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I UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL YACIMIENTO “ISIMANCHI” AUTOR: CUENCA MANYA EDWIN JAVIER Quito, Julio, 2015
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I
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL
YACIMIENTO “ISIMANCHI”
AUTOR:
CUENCA MANYA EDWIN JAVIER
Quito, Julio, 2015
II
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL
YACIMIENTO “ISIMANCHI”
Trabajo de grado presentado como requisito para optar el Título de Ingeniero de Minas
Grado Académico de Tercer Nivel.
AUTOR:
CUENCA MANYA EDWIN JAVIER
TUTOR:
Ing. Gerardo Herrera Heredia
Quito, Julio, 2015
III
ACEPTACIÓN DEL TUTOR
Por la presente dejo constancia que el Trabajo de Grado, propuesto por el señor EDWIN
JAVIER CUENCA MANYA, para optar por el TÍTULO DE INGENIERO DE MINAS,
sobre el tema “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL
YACIMIENTO ISIMANCHI”, constituye un proyecto de investigación técnico-operativo
relacionado con la Carrera de Minas, por lo que, acepto asesorarlo, en calidad de Tutor,
durante su etapa de desarrollo y hasta la elaboración del documento escrito final que debe
ser sometido a aprobación y evaluación por parte del respectivo tribunal.
Quito DM, 22 de julio del 2014.
--------------------------------------
ING. GERARDO HERRERA HEREDIA
TUTOR DE TESIS
C.I. 170141167-8
IV
INFORME DE APROBACIÓN DEL TUTOR
En mi calidad de Tutor del Trabajo de Grado, desarrollado por el señor EDWIN JAVIER
CUENCA MANYA, para optar por el TÍTULO DE INGENIERO DE MINAS, sobre el
tema “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL
YACIMIENTO ISIMANCHI”, debo manifestar que la citada investigación técnico-
económica ha sido ejecutada por el mencionado egresado, conforme los lineamientos
establecidos en el Proyecto de Titulación (denuncia de tesis) y acorde al contenido del
Temario de Tesis, aprobado por la Carrera de Ingeniería de Minas, contando con
información básica proveniente de los trabajos de exploración efectuados por la Empresa
Nacional Minera, ENAMI, a través de la Empresa Pública Cementera del Ecuador, EPCE;
resultados de análisis, pruebas e interpretaciones propias del autor; y, consultas
bibliográficas, por lo que reúne los requisitos necesarios para ser sometido a presentación
pública, mediante la correspondiente evaluación académica oral (defensa) por parte del
respectivo tribunal examinador.
Quito, DM, 03 de junio del 2015.
--------------------------------------
ING. GERARDO HERRERA HEREDIA
TUTOR DE TESIS
C.I 170141167-8
V
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL
El Tribunal de Grado constituido por los ingenieros Adán Guzmán García, Delegado del
señor Subdecano de la Facultad de Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y Ambiental,
FIGEMPA, Fausto Salazar Jaramillo y Carlos Ortiz Ch., certifican que luego de revisar el
trabajo escrito de titulación, previo a la obtención del título de Ingeniero de Minas,
desarrollado y presentado por el egresado de la Carrera de Ingeniería de Minas, señor
EDWIN JAVIER CUENCA MANYA, sobre el tema “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE
LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL YACIMIENTO ISIMANCHI”, encuentran que el
mismo contiene la información, los datos técnico-económicos y los sustentos conceptuales
necesarios que justifican su objetivo, a la vez que se ajusta al Temario aprobado, por lo
que declaran que el citado trabajo es original y auténtico del autor.
Quito, DM, 03 de julio del 2015.
Ing. Adán Guzmán García
PRESIDENTE DEL TRIBUNAL
Ing. Fausto Salazar Jaramillo Ing. Carlos Ortiz Ch.
MIEMBRO MIEMBRO
VI
AUTORIZACIÓN DE DERECHOS DE AUTOR
Yo, EDWIN JAVIER CUENCA MANYA, en calidad de autor de la Tesis de Grado,
elaborada para optar por el título de Tercer Nivel de Ingeniero de Minas, sobre el tema
“DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS CALIZAS EXISTENTES EN EL
YACIMIENTO ISIMANCHI”, autorizo a la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL
ECUADOR el uso de todos los contenidos que me pertenecen o de parte de los que
contiene esta obra, con fines estrictamente académicos o de investigación.
Los derechos que como autor me corresponden, con excepción de la presente autorización,
seguirán vigentes a mi favor, de conformidad con lo establecido en los artículos 5, 6 ,8 ,19
y demás pertinentes de la Ley de Propiedad Intelectual y su Reglamento.
Quito, DM, 03 de julio del 2015.
EDWIN JAVIER CUENCA MANYA
CC: 171694020-8
VII
DEDICATORIA
Mi manera de decir gracias es haber culminado con éxito
esta etapa de mi vida y cada uno de mis logros va
dedicado a mi familia, amistades y seres queridos.
Con orgullo a mis padres María Manya y Luis Cuenca,
gracias por todo lo que hicieron por mí; por ustedes logré
culminar con éxito esta meta.
