

10,0015,00

12,0018,00

271

Desgaste ------- 50,00 266-267Cociente entre la dimensión máxima y ladimensión mínima > 3

-------25,00 255

(*#) Ver notas

Tabla 6: Especificaciones de Agregados Para el Concreto

Fuente: Modificado de Normas COVENIN 277-92 (2da Revisión)



22

Especificaciones de Agregados para Concretos

Normas COVENIN 277-92 (2da Revisión)

Notas

*1: Impurezas OrgánicasUn 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.



23

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



24

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.



25

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.



26

PRESIÓN

10

11

12

13

14

P R E S I Ó N E N

h P

TEMPERATURA MEDIA °C

2021222324252627282930

E N E R

O

F E B R

E R O

M A R Z

O

A B R I L

M A Y O

J U N I O

J U L I O

A G O S

T O

S E P T

I E M B R E

O C T U

B R E

N O V I E

M B R E

D I C I E M B R E

PERIODOS MENSUALES

T E M P E R A T U R A º

HUMEDAD

60

70

80

90

H U M E D A D P R O M E D I O

GRÁFICO 3: “Resumen Climatológico”




27

PRECIPITACIÓN

0123456789

101112131415161718192021222324

e n e r o

f e b r e r o

m a r z o

a b r i l

m a y o

j u n i o

j u l i o

a g o s t o

s e

p t i e m r e

o c t u b r e

n o

v i e m b r e

d i c i e m b r e

PERIODO MENSUAL

D I A S C O N P R E C I P I T A C I Ó N

Precip. Total Precip. > 1,0 mm.

GRÁFICO 4: Precipitación.

Valores tomados del resumen climatológico del Servicio de Meteorología de la Fuerza Aérea Venezolana, para el periodo de 1.961 a1998, estación Maracay. La diferencia entre estas dos curvas corresponde a las lloviznas, precipitaciones menores a 1 mm.



28

FIGURA 3: Topografía Zona EL Zamuro



29

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.



30

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 filitasy 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.



31

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 ESTRUCTURA RUMBO BUZAMIENTO

Bloque A Estratos N83ºW 21ºNBloque B Estratos N83ºW 23ºNBloque C Estratos N63ªE 44ºNBloque D Estratos N71ºE 44ªN

Bloque E Estratos N73ªE 60ºNBloque F Estratos N69ºE 67ºNBloque G Estratos N68ºE 74ºN

Tabla 7: Rumbo y buzamiento promedio de los estratos para cada bloque.



32

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.



3

3

FIGURA 4: Mapa Geológico Local.



34

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.



35

Total de Recursos

Identificados Indescubiertos

DemostradasInferidas Hipotético Especulativo

Medidas Indicadas

Reservas

s u b e c o n ó m i c o Paramarginal

Recursos

Submarginal

Crecimiento de la confidencia geológica

FIGURA 5: USBM/USGS clasificación de recursos y reservas.

Fuente: Modificada del Anels “Evaluación de depósitos minerales”

C r e c i m i e n t o d e l a f a c t i b i l i d a d e c o n ó m i c

a



36

Recurso Mineral Identificado

(in situ)

Reserva Mineral

(minables)

Crecimientodelniveldeconocimiento

yc

onfidenciageológica

Inferido

Indicado Probable

Consideración de la economía, minería,metalurgia, mercado, medio ambiente,

factores sociales y gubernamentales.

Medido Probada

FIGURA 6: AIMM/AMIC Clasificación de recurso mineral identificado y reservas.

Fuente: Modificada de Anels, “Evaluación de Depósitos Minerales”



37

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



38

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:

3)

2

ba baS(SV

forma)desemejanzahayno (CuandoObeliscodelFórmula)

3

SSSSV

40%)unendiferentesuperficieforma,en(similarestruncada pirámideladeFórmula)

2

)S(SV

:y tamaño)formaensimilaresáreas (paramediaáreadela)Fórmula

i j ji

ji

ji ji

ji

L

c

L

b

L

);(m ientecorrespond j""yi"" secciónes lasdeáreasS,S

);(mvolumenV

:Donde

L2

SV

Cuñae)

L3SV

mineral)cuerpodelextremoslos(ParaCono)d

2

ji

3

i

i



39

(m).menterespectiva j""yi""seccioneslasdeverticallongitudmáxima b, b

(m).menterespectiva j""yi""seccioneslasdehorizontallongitudmáximaa,a

(m). j""yi"" seccioneslasentreseparación dedistanciaL

ji

ji

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



40

evaluación. Las tablas # 9 y # 10, muestran el valor del área para cada medición y el valor

promedio del área en m2 para cada una de las secciones.

6.4.2

CÁLCULO DE VOLUMENES

El método de las secciones para la estimación de recursos o reservas sugiere la aplicación

de una de sus diferentes fórmulas para el cálculo del volumen. La selección de la fórmula

depende de la semejanza en el tamaño y en la forma de las secciones involucradas. Las fallas son

en mayor parte las responsables de la diferencia de forma entre las secciones que limitan los

bloques en este depósito.

En los extremos de cada bloque se debe considerar el volumen generado, cuando la falla

está en dirección paralela o aproximadamente paralela a la sección generando un volumen en

forma de prisma recto (ejemplo fallas e y f) es preferible utilizar el método de las secciones en su

forma lineal, si este no es el caso y aún si no se trata de un extremo del bloque, el método

estándar es el adecuado.

La tabla # 11, muestra los resultados de las evaluaciones de volumen realizadas para el

cuerpo mineral entre dos secciones contiguas pertenecientes a un mismo bloque geológico. Se

asume para cumplir con los propósitos de este trabajo un cuerpo homogéneo en sus

características físicas y químicas.



41

FIGURA 7: Cambio del buzamiento de la capa de caliza, zona El Zamuro.Fuente: Elabración propia.

Perfil # 3, en la zona este del

yacimiento, la capa de calizamuestra 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.