A mis hermanos William, Karina y Kevin (+), por ser mi
ejemplo y fortaleza.
A todas aquellas personas que formaron parte de mi vida,
tanto en la etapa universitaria como profesional, porque
de ustedes recibí loables enseñanzas que me ayudaron y
me guiarán siempre para alcanzar nuevas metas y
constituirme en mejor ser humano.
Con esfuerzo, dedicación y perseverancia se cruza el
sendero de la vida y se alcanza el éxito deseado.
Edwin Cuenca
VIII
AGRADECIMIENTO
A Dios por darme su bendición, la fuerza y fe necesaria
para no claudicar y salir adelante en los momentos
adversos.
A mis padres María y Luis que, con sus sabios consejos y
apoyo incondicional, me guiaron e hicieron posible cada
meta alcanzada; a mis hermanos Karina, William y Kevin
(+)que estuvieron siempre junto a mí compartiendo mis
alegrías y angustias; y, a todos ustedes por confiar en mí
y brindarme su amor y comprensión, de manera
incondicional, durante toda mi vida.
A la FIGEMPA, a mis maestros y docentes de la prestigiosa
Carrera de Ingeniería de Minas, por compartir y
enriquecerme con sus conocimientos y experiencias, para
formar profesionales íntegros. Un agradecimiento muy
especial al ingeniero Gerardo Herrera Heredia por su
tiempo y por ser quien me orientó de forma desinteresada
en el desarrollo de mi Tesis.
A la ENAMI y EPCE, por darme la oportunidad de llevar a
cabo mi Trabajo de Titulación en uno de sus proyectos; en
especial a los ingenieros Manuel Noriega y Mario Rivera
por su apoyo y guía incondicional en el campo.
A todos quienes me brindaron su amistad sincera y
colaboraron de diferentes formas en mi vida.
Edwin Javier Cuenca Manya
IX
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
“Diseño de Explotación de las calizas existentes en el Yacimiento Isimanchi”
Autor: Edwin Javier Cuenca Manya
Tutor: Ingeniero Gerardo Herrera Heredia
03, Junio, 2015
RESUMEN DOCUMENTAL:
Tesis sobre: Diseño de Explotación de las calizas existentes en el Yacimiento Isimanchi”.
Objetivo General: Preparar el Diseño de explotación de las calizas existentes en el
Yacimiento “Isimanchi”, adjudicado a la Empresa Pública Cementera del Ecuador, EPCE. .
Hipótesis: Aplicando parámetros geológico-mineros de exploración es factible diseñar un
sistema de explotación que permita beneficiar las calizas del yacimiento Isimanchi, para
producir cemento, generar rentabilidad para la EPC y cubrir la demanda de ese producto en
la zona sur del país. Problema: La no implementación del diseño de explotación del
yacimiento de calizas Isimanchi conlleva un aprovechamiento parcial, antitécnico,
irracional y no sustentable de los recursos minerales disponibles, lo que podría elevar el
costo de producción y con ello hacer no factible el proyecto, resultado que no permitiría
alcanzar a cubrir (satisfacer) la demanda de cemento o de caliza requerida para fines
industriales, en el sur del país. Marco Referencial: El proyecto se desarrolla en la
Concesión Isimanchi, ubicado en la provincia de Zamora Chinchipe, cantón Chinchipe
(Zumba), parroquia Zumba, en los poblados Isimanchi y El Progreso, localizados a 180 Km
al sur de la ciudad de Loja. Marco Metodológico: El presente trabajo demandó consultar
informes existentes, generar datos geotécnicos, a partir de los testigos de perforación
(sondajes), realizar ensayos de resistencia a la compresión, a muestras de roca encajante y
caliza del yacimiento; y, interpretar los resultados obtenidos. Marco Teórico: Geología
regional, local y del yacimiento, propiedades físico-mecánicas de la caliza, clasificación
geo-mecánica según Protodiakonov, RQD y RMR, forma y dimensiones del yacimiento,
X
cálculo de los parámetros de diseño y diagrama de perforación y voladura, estimación de
costos de producción y rentabilidad del proyecto. Conclusión General: Para el yacimiento
de calizas Isimanchi el sistema apropiado de explotación es a cielo abierto (tipo cantera) ya
que se trata de un depósito superficial, con escasa cobertura (sobrecarga), que por su
morfología corresponde al de tipo “ladera”, caracterizado por tener un gran número de
bancos donde el frente de extracción será descendente y el abandono del talud final (ángulo
de reposo) irá desde los bancos superiores hasta los de menor cota. Recomendación
General: Tomar en cuenta los parámetros minero-geométricos calculados en el presente
diseño para estabilizar al macizo rocoso, en las labores de explotación y trabajar en
condiciones seguras; liquidar simultánea y gradualmente los bancos ya explotados, preparar
nuevos frentes de ataque; y, explorar los sectores menos conocidos, con la finalidad de
aumentar las reservas calcáreas del depósito.