4

2

Area

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Promedio

9.273 9.273 9.278 9.312 9.297 9.306 9.284 9.268 9.274 9.268 9.283

4.478 4.492 4.473 4.465 4.465 4.454 4.464 4.456 4.447 4.449 4.464

3.847 3.860 3.864 3.861 3.856 3.856 3.860 3.854 3.861 3.879 3.860

11.402 11.391 11.378 11.415 11.396 11.384 11.420 11.455 11.490 11.514 11.424

11.232 11.211 11.235 11.263 11.248 11.241 11.210 11.188 11.136 11.151 11.212

14.089 14.098 14.080 14.051 14.087 14.053 14.056 14.043 14.039 14.029 14.062

15.117 15.087 15.097 15.068 15.036 15.024 15.013 15.012 15.032 15.101 15.059

13.212 13.218 13.233 13.283 13.248 13.226 13.259 13.241 13.272 13.272 13.246

12.129 12.146 12.151 12.172 12.213 12.237 12.266 12.234 12.239 12.215 12.200

2.104 2.106 2.110 2.112 2.112 2.116 2.113 2.119 2.121 2.121 2.113

11.975 11.987 11.961 11.969 11.951 11.921 11.887 11.863 11.862 11.831 11.921

2.373 2.373 2.364 2.364 2.370 2.373 2.380 2.371 2.378 2.374 2.372

VALOR DEL AREA (M2) PARA CADA MEDICI N SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE

PERFIL 01-A

PERFIL 02-B

PERFIL 03-B

PERFIL 04-B

PERFIL 02-A

PERFIL 05-B

PERFIL 06-B

PERFIL 07-B

PERFIL 08-B

PERFIL 08-C

PERFIL 09-C

PERFIL 10-C

TABLA 9 : Cálculos realizados y promedios del área para cada sección (I)



4

3

Area1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Promedio

11.662 11.623 11.647 11.608 11.631 11.626 11.656 11.654 11.653 11.623 11.638

12.545 12.567 12.543 12.552 12.535 12.534 12.505 12.553 12.499 12.488 12.532

12.466 12.450 12.452 12.461 12.502 12.444 12.479 12.447 12.419 12.428 12.455

7.562 7.578 7.586 7.585 7.575 7.580 7.602 7.594 7.599 7.578 7.584

3.338 3.328 3.329 3.329 3.335 3.347 3.343 3.352 3.340 3.347 3.339

4.496 4.497 4.483 4.492 4.497 4.510 4.506 4.505 4.499 4.506 4.499

7.833 7.830 7.798 7.806 7.819 7.835 7.840 7.846 7.828 7.808 7.824

9.837 9.858 9.826 9.833 9.800 9.792 9.788 9.803 9.790 9.772 9.810

9.176 9.154 9.154 9.158 9.134 9.127 9.141 9.136 9.136 9.130 9.145

13.008 12.971 12.990 12.981 12.976 12.988 12.967 13.003 12.989 13.024 12.990

11.698 11.746 11.720 11.733 11.738 11.758 11.786 11.790 11.801 11.819 11.759

9.573 9.546 9.583 9.554 9.546 9.551 9.544 9.567 9.571 9.580 9.562

8.394 8.423 8.441 8.450 8.450 8.461 8.439 8.459 8.438 8.427 8.438

PERFIL 12-D

PERFIL 13-D

VALOR DEL AREA (M2) PARA CADA MEDICI N SOBRE EL PERFIL CORRESPONDIENTE

PERFIL 10-D

PERFIL 11-D

PERFIL 13-E

NIVEL 680 - PERFIL 14-E



NIVEL 650 - PERFIL 21-G


NIVEL 650 - PERFIL 18-F



TABLA 10 : Cálculos realizados y promedio del área para cada sección vertical (II)



44

TABLA 11 : Volumen calculado para cada bloque en la estimación de recursos.


SECC i SECC j AREA i AREA j Formula Aplicada Volumen Banco- 01-A - 9.207 A*L (Método lineal) 101.272

01-A 02-A 9.207 4.452 Obelisco 199.756 02-A FALLA A 4.452 - A*L (Método lineal) 31.166

FALLA A 02-B - 3.870 Cuña 19.350 FALLA A 03-B 3.870 11.399 A*L (Método lineal) 199.491

03-B 04-B 11.399 11.263 Área Media 283.281 04-B 05-B 11.263 13.985 Área Media 315.597 05-B 06-B 13.985 15.128 Área Media 363.909 06-B 07-B 15.128 15.066 Área Media 377.424 07-B 08-B 15.066 12.127 Obelisco 426.665 08-B FALLA B 12.127 - A*L (Método lineal) 115.210

FALLA B 08-C - 2.114 Cuña 16.914 FALLA B 09-C 2.114 12.061 A*L (Método lineal) 183.925

09-C 10-C 12.061 2.376 Obelisco 213.003 10-C FALLA C 2.376 - Cuña 19.006

FALLA C 10-D - 11.623 Cuña 104.608 10-D 11-D 11.623 12.549 Obelisco 386.722

11-D 12-D 11.165 12.448 Área Media 295.163 12-D 13-D 12.448 3.329 Obelisco 279.706 13-D FALLA D 3.329 - Cuña 26.634

FALLA D 13-E - 3.329 Cuña 15.814 13-E 14-E 3.329 4.509 Obelisco 86.664 14-E 15-E 4.509 7.797 Pirámide Truncada 151.964 15-E 16-E 7.797 9.844 Área Media 220.510 16-E 17-E 9.844 9.129 Área Media 237.169 17-E FALLA F 9.129 - A*L (Método lineal) 127.812

FALLA F 18-F - 13.073 A*L (Método lineal) 163.412 18-F 19-F 13.073 11.718 Área Media 309.892 19-F 20-F 11.718 9.502 Área Media 265.255

20-F FALLA G 9.502 - A*L (Método lineal) 142.530 FALLA G 21-G - 8.393 A*L (Método lineal) 83.925 21-G - 8.393 - A*L (Método lineal) 83.925

Total m3: 5.847.674



45

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 horizontalesFuente: Anels “Evaluación de Depósitos Minerales”



46

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: 4.935

TABLA 13 : Volumen a remover por rampa de acceso.

Fuente: Elaboración Propia.



47

6.6 REPORTE DE RESERVAS

El depósito mineral que se encuentra en el cerro El Zamuro fue acotado hasta un nivel

inferior de confidencia geológica determinado por la exploración superficial, hasta

aproximadamente unos 50 metros de profundidad arrojando un recurso mineral medido de

5.851.496,00 m3 in situ de caliza, calculado mediante el método de las secciones verticales. No se

considera otra categoría de recursos debido a la incertidumbre acerca de la continuidad de la capa

de caliza y la profundidad a la que puede llegar la excavación. De este total de recurso mineral

medido serán minados tan solo 479.840,00 m3 de caliza que comprenden las reservas probadas, la

cual representa aproximadamente un 8 % del recurso mineral medido, estas fueron determinadas

mediante la aplicación del método de las secciones horizontales antes descrito.

Este pequeño porcentaje está limitado por las siguientes razones:

a) La zona este del yacimiento comprendida por los bloques A, B y C, presenta una

topografía abrupta y un cercano límite final de excavación lo que limita su minabilidad.

b) Las canteras, sobre todo las que producen agregados para la construcción, suelen tener

una baja relación de remoción límite estéril / mena, esta relación para la cantera es de

un 20%.

c) El pequeño tamaño del yacimiento no permite realizar un sistema de vialidad adecuado

para alcanzar el nivel topográfico más alto y el más bajo del recurso mineral medido.



48

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.



49

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.



50

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.



51

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.