DESCRIPTORES:
<CALIZAS ISIMANCHI> <DISEÑO DE EXPLOTACIÓN> <CARACTERIZACIÓN
DEL MACIZO ROCOSO> <DISEÑO DE PARÁMETROS MINERO GEOMÉTRICOS>
<DISEÑO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA> <ELECCIÓN DE EXPLOSIVOS>
<RENDIMIENTOS DE LA MAQUINARIA MINERA> <COSTOS DE PRODUCCIÓN -
RENTABILIDAD>
CATEGORÍAS TEMÁTICAS:
<CP-INGENIERÍA DE MINAS> <CP – DISEÑO DE EXPLOTACIÓN A CIELO
ABIERTO> <CS – EXPLOTACIÓN DE CALIZA>
XI
CENTRAL UNIVERSITY OF ECUADOR
SCHOOL OF ENGINEERING IN GEOLOGY, MINES, PETROLEUM AND
ENVIROMENT
MINING ENGINEERING CAREERS
“Design of Exploitation of the limestone existing in deposit Isimanchi”
Author: Edwin Javier Cuenca Manya
Tutor: Engineer Gerardo Herrera
03, June, 2015
EXECUTIVE DOCUMENTARY:
ABSTRACT
Thesis about: Design of Exploitation of the limestone existing in deposit Isimanchi.
General Objetive: To prepare the design of exploitation of the limestone existing in
deposit Isimanchi, awarded to the Empresa Pública Cementera del Ecuador (EPCE).
Hypothesis: Applying geological - mining parameters of exploration it is feasible to design
a system of exploitation that allows to take advantage of the limestone of the deposit
Isimanchi, to produce cement, to generate profitability for the EPCE. And, to cover the
demand of this product in the south zone of the country. Problem: Not implementation of
the design of exploitation to the deposit of limestone Isimanchi, derives in a partial and
irrational and not sustainable uses of the mineral available resources, which raises the cost
of production, finishing in not feasibility of the project or not having generated profitability,
therefore, it will not manage to cover the demand of the limestone. Referential
Framework: The project is located in the Miner Concession “Isimanchi”, Province of
Zamora Chinchipe, Canton Chinchipe, Parish Zumba, near the settlements Isimanchi and El
Progreso, located aproxiamtely 180 km to the south of Loja's city. Methodological
Framework: Taking geotechnical data on the stamped section of the rocks probing,
testing compressive strength and interpretation of results. Theoretical Framework:
regional and local geology, physical and mechanical rock properties, geomechanics
classification such as Protodyakonov, RQD, RMR, form and dimensions of the deposit,
XII
calculation of the design parameters to perforation and blowing-up, estimation of costs of
production and the Project’s profitability. General Conclusion: For the deposit of
Isimanchi’s limestone, the appropriate system of exploitation is open pit, in consequence of,
it is a superficial calcareous deposit of the group “quarries”, that for its morphology
corresponds to type of “hillside” (ladera), which is characterized for having a great number
of banks where the front of excavation will be in descending direction and liquidation of the
final bank by some banks, it is to say of the top banks up to those of minor level. General
Recommendation: Miner bears in mind the geometric parameters calculated in the present
design to give stability of the rocky clump in the labors of exploitation to work under safe
conditions; while the banks are exploited it is necessary to go liquidating, preparing other
fronts of cutting and exploring for increasing the reserve of limestone.
KEYWORDS:
< ISIMANCHI LIMESTONE > <OPEN PIT DESIGN> < DESIGN OF MINING
EXPLOITATION > < CHARACTERIZATION OF THE ROCKY CLUMP > < MINING
DESIGN OF GEOMETRIC PARAMETERS > < DESIGN OF BORING AND
BLASTING > < CHOICE OF EXPLOSIVES > < PERFORMANCES OF THE MINING
MACHINERY > < COSTS OF PRODUCTION - PROFITABILITY >
CATEGORÍAS TEMÁTICAS:
<CP- ENGINEERING MINE > <CP – DESIGN OF EXPLOITATION TO OPEN PIT >
<CS – EXPLOITATION OF LIMESTONE >
i
ÌNDICE DE CONTENIDOS
CAPÍTULO I ..........................................................................................................1
1.1. ENUNCIADO DEL TEMA........................................................................1
1.2. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA ............................................................1
1.3. JUSTIFICACIÓN ......................................................................................2
1.4. HIPÓTESIS...............................................................................................3
1.5. OBJETIVOS .............................................................................................4
1.5.1. OBJETIVO GENERAL ......................................................................4
1.5.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS...............................................................4
1.6. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO Y ACCESO A LA INFORMACIÓN....4
1.6.1. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO....................................................4
1.6.2. ACCESIBILIDAD A LA INFORMACIÓN .........................................5
CAPÍTULO II.........................................................................................................6
2.1. MARCO INSTITUCIONAL ......................................................................6
2.1.1. MINISTERIO DE MINAS ..................................................................6
2.1.2. AGENCIA DE REGULACIÓN Y CONTROL MINERO (ARCOM).....6
2.1.3. EMPRESA PÚBLICA CEMENTERA DEL ECUADOR, EPCE ...........6
2.1.4. EMPRESA NACIONAL MINERA, ENAMI EP ..................................7
2.1.5. MINISTERIO DEL AMBIENTE, MAE...............................................7
2.1.6. SECRETARÍA NACIONAL DEL AGUA, SENAGUA ........................8
2.1.7. SECRETARÍA NACIONAL DE GESTIÓN DE RIESGOS...................8