Talud de trabajo



52

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:



53

seguridaddeZona Z;y voladuran perforaciódeZonaP

tey transpor caminodeZonaT cargador;delgirodeRadioA

ZTAPa

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)

m.34m4m12m18a

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:

º16)º90(agcot10

34arctagº90

90ºasume se banco.;detaluddelninclinació:

)(agcotHbaarctagº90



54

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 TALUD CON FRENTE AL NORTEN79ºW 55ºS N86ºW 55ºNN77ºE 55ºS N77ºE 55ºNN49ºW 55ºS N26ºE 55ºNN86ºW 55ºS N74ºE 55ºNN36ºW 55ºSN64ºW 55ºSN46ºW 55ºS

TABLA 14 : Rumbo y buzamiento de los taludes




55

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.



56

FIGURA 10: Casos de falla planar.

Fuente: Fundación GEOS, Geomec # 5.



57

Análisis estereográfico talud con frente al sur


W

S

E

N

N69ºE67N

N68ºE67N N73ºE60ºN

N63ºE44ºN

N71ºE44ºN

N77ºE55ºSN79ºW55ºS

N86ºW55ºS

N36ºW55ºS

N64ºW55ºS

N49ºW55ºS

N46ºW55ºS

EN AZUL : RUMBO Y BUZAMI ENTO DE LOS EST RATOS

EN NEGRO: RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS T AL UDES



58

Análisis estereográfico taludes con frente al norteFuente: Elaboración propia.

W

S

N69ºE67N

E

N

N68ºE67NN73ºE60ºN

N71ºE44ºN

N63ºE44ºN

EN AZUL: RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS ESTRATOS

EN NEGRO: RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS T AL UDES

N26ºE55ºN

N77ºE55ºN

N74ºE55ºN

N86ºW55ºN



59

Análisis estereográfico para talud de banco con frente norte.


W

S

N69ºE67N

E

N

N68ºE67NN73ºE60ºN

N71ºE44ºN

N63ºE44ºN

EN AZUL: RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS ESTRATOS

EN NEGRO: RUMBO Y BUZAMI ENTO DE L OS TAL UDES

N26ºE73ºN

N86ºW73ºN

N74ºE73ºN

N77ºE73ºN



60

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:

pf

f p p

22

.r

pf f

sec). bcotH(A

)1tan..(cotcot.)H/Z1(.H).2/1(W

)tantan).( bcotH(Z

:taluddelcaralaentensióndegrieta(a)casoelPara

pf

f p

f

2

.r

pf s

sec). bcot.H(A

)cottan1(X

Bz bHXXcotH).2/1(W

tan).cot.H b(tan. bHZ

:taluddelcabezaladeencima portensióndegrieta(b)casoelPara



61

sen.TcosVcos.asen.W

tan.cos.TsenVUsen.acos.WA.cFS

Z.21V

A.Z.21U

:casosambosPara

p p p

p p p

2

Ww

ww

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.



62

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).

f pf cot)cot.cot

H b

Para el caso específico de este yacimiento no se consideran fuerzas externas (a y T = 0):

p p

p p

V W

tanV U W cA FS

cos.sen.

.sencos.

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).



63

s = inclinación de la corona, se asume horizontal.

p = inclinación del plano de falla, varia según el caso.

b = distancia de la grieta, tomada de la relación de Hoek y Bray 1.981.

Cohesión y Fricción, tomadas de la tabla # 16.

r = densidad de la roca in situ igual a 2,5 t/m3, suministrada por la empresa.

w = densidad del agua igual a 1 t/m3.

Zw = altura del agua en la grieta igual a la altura de la grieta.

En la tabla 15 se muestra el factor de seguridad obtenido mediante el análisis de falla

planar realizado para el promedio del buzamiento de los estratos en cada bloque geológico y para

un talud de banco. Los valores correspondientes a la fricción y a la cohesión se tomaron de la

tabla 16, valores típicos de la caliza (Limestone).

TABLA 15 : Factor de seguridad para cada posible talud al sur del depósito.

FS H B V U A S W Z cohesión fricción áng. talud áng. estratos

factor metros metros m² t. metros (T/m2) (radianes) (radianes) (radianes)

3,12 10,0 5,8 21,8 31,3 9,5 0,0 146 6,6 17,6 0,56 1,28 0,37

2,99 10,0 5,4 20,7 29,4 9,1 0,0 135 6,4 17,6 0,56 1,28 0,40

2,84 10,0 2,6 10,7 17,9 7,7 0,0 64 4,6 17,6 0,56 1,28 0,77

2,84 10,0 2,6 10,7 17,9 7,7 0,0 64 4,6 17,6 0,56 1,28 0,77

5,37 10,0 1,2 3,9 11,6 8,3 0,0 29 2,8 17,6 0,56 1,28 1,05

11,65 10,0 0,6 1,3 7,3 9,1 0,0 14 1,6 17,6 0,56 1,28 1,17

-116,56 10,0 -0,1 0,0 -1,2 10,6 0,0 -2 -0,2 17,6 0,56 1,28 1,29

psi x 0,07031= Kg/cm2

áng. (radianes) = PI/180 x ángulo (grados)



64

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



65

El talud final cuando no se consideran las vías, se calcula mediante la fórmula:

º55)º73(agcotm10

m4arctag90º

:ientescorrespondvaloreslosdosustituyen

)(agcotHb

aarctagº90

TABLA 16 : Valores típicos de fricción y cohesión

Fuente: Surface Mining.



66

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 60ºTalud final en mineral de cobre 1 ½ : 1 34º

TABLA 17 : Inclinación de talud recomendadas

Fuente: Modificada de Howard L. Hartman, “Introductory Mining Engenieering”

7.4 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:

)año

toneladas( produccióndeRitmo

)(toneladasReservasnexplotacióladeVida

El total de reservas a explotar en el yacimiento son según el capítulo 6.4 es de 479.840,00

m3

y el ritmo anual de producción según la capacidad promedio de la planta debe ser 300.000

toneladas / mes. Las toneladas totales de mineral se obtienen del producto de las reservas por la

densidad del material, el ritmo de producción anual se obtiene del producto de la capacidad

promedio mensual de la planta por el número de meses del año.

A continuación se realizan estos cálculos:



67

t.600.199.1t/m2,5m479.840,00asen toneladReservas

)(t/mmaterialdeldensidadmenReservasasen toneladReservas

33

33

t.300.000meses12t/mes000.52 produccióndeRitmo

mesesdenúmeromes/toneladas produccióndeRitmo

Los años en explotación entonces son:

años.4años99,3 t00.0003 t.1.199.600nexplotacióladeVida

7.5 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.



68

Desde el nivel 800 hasta el nivel 770 la explotación se debe llevar a cabo realizando las

labores de perforación y voladura correspondientes y empujando el material volado con el tractor

D9-H hacia la cota 770 donde se encuentra un espacio adecuado para la carga de camiones.