2.1.8. GOBIERNO AUTÓNOMO DESCENTRALIZADO DEL CANTON
CHINCHIPE ......................................................................................9
ii
2.1.9. MINISTERIO DE TRABAJO .............................................................9
2.2. MARCO LEGAL..................................................................................... 10
2.2.1. CONSTITUCIÓN DE LA REPÚBLICA DEL ECUADOR ................. 10
2.2.2. CÓDIGO ORGÁNICO DE ORGANIZACIÓN TERRITORIAL Y
DESCENTRALIZACIÓN, COOTAD................................................ 10
2.2.3. LEY DE MINERÍA .......................................................................... 10
2.2.4. REFORMAS A LA LEY DE MINERÍA (16 DE JULIO DE 2013) ...... 11
2.2.5. LEY DE GESTIÓN AMBIENTAL.................................................... 12
2.2.6. REGLAMENTO GENERAL A LA LEY DE MINERÍA .................... 13
2.2.7. REGLAMENTO AMBIENTAL PARA ACTIVIDADES MINERAS EN
LA REPUBLICA DEL ECUADOR................................................... 13
2.2.8. REGLAMENTO DEL RÉGIMEN ESPECIAL DE PEQUEÑA
MINERÍA Y MINERIA ARTESANAL ............................................. 14
2.2.9. REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD EN EL TRABAJO DEL
AMBIENTE MINERO ..................................................................... 14
2.2.10. LEY ORGÁNICA DE EMPRESAS PÚBLICAS ................................ 15
2.2.11. DELEGACIÓN PARA EL EJERCICIO DE LA COMPETENCIA
PARA REGULAR, AUTORIZAR Y CONTROLAR LA
EXPLOTACIÓN DE MATERIALES ÁRIDOS Y PÉTREOS, QUE SE
ENCUENTREN EN LOS LECHOS DE LOS RÍOS, LAGOS, PLAYAS
DE MAR Y CANTERAS, A FAVOR DE LOS GOBIERNOS
AUTÓNOMOS DESCENTRALIZADOS METROPOLITANOS Y
MUNICIPALES ............................................................................... 16
2.3. MARCO ÉTICO...................................................................................... 18
2.4. MARCO REFERENCIAL........................................................................ 19
2.4.1. ANTECEDENTES ........................................................................... 19
2.4.2. UBICACIÓN DEL PROYECTO ....................................................... 19
2.4.2.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA ................................................... 19
iii
2.4.2.2. UBICACIÓN CARTOGRÁFICA............................................... 21
2.4.3. CLIMA ............................................................................................ 23
2.4.4. FLORA Y FAUNA .......................................................................... 23
2.4.5. RELIEVE Y GEOMORFOLOGÍA .................................................... 25
2.4.6. HIDROGRAFÍA .............................................................................. 28
2.4.6.1. RÍO CHINCHIPE...................................................................... 28
2.4.7. ACCESIBILIDAD AL ÁREA DE ESTUDIO .................................... 28
2.4.8. ECONOMÍA DE LA REGIÓN ......................................................... 30
CAPÍTULO III ..................................................................................................... 31
3.1. TIPO DE ESTUDIO ................................................................................ 31
3.2. UNIVERSO Y MUESTRA ...................................................................... 31
3.3. MÉTODOS Y TÉCNICAS....................................................................... 31
CAPÍTULO IV...................................................................................................... 32
4.1. GEOLOGÍA REGIONAL ........................................................................ 32
4.2. ESTRATIGRAFÍA .................................................................................. 33
4.2.1. UNIDAD ISIMANCHI (PALEOZOICO) .......................................... 33
4.2.2. FORMACIÓN SABANILLA (PALEOZOICO-TRIÁSICO) ............... 33
4.2.3. UNIDAD ZAMORA (JURÁSICO) ................................................... 33
4.2.4. UNIDAD MISAHUALLI (JURÁSICO)............................................. 33
4.2.5. CALIZAS ISIMANCHI (JURÁSICO – CRETÁCICO)....................... 34
4.2.6. DEPÓSITOS CUATERNARIOS....................................................... 34
4.3. GEOLOGÍA LOCAL ............................................................................... 34
iv
4.4. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL................................................................. 36
4.5. GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO............................................................ 38
4.6. RECURSOS MINEROS .......................................................................... 38
4.6.1. INVESTIGACIONES REALIZADAS ............................................... 39
4.6.2. POTENCIAL MINERO DEL YACIMIENTO ESTIMADO POR LA
ENAMI............................................................................................ 39
4.6.2.1. RECURSOS MEDIDOS ............................................................ 39
4.6.2.2. RECURSOS INDICADOS ........................................................ 41
4.6.2.3. RECURSOS INFERIDOS ......................................................... 42
4.6.2.4. RECURSOS TOTALES ............................................................ 43
CAPITULO V ....................................................................................................... 44
5.1. COMPOSICIÓN QUÍMICA DE LAS CALIZAS ISIMANCHI .................. 44
5.2. PROPIEDADES FÍSICO MECÁNICAS DE LA CALIZA ......................... 45
5.2.1. DENSIDAD APARENTE ................................................................. 45
5.2.2. PESO ESPECÍFICO ......................................................................... 47
5.2.3. POROSIDAD................................................................................... 47
5.2.4. ESPONJAMIENTO.......................................................................... 48
5.3. RESISTENCIA DE LA ROCA ENCAJANTE Y DEL MINERAL ............. 50
5.3.1. RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN .............................................. 50
5.3.2. RESISTENCIA A LA TRACCIÓN ................................................... 51
5.3.3. RESISTENCIA AL CIZALLAMIENTO............................................ 53
5.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA ....................................................... 54
5.4.1. CLASIFICACIÓN SEGÚN PROTODYAKONOV ............................ 54
5.4.2. CLASIFICACION DE DEERE (RQD) .............................................. 56
v
5.4.3. CLASIFICACIÓN DE BIENAWSKI (RMR) ..................................... 58
5.5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN ................................................................. 67
5.6. ELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN.................................... 68
5.7. ELECCIÓN DEL SISTEMA DE EXPLOTACIÓN.................................... 70
5.8. PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE EXPLOTACIÓN ........................... 72
5.8.1. PROFUNDIDAD DE LA CANTERA ............................................... 72
5.8.2. DIRECCIÓN ÓPTIMA DE EXPLOTACIÓN .................................... 73
5.8.3. ÁNGULO DE TALUD DE LOS BANCOS........................................ 74
5.8.4. CÁLCULO DEL COEFICIENTE DE ESTABILIDAD REQUERIDO
PARA LOS TALUDES EN TRABAJO Y EN RECESO ..................... 77
5.8.5. ALTURA DE LOS BANCOS ........................................................... 79
5.8.6. NÚMERO DE BANCOS .................................................................. 82
5.8.7. PLATAFORMAS DE TRABAJO ..................................................... 83
5.8.7.1. PLATAFORMA DE TRABAJO ................................................ 83
5.8.7.2. PLATAFORMA DE RESGUARDO .......................................... 89
5.8.8. ÁNGULO DEL BORDE DE LA CANTERA EN TRABAJO.............. 90
5.8.9. ÁNGULO DEL BORDE DE LA CANTERA EN RECESO ................ 91
5.9. VÍAS DE ACCESO A LOS FRENTES DE EXPLOTACIÓN .................... 92
5.9.1. GRADIENTE LONGITUDINAL ...................................................... 92
5.9.2. ANCHO DEL CARRIL DE CIRCULACIÓN (RAMPAS) .................. 93
5.10. DESTAPE DEL YACIMIENTO............................................................... 95
5.11. PARÁMETROS DE ARRANQUE DE MINERAL.................................... 96
5.11.1. RESERVAS DISPONIBLES............................................................. 96
5.11.2. PARÁMETROS DE PRODUCCIÓN ................................................ 97
5.11.3. VIDA ÚTIL DEL YACIMIENTO ..................................................... 98
5.12. DISEÑO DE VOLADURA ...................................................................... 99
vi
5.12.1. VARIABLES EN EL DISEÑO DE LA VOLADURA ........................ 99
5.12.2. CÁLCULO DE LOS PARÁMETROS PARA EL DIAGRAMA DE
PERFORACIÓN ............................................................................ 100
5.12.2.1. COEFICIENTE DE PERFORABILIDAD ................................ 100
5.12.2.2. DIÁMETRO DEL BARRENO................................................. 100
5.12.2.3. BORDO, BURDEN O PIEDRA ............................................... 101
5.12.2.4. ESPACIAMIENTO DE BARRENOS....................................... 102
5.12.2.5. PROFUNDIDAD DE SOBREPERFORACIÓN ........................ 102
5.12.2.6. LONGITUD DEL BARRENO ................................................. 104
5.12.2.7. LONGITUD DEL RETACADO .............................................. 105
5.12.2.8. LONGITUD DE LA CARGA .................................................. 105
5.12.2.9. CANTIDAD DE EXPLOSIVOS POR METRO DE BARRENO.106
5.12.2.10. CANTIDAD DE EXPLOSIVOS POR BARRENO.................... 106
5.12.2.11. VOLUMEN DE CALIZA ARRANCADA POR BARRENO ..... 107
5.12.2.12. TONELAJE DE CALIZA ARRANCADA POR BARRENO ..... 107
5.12.2.13. PERFORACIÓN ESPECÍFICA ............................................... 108
5.12.2.14. CARGA ESPECÍFICA O FACTOR DE CARGA...................... 108
5.12.2.15. NÚMERO DE BARRENOS A PERFORARSE ........................ 109
5.12.2.16. VELOCIDAD DE PERFORACIÓN ......................................... 110
5.12.2.17. RELACIÓN DE RIGIDEZ ...................................................... 111
5.12.2.18. TIEMPO DE RETARDO ENTRE FILAS ................................. 111
5.12.2.19. TIEMPO DE RETARDO ENTRE BARRENOS DE LA MISMA
FILA ...................................................................................... 114
5.13. SISTEMA DE VOLADURA .................................................................. 118
5.13.1. TIPOS DE EXPLOSIVOS INDUSTRIALES ................................... 118
5.13.1.1. EXPLOSIVOS RÁPIDOS Y DETONANTES........................... 118
vii
5.13.1.2. EXPLOSIVOS LENTOS Y DEFLAGRANTES ........................ 118
5.13.2. SUSTANCIAS EXPLOSIVAS UTILIZADAS ................................. 118
5.13.2.1. CARGA DE FONDO .............................................................. 119
5.13.2.2. CARGA DE COLUMNA ........................................................ 119
5.13.2.3. CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOS SELECCIONADOS
.............................................................................................. 120