Posteriormente, se explota hasta alcanzar a descubrir en su totalidad cada nivel

subsecuente, es decir se debe explotar completamente hasta el nivel 760, luego completamente el

nivel 750, y así sucesivamente hasta alcanzar la cota 720.

Para alcanzar un nivel inferior al nivel 720 se debe diseñar una rampa de acceso hacia el

nivel 710, para esto se requiere de 100 m de trazado en un área muy estrecha, lo que disminuye el

gradiente de la explotación y con ello las reservas de los niveles superiores. Por esta razón se

tomó como limite inferior de la explotación el nivel 720. (ver figura 12).

El avance de la explotación por año se resume en la siguiente tabla, donde se considera el

volumen de mineral in situ correspondiente al año en explotación, así como, el total de volumen

de estéril a remover. Las toneladas se obtienen al multiplicar el volumen in situ por la densidad in

situ de la caliza (2,5 t/m3). En las figuras 13, 14, 15 y 16 se observa la topografía modificada

para cada año en explotación.

Año Cota Sup. Cota Inf. Volumen (m ) Toneladas 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

Total: 479.840 1.166.900 9.268

TABLA 18 : Volumen anual a explotar.



6

9

FIGURA 12: Modificación del talud final al incluir una víaFuente: Elaboración propia



7

0

FIGURA 13: Topografía modificada, primer periodo en explotación.



7

1

FIGURA 14: Topografía modificada, segundo período en explotación.



7

2

FIGURA 15: Topografía modificada, tercer periodo en explotación



7

3

FIGURA 16: Topografía modificada, cuarto periodo en explotación.



74

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 VELOCIDAD SÍSMICA m/seg.

IndirectosPor medio de perforación y

voladura> 2.000 – 2.500

DirectosRipiado y empuje. 500 – 2.000

Arranque directo propiamente

dicho0 – 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.



75

VELOCIDAD SÍSMICA EN ROCAS (GARCIA OVEJERO, 1.986)

TIPOS DE ROCAS VELOCIDAD SÍSMICA

Magmaticas o Igneas:Granitos.............. ................... ............... .................. ................. .... 3.000-6.000 m/s

Granitos meteorizado................. ................. ................. ............... 1.200-1.600 m/s

Gabros................. ................. ................ ................. ................. ..... 6.700-7.300 m/s

Diabasas................... ................. ................. ................. ....... ......... 5.800-7.100 m/s

Basaltos................. ................. ............... .................. ................. ... 2.400-4.000 m/s

Sedimentarias:Suelos normales............... .......... ................. ................. ............... 250- 460 m/s

Suelos consolidados................. .................. ................. ............... . 460- 600 m/s

Arenas sueltas.......... .............. ............. .............. ............... ........... 250- 1.200 m/s

Mezclas de grava y tierra sueltas.............. ................. ............... .. 450- 1.100 m/s

Mezclas de grava y tierra consolidadas................. ................. .... 1.200-2.100 m/sArcillas............. ................. ............... .................. .................. ....... 1.000-2.000 m/s

Margas................. ................. ................ ................. ................. ..... 1.800-3.500 m/s

Areniscas.................. ................. ................. ................. ............... . 1.400-4.500 m/s

Conglomerados.................... ............... ................. .................. ...... 1.200-7.000 m/s

Morrena glaciar.............. ............... ................. ................ ......... ..... 1.200-2.100 m/s

Pizarras sedimentarias................ ................. ................. ............... . 1.200-2.100 m/s

Calizas................ ................... ............... ....... ................. ............... . 1.500-6.000 m/s

Dolomitas.............. ................. ................ ................. ................. .... 5.000-6.000 m/s

Metamórficas:Gnesis.............. ................. ................ ................. ................. .......... 3.000-6.000 m/s

Gnesis meteorizado............... ............... ................. ................. ...... 1.200-1.600 m/s

Cuarcitas................ ................. ................ ................. ................. ... 5.000-6.000 m/sPizarras metamórficas............. ............... ................. .................. .. 1.800-3.000 m/s

Varios:Sal................ ................. ................. ............... .................. ............. 4 .500-6.500 m/s

Yeso................... ............... ................. ................ ...... ................. ... 3.000-4.000 m/s

Anhidrita.............. ................. ............... .................. ................. ..... 3.000-6.000 m/s

Carbón................. .................. ........ ................. ................ .............. 900-1.500 m/s

Terrenos congelados...................... ................. ................. ............. 1.200-2.100 m/s

Hielo puro............... .............. ................ ................. ................. ...... 3.000-3.700 m/s

Agua................. ................. .................. ............... ................... ....... 1.500 m/s

Tabla 20:

Márgenes de velocidad sísmica.Fuente: Modificada de García Ovejero, 1.986



76

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



77

FIGURA 17: Fases de la explosión de un barrenoFuente: 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.



78

c) Efectos secundarios.

8.2 VARIABLES RELACIONADAS CON LA ROCA

8.2.1 DENSIDAD DE LA ROCA (r)

Indica la dificultad que se puede esperar para fragmentar la roca. Una roca cuanto más

densa y más porosa sea, absorbe más energía.

8.2.2

VELOCIDAD SÍSMICA (VC)

Velocidad con la que se propaga una onda de tensión a través del macizo rocoso, afecta la

distribución de tensiones en el interior del sólido rocoso y es una medida de la elasticidad de la

roca.

8.2.3

IMPEDANCIA (ZR )

Es el parámetro útil para medir la transferencia de energía de la onda de detonación al

macizo rocoso. Es igual al producto de la densidad de la roca por la velocidad de propagación de

las ondas de choque. La mayor transferencia ocurre cuando la impedancia característica de la

roca es igual a la impedancia de detonación del explosivo.

8.2.4 CONSTANTE DE LA ROCA (C)

Describe la cantidad de carga (kg/m3) justamente necesaria para extraer la roca. Es

conocido como una medida de la resistencia característica del material rocoso y se expresa,



79

generalmente, como la cantidad de dinamita en kg requerida para extraer un m3 de roca. La

constante de la roca varía entre 0,3 y 0,5 y típicamente, según Pla. Ortiz (Fundación Gómez Páez,

Perforación y Voladura, parte II), es:

(0,47) basalto(0,43)caliza(0,43)cuarzita(0,4)granito(0,3)Marga

8.2.5 CARACTERÍSTICAS ESTRUCTURALES

Las discontinuidades en la roca gobiernan la fragmentación resultante. Se debe disponer

de cargas explosivas dentro de los bloques sólidos limitados por tales discontinuidades.

8.3 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.



80

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.



81

8.3.5 CALOR DE EXPLOSIÓN

Es la cantidad de energía liberada cuando el explosivo es quemado, se expresa en kj/kg.

El explosivo que genere mayor volumen de gas y calor es el explosivo más efectivo.

8.3.6

DIÁMETRO DE CARGA (D)

Es la porción del diámetro del barreno que es ocupada por la carga explosiva.

8.3.7 POTENCIA POR UNIDAD DE VOLUMEN

Es una relación que indica la energía del explosivo y es calculado por el volumen de gases

y calor de explosión.

8.3.8 DENSIDAD DEL EXPLOSIVO (E)

Es la cantidad de explosivo por unidad de volumen referido a la masa explosiva.

8.3.9 DENSIDAD DE CARGA (C)

Es la cantidad de explosivo en un cierto volumen del barreno y está normalmente

expresado en kg/dm3. En los explosivos comerciales este valor se encuentra entre 0,8 y 1,65.

8.3.10 POTENCIA POR RELATIVA AL PESO (PRP)



82

Es la eficiencia de extracción de un explosivo a diferentes densidades de carga,

comparado con la eficiencia de la dinamita a la misma densidad de carga (algunos autores lo

relacionan con el Anfo de densidad 0,83 gr/cm3).

8.3.11 DIÁMETRO CRÍTICO

Es el tamaño por debajo del cual la detonación no es suficientemente soportada y tiende a

extinguirse.

8.3.12

SELECCIÓN DEL EXPLOSIVO DE COLUMNA

El explosivo de columna es la carga principal del barreno, capaz de producir el

agrietamiento y desplazamiento de la roca. Se seleccionó el Anfo de densidad 0,83 gr/cm3 como

carga de columna. Los criterios para la selección de este explosivo son:

a)

Es el explosivo de mas bajo costo y de mayor existencia en el mercado nacional.

b) Es el explosivo utilizado por excelencia en este tipo de operaciones.

c) En la cantera ya se tiene demostrada su excelente capacidad para fragmentar la roca.

d) Se tiene experiencias para trabajar el Anfo en condiciones húmedas mediante la

utilización de mangas plásticas.

8.3.13 SELECCIÓN DEL EXPLOSIVO DE FONDO



83

Se seleccionó el Vemulex Apex Ultra de densidad 1,16 gr/cm3 como carga de fondo,

tamaño 75 x 400 mm. Los criterios para la selección de este explosivo son:

a) Por su alta densidad y su alta potencia.

b) Es un explosivo con existencia en el mercado nacional.

c) Prolongada resistencia al contacto directo con el agua.

d) Es un explosivo muy seguro, difícil que detone accidentalmente.

e) En la cantera se han obtenidos buenos resultados a utilizar este producto como carga de

fondo.

8.4 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% mayor al diámetro de perforación.

"5,3

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:



84

15,01,0 Hb

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:

(m) barrenodellongitudlb

(m)raciónsobreperfoSp

sen

Spl

Hb

b

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.



85

FIGURA 18: Efecto de la inclinación de los barrenos

Fuente:


8.4.4 RETIRO (R)

Es la distancia mínima desde el eje de un barreno al frente libre. Para el cálculo del retiro

se seleccionaron la fórmula de Olofsson y la de Ucar Navarro. Olofsson (1.990) que a partir de la

fórmula de Langerfors propone la siguiente simplificada para el cálculo del retiro:

0,43.ción,interpolac porobtubose0,97R devalorEl

m.12,3197,095,0m

kg2,636,1

barreno.deldentroexplosivodelentoensanchamidefactoralobedece1,1valorEl

mkg 2,61,1

2

075,0160.1

qK

2

2

3

321f máx

Olofsson

f

R

mm

kg q

R R R R



86

K= constante que depende del tipo de explosivo:

Explosivos gelatinosos 1,47Emulsiones 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 ; 1 10:1 5:1 3:1 2:1 1:1

R 1 0,95 0,96 0,98 1,00 1,03 1,10

Constante de Roca c 0,3 0,4 0,5

R 2 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:

1

2

3 16,016,1 H

H R

H1 = altura del banco actual.

H2 = altura del banco = 2 x R máx (H2 > H1)

Ucar Navarro (1.972) propone la siguiente fórmula para el cálculo del retiro:



87

m.3,11R

:esrealsoluciónCuya

0kg/m13,6m103kg/m13,62m105,1

kg/m.13,636

m1,189 dmg 83,0

36q

;(mm)D ;dm

gr ;(m)Hb ;(m)

; 0325,1

Ucar

2

2

3

2

c

3e

2

R R

D

R

q Hbq R Hb R

e

cc

Para establecer el retiro máximo se procede a tomar un valor promedio entre los

retiros obtenidos de las fórmulas de Olofsson y de Ucar.

m.12,32

m12,3m11,3

2

máx

máx

R

R R R

OlofssonUcar

Para calcular el retiro práctico se utiliza la fórmula:

m.3m2,97m10100

1

2

m089,0m12,3

'máx

R

H d e R R bb



88

H b = altura de banco (m)

e’ = error de emboquille (m); se estima igual a /2

d b = desviación de los barr enos (m); se estima en uno por ciento (1%)

8.4.5 ESPACIAMIENTO (E)

Es la distancia entre barrenos de una misma fila. El espaciamiento generalmente utilizado

en rocas que van de medianamente duras a duras es aproximadamente igual a la relación

espaciamiento - retiro utilizada por Langerfors.

m.3,75m31,25E

LangeforsSegún;25,1

R E

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.

m.0,9m33,0S

y Ucar LangerforsSegún3,0

p

RSp

8.4.7 LONGITUD DEL BARRENO (lb)



89

Comprende la distancia longitudinal del mismo, en función de la altura de banco y el

retiro queda determinado por la siguiente fórmula:

Spl

Hb

b

sen

Debido a que los barrenos son verticales, se deduce de la fórmula anterior que:

m10,9m9,0m10

b

pbb

l

S H l

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).



90

FIGURA 19: Esquema rectangular con un frente libre.Fuente:


b) Con dos frentes libres. (Ver figura 20)

FIGURA 20: Esquema con dos frentes libres.

Fuente:

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



91

El número de barrenos requeridos por voladura para obtener una producción mensual de

25.000 toneladas son:

barrenos98 barrenos88,88m10m3,75m3

t/m2,5

t25.000

barrenosº N

HER

)(t/m bancoenDensidad

asen toneladmensualProducción

barreno porcúbicosmetros

menmensualProducción barrenosº N

3

b

33

8.5

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.

m3

y Ucar Langerforssegún

T

RT

8.5.2 LONGITUD DE CARGA (L)

Es el tramo de la longitud total del barreno (lb) destinado a contener la carga explosiva.