5.14. MAQUINARIA MINERA ..................................................................... 125
5.14.1. OPERACIÓN DE ARRANQUE...................................................... 126
5.14.1.1. ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA PARA LA PREPARACIÓN
(DESBROCE Y DESTAPE) .................................................... 126
5.14.1.1.1. RENDIMIENTO TEÓRICO DEL TRACTOR DE ORUGAS .... 128
5.14.1.1.2. RENDIMIENTO TÉCNICO DEL TRACTOR DE ORUGAS .... 129
5.14.1.1.3. NÚMERO DE TRACTORES REQUERIDOS (PRODUCCIÓN)129
5.14.1.1.4. RENDIMIENTO TEÓRICO DE LA EXCAVADORA .............. 131
5.14.1.1.5. RENDIMIENTO TÉCNICO DE LA EXCAVADORA .............. 132
5.14.1.1.6. NÚMERO DE EXCAVADORAS REQUERIDAS .................... 132
5.14.1.2. ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA PARA EL ARRANQUE .. 133
5.14.1.2.1. NÚMERO DE PERFORADORAS REQUERIDAS................... 135
5.14.2. OPERACIÓN DE CARGUÍO ......................................................... 136
5.14.2.1. PARÁMETROS PARA LA ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA
DE CARGUÍO ........................................................................ 136
5.14.2.2. CÁLCULO DEL CICLO DE CARGADO ................................ 137
5.14.2.3. VOLUMEN REQUERIDO POR CICLO .................................. 138
5.14.2.4. SELECCIÓN DEL TAMAÑO DEL CUCHARÓN.................... 138
5.14.2.5. ELECCIÓN DE LA CARGADORA DE RUEDAS ................... 139
viii
5.14.2.6. RENDIMIENTO TEÓRICO DE LA CARGADORA DE
RUEDAS................................................................................ 140
5.14.2.7. RENDIMIENTO TÉCNICO DE LA CARGADORA DE
RUEDAS................................................................................ 141
5.14.2.8. NÚMERO DE CARGADORAS REQUERIDAS PARA
(PRODUCCIÓN) .................................................................... 142
5.14.3. OPERACIÓN DE TRANSPORTE .................................................. 142
5.14.3.1. PARÁMETROS PARA LA ELECCIÓN DEL SISTEMA DE
TRANSPORTE....................................................................... 142
5.14.3.2. CARACTERÍSTICAS GENERALES DEL SISTEMA DE
TRANSPORTE POR VOLQUETES ........................................ 143
5.14.3.3. CÁLCULO DEL CICLO DE TRANSPORTE........................... 143
5.14.3.3.1. TIEMPO DE LLENADO DEL VOLQUETE ............................ 144
5.14.3.3.2. TIEMPO DE RECORRIDO DEL VOLQUETE CON CARGA .. 144
5.14.3.3.3. TIEMPO DE RECORRIDO DEL VOLQUETE VACÍO............ 145
5.14.3.3.4. TIEMPO DEL CICLO DE TRABAJO DEL VOLQUETE ......... 145
5.14.3.4. RENDIMIENTO TEÓRICO DEL VOLQUETE........................ 146
5.14.3.5. RENDIMIENTO TÈCNICO DEL VOLQUETE........................ 146
5.14.3.6. NÚMERO DE VOLQUETES REQUERIDOS PARA EL
TRANSPORTE DE LA CALIZA ............................................. 147
5.14.4. MAQUINARIA PARA MOVIMIENTO DE ESTÉRIL.................... 147
CAPÍTULO VI.................................................................................................... 149
6.1. COSTOS DE PRODUCCIÓN ................................................................ 149
6.1.1. COSTOS DIRECTOS..................................................................... 150
6.1.1.1. COSTOS PREOPERACIONALES .......................................... 150
ix
6.1.2. COSTOS POR INVERSIÓN FIJA................................................... 154
6.1.3. COSTOS OPERACIONALES ........................................................ 155
6.1.3.1. COSTO HORARIO................................................................. 155
6.1.3.2. COSTOS POR INSUMOS ....................................................... 164
6.1.3.3. COSTOS DE MANO DE OBRA ............................................. 165
6.1.4. COSTOS INDIRECTOS ................................................................. 167
6.2. COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN..................................................... 168
6.3. REGALÍAS (NO METÁLICOS) ............................................................ 169
6.4. COSTO UNITARIO .............................................................................. 169
6.5. RENTABILIDAD SOBRE LA INVERSIÓN .......................................... 169
6.5.1. UTILIDAD BRUTA ....................................................................... 171
6.5.2. UTILIDAD NETA ......................................................................... 171
CAPÍTULO VII ................................................................................................. 176
7.1. CONCLUSIONES ................................................................................. 176
7.2. RECOMENDACIONES ........................................................................ 180
CAPÍTULO VIII................................................................................................. 181
8.1. BIBLIOGRAFÍA IMPRESA .................................................................. 181
8.2. WEBGRAFÍA ....................................................................................... 182
8.3. ANEXOS .............................................................................................. 183
8.4. LISTADO DE TABLAS ........................................................................ 238
8.5. LISTADO DE FOTOGRAFÍAS ............................................................. 242
8.6. LISTADO DE FIGURAS ............................................................... ……243
x
1
CAPÍTULO I
1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1. ENUNCIADO DEL TEMA
Diseño de explotación de las calizas existentes en el yacimiento “Isimanchi”.
1.2. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA
Históricamente, la industria, la tecnología y la sociedad se han desarrollado, hasta alcanzar
los actuales niveles de progreso y bienestar, en base al aporte de la actividad minero-
metalúrgica, proceso que ha generado un elevado incremento en la demanda mundial de
metales y minerales, necesidad que, por su parte, ha motivado una explotación cada vez
más intensiva de los diferentes tipos de yacimientos y la investigación y la aplicación de
métodos técnica y económicamente más eficientes y compatibles con el ambiente.
En este contexto, la caliza (CaCO3) es uno de los minerales no metálicos industriales más
abundantes y explotados a nivel mundial y, obviamente, en nuestro país, debido a su amplia
y generalizada utilización en la industria de la construcción.
La producción nacional de caliza (CaCO3), en los últimos años ha experimentado un
aumento sostenido debido a su gran demanda industrial ya que está considerada como
materia prima básica para la fabricación de cemento, hormigón y agregados.
La industria de la construcción, desarrollada notablemente en el país durante las últimas
décadas, tiene al cemento como uno de sus principales elementos, producto que requiere
áridos o agregados de elevada calidad que cumplan las especificaciones y estándares
técnicos nacionales e internacionales y garanticen estabilidad, permanencia y seguridad a las
edificaciones locales sujetas a constante actividad sismo-tectónica.
A la luz de esta gran y urgente necesidad, la Empresa Nacional Minera, ENAMI, se propuso
desarrollar un estudio geológico-minero de exploración para conocer las reservas de caliza
2
existentes en el yacimiento Isimanchi, localizado en la provincia de Zamora Chinchipe,
cantón Chinchipe (Zumba), parroquia Isimanchi, para, en función de su potencial, proyectar
la explotación e industrialización de este recurso mineral no metálico.
Por haber laborado temporalmente en la Empresa Nacional Minera, ENAMI, tuve acceso a
la información proveniente de la exploración efectuada, circunstancia que me permitió
avizorar la posibilidad de realizar los análisis y estudios técnico-económicos necesarios para
proponer el diseño de explotación de las calizas existentes en el yacimiento Isimanchi,
trabajo investigativo que servirá de sustento para mi titulación como Ingeniero de Minas
1.3. JUSTIFICACIÓN
La minería es una actividad industrial que presenta elevados riesgos e incertidumbres y
requiere grandes inversiones, por lo que todo proyecto minero debe evaluarse técnica y
económicamente, cubriendo sucesiva e iterativamente las fases de prospección y
exploración (investigación), ya que solo si sus resultados (evaluación de reservas y estudios
de factibilidad) son positivos, se proyecta el desarrollo del mismo en sus etapas de
explotación, beneficio, fundición, refinación y comercialización, para concluir al final de
su vida útil con el cierre de la mina, implementando el diseño de explotación, acorde a las
características geológico-mineras y minero-metalúrgicas del yacimiento a fin de garantizar
el aprovechamiento total, racional y sustentable del recurso minero disponible, así como
de los importantes montos de divisas que deben dirigirse a mejorar las condiciones de vida
de la comunidad.
La planificación del desarrollo de los recursos mineros demanda disponer del inventario
minero nacional, potencial que debería ser aprovechado, mediante procesos de explotación
y beneficio que garanticen procesos y técnicas limpias, racionales, integrales y sostenibles
para que proporcionen réditos socio-económicos e infraestructurales al país.
Bajo estas premisas la presente investigación, parte de los estudios exploratorios donde
adquiere singular importancia el conocimiento geológico-minero del yacimiento, pues ésta
información permite determinar el comportamiento geo-mecánico del mineral (caliza) y de
la roca encajante, la forma del yacimiento y su calidad (contenido económico o Ley),
parámetros que sustentan la preparación de un diseño técnico y sustentable de explotación
que se adecúe a las características del depósito.