92

m7,9m3-m9,10

l

T lbl

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:

m3,9m33,1

R 1,8l si 3,1 b

f

f

l

Rl

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:

m4m3-m3,9-m10,9

c

f bc

l

T l l l

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)



93

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:

kg24,18

m

kg 6,2m9,3

f

f f f

Q

ql Q

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.

kg24,52 13,6m4

mkg

Q

ql Q

c

ccc

8.6

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



94

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:

(m).retiro:R

R )m

ms 84(TRB

ms51m3m

ms5TRB

:ser deberetardodetiempoel18#tablalasegúncalizaunaPara

TIPO DE ROCATIEMPO EN RETARDO

(ms/m de espaciamiento)

Areniscas, margas, carbones 6-7

Pizarras, sales y algunas calizas 5-6

Calizas compactas y mármolesGranitos, basaltos y cuarcitas

neis y gabros

4-5

Diabasas, pórfidos, neises y

micaesquistos, magnetitas 3-4

Tabla 22:

TRB, según espaciamiento y tipo de roca

Fuente:




95

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



96

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:

cm95,27kg8,43kg8,43

m5,1127 6

1

8,03

61

8,0

0

b

r b

T

QQ

VR F T

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

VR 0 = volumen de roca fragmentada por barreno (m3)

3

0

0

m112,5m10m75,3m3

VR

Hb E RVR

Q = Cantidad de TNT equivalente a la carga de explosivo por barreno (kg)

kg43,80,8kg52,24kg18,24

8,0

Q

QQQ C f



97

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:

12,1

m10

m9,71,0m9,7m4m9,3m3m109,01225,11mm89

m3142,2

1,0121142,2

1,05,0

1,05,0

u

u

Hb

l l l l R E

R E R

uc f p

Ep = Error de perforación, se estima en uno por ciento de la longitud de perforación.

m0,109m9,10100

1

100

1

p

b p

E

l E

c. Se determina el tamaño característico del bloque mediante la fórmula:

cm78,38

693,0

cm 95,27

693,0

12,11

1

bc

u

bbc

T

T T



98

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:

056,0

:cm100demalladeaberturauna paratipo,Cálculo

12,1 78,38cm100

cm

T T

e PC

e PC u

bcb

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:

materialdeVolumen:V

roca.ladedensidad:

)(

)(

r

banco

suelto

sueltar

bancor

eV

V f

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.

La densidad de la roca en banco es 2,5 t/m3 y la densidad suelta es de 1,5 t/m

3. El factor

de esponjamiento es:



99

66,1

mt5,1

mt 5,2

3

3

e f



100

GRÁFICO 8: Distribución granulométrica, método KUZ – RAM.Fuente: Elaboración propia

Curva de distribución granulométrica

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

80,0

90,0

100,0

0,5 1 2 4 8 16 32 64 128 256

Abertura de la malla en cm.

% P

a s a n t e

Distribución granulométrica

0,0

5,0

10,0

15,0

20,0

25,0

30,0

0,5 1 2 4 8 16 32 64 128 256

Abertura de malla en cm.

R e t e n i d o ( % )



101

El volumen de material suelto obtenido por barreno es:

33 m 75,18666,1m5,112

suelto

e Banco suelto

V

f V V

8.8 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.

Según este gráfico, para un consumo específico de 0,39 kg/m3 el alcance máximo de los

fragmentos será cercano a los 30 m. El consumo específico CE es la cantidad en kilogramos de

explosivo por metro cúbico de roca volada.

33

0

39,0m112,5

kg8,43

VR m

kg QCE



102

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:



103

)/(212)/( 8,43

750)/( 3/13/1

3

3/1

3kg mkg mkg m

Q

D DR

GRÁFICO 10: Ruido y acontecimientos cotidianosFuente: Instituto Geológico y Minero de España (1.987)

Si se considera en el gráfico # 8, la línea de superficie igual a 0,6 se observa que la

sobrepresión no supera el valor de 7x10-3

kPa, lo que indica en el gráfico # 7 un nivel igual o

inferior al efecto umbral de quejas.



104

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:

(m)Distancia:D(kg);ainstantánedetonacióndeCarga:Qcarga;de Nivel: N

D

q N

23



105

Estos niveles están relacionados con la velocidad de vibración mediante la siguiente

expresión:

cargadenivel: N

Suecia)endurasrocas para400(constante:K

(mm/seg)vibracióndevelocidad:

21

V

N K V

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:

barrenos42 barrenos6,41

barrenoskg 48,70

kg2.000 barrenosº N



106

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: Equipo de perforación

9.2 LONGITUD DE LA PERFORACIÓN



107

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:

barra.unade2/33 barras63,3

barram 3

m9,10n perforacióde barrasde Nº

barra)/(m barraunadelongitud

(m) barrenodellongitudn perforacióde barrasde Nº

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.



108

Barra Profundidad (m) t. en perforación Cambio de barras t. traslado t. ciclo

1 8,5 46’:27’’ 2’:11’’ 8’ 54’:27’’

2 8,5 47’:43’’ 3’:13’’ 8’ 55’:43’’

3 8,5 37’:32’’ 2’:35’’ 8’ 45’:32’’

Promedio = 51’:54’’

Tabla 25: Tiempo de ciclo de la perforación

Fuente:


9.4 VELOCIDAD DE PERFORACIÓN

La velocidad de penetración es la razón de avance lineal de la perforación, la velocidad de

perforación se obtiene al corregir la velocidad de penetración por los tiempos de maniobras.

Utilizando los valores de la tabla # 26 se obtiene que la velocidad media de perforación es:

h

m 83,9h1

min60

min.51,9

m5,8

p

b p

t

l V

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:

h68,98m/h9,83

barreno

m 10,9 barreno89

n perforacióenrequeridooperativoTiempo

p

b

V

l barrenosºnn perforacióenrequeridooperativoTiempo



109

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:

h81,17975,812

6,246

diariaornadaJ

h75,8

añounenmesesde Nº

añoallaboralesDías mes/LaboralesHoras

año.aldías6,246

12867,254365feriados)díasnidomingossábados,(noañoallaboralesDías

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 ).

TR TTTTD



110

La disponibilidad (D) es la relación entre el tiempo total disponible (TTD) con respecto al

tiempo programado para la operación (TT).

100

TT

TRTT

D

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).

100

TTD

TOU

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.

El número de perforadoras requeridas se determina mediante la fórmula:

.equipos91,0m/h9,83

69,0870,h/mes180

m10,9 barrenos89

operaciónenrequeridasas perforador de Nº



111

E n e r o

F e

b r e r o

M a r z o

A b r i l

M a y o

J u n

i o

J u

l i o

A g o s

t o

S e p

t i e m

b r e

O c

t u b r e

N o v

i e m

b r e

D i c i e m

b r e

P r o m e

d i o

TR 24 26 24 24 22 21 21 27 26 21 22 24 24

TT 175 158 201 167 184 184 201 184 184 184 184 184 183

TTD 151 132 177 143 162 163 180 157 158 163 162 160 159

DF 86 84 88 86 88 89 90 85 86 89 88 87 87

TD 38 12 45 50 30 53 87 17 26 70 69 80

48

U 75 91 75 65 81 67 52 89 84 57 57 40 69

TO 113 120 132 93 132 110 93 140 132 93 93 80 111

Tabla 26: Distribución del tiempo total para la perforación.


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.

nutilizacióyidaddisponibilde100%m

VP

UDTP

* barrenodellongitud barrenos Nº

operaciónenrequeridasas perforador de Nº



112

10. LA CARGA

10.1 CARACTERÍSTICAS DEL EQUIPO

La carga es la segunda operación básica necesaria en toda operación minera. El equipo de

carga del que dispone la empresa es un cargador frontal sobre ruedas 988-B (figura # 23). Según

el manual de Caterpillar 1.997 las características principales de este equipo son:

Capacidad al ras (m3) 5,4

Capacidad colmado (m3) 6,3

Ancho del cucharón (mm) 3.645

Longitud total (mm) 11.126

Altura total (mm) 7.391

Circulo de giro (mm) 17.619

Fuerza de desprendimiento (kg.) 47.050

Peso orden de trabajo (kg.) 42.983

Tabla 27: Características principales del equipo de carga




113

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:

t56,7t/m5,1m04,5 das)(en tonelacucharóndelútilCarga

m04,58,0m3,6cucharóndelútilCarga

1.y0,8entreencuentrasetegeneralmen llenadodefactorEl

llenadodeFactor baldedelCapacidadcucharóndelútilCarga

33

33



114

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 carga1 3 5’14’’

2 3 5’00’’

3 3 3’53’’

4 3 4’09’’

5 3 4’06’’

6 3 3’56’’

7 3 4’15’’

8 3 3’58’’

9 3 5’05’’

10 3 4’10’’

Promedio 3 4’23’’ En minutos - 4,38’

Tabla 28: Tiempo de ciclo del cargador.




115

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.

1,46'3

4,38'

cargadecicloun para promediotiempo

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.

Tabla 29:

Tiempo operativo del equipo de carga.Fuente: Elaboración propia

10.5

CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DEL EQUIPO DE CARGA

E n e r o

F e b r e r o

M a r z o

A b r i l

M a y

o

J u n i o

J u l i o

A g o

s t o

S e p t i e m b r e

O c t u

b r e

N o v i e m b r e

D i c i e m b r e

P r o m

e d i o

TT 175 158 201 167 184 184 201 184 184 184 184 158 180

TR 28 25 32 27 29 29 32 29 29 29 29 25 29

TTD 147 133 169 140 155 155 169 155 155 155 155 133 152

DF 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84 84

TD 73 66 84 70 31 25 42 56 28 25 25 21 46

U 50 50 50 50 80 84 75 64 82 84 84 84 70

TO 74 67 85 70 124 130 127 99 127 130 130 112 106



116

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.

.mes

t .88223

mes

h 18084,07,0

h

t 68,310cargador delmensual produccióndeCapacidad

h

t 68,310

h1

'60

'46,1

t56,7ciclo porcargadeCapacidad

TTUDFciclo porcargadeCapacidadcargador delmensual produccióndeCapacidad

10.6 NÚMERO DE EQUIPOS DE CARGA REQUERIDOS

El número de equipos de carga requeridos para la operación se determina dividiendo la

demanda mensual entre la capacidad de producción mensual del cargador. La capacidad de

producción mensual del cargador 988-b es superior a la demanda mensual, por lo que un cargador

es suficiente.

cargadeequipos76,0

mes

t882.32

mest000.52

cargadeequiposde Número

Este valor se toma como entero = 1 (un) equipo de carga.



117

11. EL ACARREO

FIGURA 24:

Equipo de acarreo.

11.1 CAPACIDAD DEL CAMIÓN

La capacidad del camión la suministra el fabricante a través del catálogo, las

especificaciones frecuentemente son determinadas en concordancia con procedimientos

establecidos por la Society of Automotive Engieneers (S.A.E).

La capacidad nominal del camión (máximo peso que puede ser cargado y transportado por

el vehículo) para el 769 B Caterpillar y para el Haulpack Dresser es de 32 ton, con una relación

de llenado de tolva 2:1 (norma S.A.E.) que indica un volumen de 23,5 m3. La relación del llenado



118

de estos debe ser al ras para evitar sobrepasar su capacidad nominal, lo que indica según la tabla

# 30 un volumen de 17,4 m3.

Tabla 30:

Relación de llenado de camiones, norma SAE.Fuente: Catálogo Caterpillar camión 769-B.

La capacidad del camión en toneladas, considerando este volumen y el peso específico del

material es:

.t1,26C

.m/t5,1m4,17C

)suelta(t/mdensidad)(mcavolumétricapacidadC

t

33

t

33t

11.2 PRODUCCIÓN DE UN CAMION

La producción horaria de un camión, asumiendo el 100% de disponibilidad y/o utilización

puede ser calculada por:



119

tc

tt

T

C60P

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:

h

t 9,113P

h

t

75,13

1,2660P

min 75,13t ;t 1,26C

t

t

tct

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.



120

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

d t

despejando ;t

dV

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).



12

Perfil de Acarreo

5 9 3 , 7

5

6 0 0 , 0

0

6 1 0 , 0

0

6 2 5 , 0

0

6 2 7 , 5

0

6 3 0 , 0

0

6 3 2 , 5

0

6 3 5 , 0

0

6 3 5 , 0

0

6 3 5 , 0

0

6 4 2 , 5

0

6 4 2 , 5

0

6 3 7 , 5

0

6 3 7 , 5

0

6 4 0 , 0

0

6 5 2 , 5

0

6 5 5 , 0

0

6 7 2 , 5

0

6 7 5 , 0

0

6 8 2 , 5

0

6 9 0 , 0

0

6 9 5 , 0

0

6 9 7 , 5

0

7 2 0 , 0

0

7 2 5 , 0

0

7 2 7 , 5

0

7 3 0 , 0

0

7 3 5 , 0

0

7 3 7 , 5

0

7 4 0 , 0

0

7 6 5 , 0

0

7 6 7 , 5

0

0

100

200

300

400

500

600

700

800

900

1000

1100

1200

1300

1400

1500

1600

1700

1800

0

7 0 , 3

1 5 0 , 9

2 2 6 , 4

2 5 8 , 5

2 6 5 , 0

3 7 1 , 0

4 2 3 , 1

4 7 3 , 1

5 4 7 , 1

6 1 1 , 5

6 6 9 , 5

6 9 0 , 1

7 0 6 , 1

7 1 4 , 5

7 6 6 , 1

8 0 0 , 2

8 7 6 , 2

9 1 8 , 3

9 6 6 , 9

1 0 8 3 , 1

1 1 1 3 , 5

1 1 7 3 , 6

1 3 1 1 , 4

1 4 0 7 , 5

1 4 1 5 , 9

1 4 4 6 , 0

1 4 8 4 , 4

1 5 3 4 , 4

1 5 9 8 , 5

1 7 0 7 , 4

1 7 7 1 , 4

Distancia Horizontal Desde la Trituradora Primaria

C o

t a

GRÁFICO 12: Perfil de acarreo




122

Pendiente Distancia

Horizontal (m) Vertical (m) Pendiente (%) Ponderada (%) Acarreo (m)

70 6,3 8,9 0,342 70,28

80 10,0 12,5 0,549 80,62

74 15,0 20,3 0,834 75,50

32 2,5 7,8 0,137 32,106 2,5 41,7 0,148 6,50

106 2,5 2,4 0,136 106,03

52 2,5 4,8 0,136 52,06

50 0,0 0,0 0,000 50,00

74 0,0 0,0 0,000 74,00

64 7,5 11,7 0,411 64,44

58 0,0 0,0 0,000 58,00

20 -5,0 -25,0 -0,281 20,62

16 0,0 0,0 0,000 16,00

8 2,5 31,3 0,143 8,3850 12,5 25,0 0,702 51,54

34 2,5 7,4 0,137 34,09

74 17,5 23,6 0,979 76,04

42 2,5 6,0 0,136 42,07

48 7,5 15,6 0,413 48,58

116 7,5 6,5 0,409 116,24

30 5,0 16,7 0,276 30,41

60 2,5 4,2 0,136 60,05

136 22,5 16,5 1,242 137,85

96 5,0 5,2 0,273 96,13

8 2,5 31,3 0,143 8,38

30 2,5 8,3 0,137 30,10

38 5,0 13,2 0,275 38,33

50 2,5 5,0 0,136 50,06

64 2,5 3,9 0,136 64,05

106 25,0 23,6 1,399 108,91

64 2,5 3,9 0,136 64,05

1.756 173,75 10,4 9,62 1.771

Mediciones

Tabla 31:

Distancia de acarreo y pendiente ponderada




123

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:

%6,12%3%6,9totalaResistenci

rodadura. poraresistenci pendiente poresistenciar totalaResistenci

La velocidad de retorno, según el gráfico, es aproximadamente 28 km/h.

GRÁFICO 13: Rendimiento en pendiente

Fuente:

Catálogo Caterpillar camión 769-B.



124

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.

%6,6%3%6,9totalaResistenci

rodadura. poraresistenci pendiente poresistenciar compensadaaResistenci

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:

min07,6h1

min60

h/km34

.km44,3TA



125

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:

min.57,13.min5,2min5.min07,6Tc

descargaymniobradetiempocargaymaniobradetiemporetornoyacarreodetiempoTc

Tabla 32: Resistencia a la rodadura según tipo de superficie.



126

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.

Tabla 33: Disponibilidad y utilización de los equipos de acarreo


La productividad de un camión queda afectada por la disponibilidad y la utilización por la

siguiente fórmula:

t/h02,61camión porrealoducciónPr

72,075,0t/h9,113camión porrealoducciónPr

UDPcamión porrealoducciónPr C

Se asume el valor (179,81 h) como el tiempo programado (TT) para el siguiente cálculo:

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 72TO 105 95 121 100 110 83 91 83 83 110 110 71 97



127

h97,2(h)TO

h1800,720,75(h)TO

TTUD)h(TO

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:

(h/mes)TO

(t/mes)requeridamensualProducciónRequeridaHorariaProducción

Horaunaen por UnidadProducción

RequeridaHorariaProducciónRequeridas Unidadesde Numero

*acarreodeunidades3unidades26,2 t/h113,9

t/h57,22Requeridas Unidadesde Numero

t/h2,257h7,29

t000.25RequeridaHorariaProducción

*Con rendimiento similar a las actuales unidades de acarreo.

11.6

FACTOR DE ACOPLAMIENTO



128

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.

91,0

3

t/h113,9

t/h310,7

Fa

RequeridosCamionesde Número

camión t/hundeCapacidad

/hcargador tdelCapacidad

Fa

RequeridosCamionesde Número

Camionesde NúmeroMáximo

Fa

Este factor indica:

Fa < 1, posiblemente pueda servir a otro camión, no se tendrá tiempos de espera,

indica un buen ciclo de acarreo.

Fa = 1, el ciclo está ajustado.

Fa > 1, se requiere mejorar la productividad del acarreo.

12.

SERVICIO DE MINA

Según GERALDINE, A. y QUINTANA, C. en su Trabajo de Grado de 1.992, son

aquellos medios que dan soporte a las operaciones mineras para mejorar o mantener el ritmo de

producción de la mina. Pueden ser agrupados según su fin en:



129

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.



130

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.



131

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



132

Según Pla Ortíz, a este grupo pertenecen:

La planta de trituración primaria.

Las pilas de almacenamiento.

El polvorín.

La distribución eléctrica.

Oficinas vestuarios y comedores.

Medios de comunicación.

La planta de trituración primaria está ubicada en el nivel 593,75 y está compuesta

principalmente de una tolva de capacidad para albergar momentáneamente la carga volumétrica

de un y medio camión (1,5 camiones existentes en la empresa ), una machacadora de mandíbula

Baxter de 225 t/h de capacidad nominal, una trituradora de impacto Hazemag de baja velocidad

con capacidad nominal de 170 t/h y una serie de cribas para la clasificación primaria del material.

Según el jefe de planta, la capacidad de almacenamiento de la trituradora primaria en el

pulmón, asciende aproximadamente a 125 m3 de material triturado, otros 1.100 m

3 de material

suelto tiene de capacidad el patio de almacenamiento frente a la trituradora primaria en un área

aproximada de 625 m

2

. 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



133

costo diario de custodia militar que se tiene al explosivo por parte del ente suministrador hasta

que se realice la voladura, resultando más económicamente atractivo la espera del mismo.

El consumo eléctrico de la empresa se debe principalmente a la planta de trituración y

clasificación, el tendido eléctrico proviene de la estación ubicada en Tocorón, la planta dispone

de un banco de tres transformadores de 333 KVA cada uno y un banco de condensadores para el

ahorro de energía eléctrica.

Se dispone de una infraestructura donde se ubican las oficinas, comedor, alojamiento y

vestuario. En esta funciona la parte administrativa de la empresa y está ubicada cera del taller, del

almacén y la estación de servicio.

La figura # 27 muestra la infraestructura con la que cuenta la empresa para la

administración, servicio de comedor y alojamiento. El punto amarillo que se observa a la derecha

es el tanque de combustible que surte a los equipos de supervisión.



134

FIGURA 26: Planta de trituración y tolva.

FIGURA 27:

Oficinas administrativas y comedor.



135

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.



136

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.



137

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 laempresa 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.



138

BIBLIOGRAFÍA

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ANEXOS

PERFILES TOPOGRÁFICOS



PLANO GEOLÓGICO



PLANO FINAL DE LA EXPLOTACIÓN

Documents

Tesis Cantera Caliza-Aragua