3
1.4. HIPÓTESIS
La Concesión Minera “Isimanchi-Mayo”, inicialmente adjudicada a la Empresa Nacional
Minera, ENAMI, fue cedida a la Empresa Pública Cementera Ecuatoriana, EPCE, se halla
localizada en el cantón Chinchipe (Zumba), parroquias Isimanchi y El Progreso, contiene
un depósito calcáreo (caliza) sobre el que se formula la siguiente hipótesis:
Aplicando los parámetros geológico-mineros obtenidos en la exploración del yacimiento, es
factible diseñar un sistema de explotación que permita extraer las calizas existentes en el
depósito Isimanchi, para producir cemento, generar rentabilidad para la EPC y cubrir la
demanda de ese producto industrial en la zona sur del país.
4
1.5. OBJETIVOS
1.5.1. OBJETIVO GENERAL
Estructurar el Diseño de explotación de las calizas existentes en el yacimiento
“Isimanchi”, adjudicado a la Empresa Pública Cementera del Ecuador, EPCE.
1.5.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Definir geológica y mineralógicamente el depósito calcáreo.
Datar geo-estructuralmente al área de estudio.
Caracterizar el macizo rocoso (RQD, RMR)
Determinar los parámetros minero geométricos de diseño
Diseñar los accesos a la mina proyectada.
Diseñar la malla de perforación para explotar los bancos.
Elegir los equipos requeridos, en base al análisis de rendimientos y costos.
Realizar ensayos de mecánica de rocas a muestras de sobrecarga y mineral (caliza),
para determinar sus propiedades físico-mecánicas.
Cuantificar la inversión requerida para desarrollar el proyecto.
1.6. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO Y ACCESO A LA INFORMACIÓN
1.6.1. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO
El presente estudio es factible ya que se cuenta con el talento humano del estudiante
investigador y el apoyo técnico del tutor y de los miembros el tribunal examinador, así
como también con las facilidades operativas necesarias para obtener la información de
campo y el soporte profesional de los ingenieros de EPCE.
Los recursos económicos indispensables para la ejecución del presente trabajo, serán
provistos por el estudiante investigador.
5
La ejecución del presente estudio está organizada para concluirla en once meses (Julio –
Mayo de 2015).
1.6.2. ACCESIBILIDAD A LA INFORMACIÓN
La Empresa Pública Cementera del Ecuador, EPCE, posee amplia información geológico-
minera y resultados de los estudios de prospección y exploración desarrollados en el
depósito de caliza “Isimanchi”, misma que será proporcionada al estudiante investigador
con fines estrictamente dirigidos a la elaboración del presente estudio.
6
CAPÍTULO II
2. MARCO TEÓRICO
2.1. MARCO INSTITUCIONAL
2.1.1. MINISTERIO DE MINAS
El artículo 4 de la vigente Ley de Minería, establece que el Ministerio Sectorial (de
Minería), por delegación estatal es el encargado de administrar, regular, controlar y
gestionar el desarrollo de la industria minera, priorizando el desarrollo sustentable y el
fomento de la participación social.
2.1.2. AGENCIA DE REGULACIÓN Y CONTROL MINERO (ARCOM)
Conforme el artículo 5 de la vigente Ley de Minería, la estructura institucional está
compuesta por: El Ministerio Sectorial, la Agencia de Regulación y Control minero, el
Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico.
De la misma mnera, el artículo 8 de la citada ley, establece que el ARCOM es el organismo
técnico-administrativo, encargado del ejercicio de la potestad estatal de viglancia, auditoría,
intervención y control de las fases de la actividad minera que realicen la Empresa Nacional
Minera, las empresas mixtas mineras, la iniciativa privada, la pequeña minería y minería
artesanal y de sustento,de conformidad con las regulaciones de esta ley y sus reglamentos…
2.1.3. EMPRESA PÚBLICA CEMENTERA DEL ECUADOR, EPCE
Mediante Decreto Ejecutivo No. 207, de 7 de enero del 2010, publicado en el Registro
Oficial N° 114 de 22 de enero del 2010, el Presidente Constitucional de la República,
economista Rafael Correa Delgado, dispone la creación de la Empresa Pública Cementera,
7
EPCE, como entidad de derecho público con personería jurídica y patrimonio propio, dotada
de autonomía presupuestaria, financiera, económica, administrativa y de gestión, con
domicilio principal en el catón Quito, provincia de Pichincha.
Los estatutos de la EPCE, establecen que es la encargada de desarrollar, Industrializar,
comercializar materia prima y productos terminados de la cadena de cemento e intervenir
de manera efectiva en el sector cementero, aprovechando de manera eficiente nuestros
recursos naturales y contribuyendo al desarrollo constructivo del país con responsabilidad
social y ambiental.
2.1.4. EMPRESA NACIONAL MINERA, ENAMI EP
El Presidente Constitucional de la República del Ecuador, mediante decreto ejecutivo
No.203 publicado el 14 de enero del 2010, determina la creación de la Empresa Nacional
Minera, ENAMI EP.
El artículo 12 de l Ley de Minería, establece que esta empresa es una sociedad con derecho
público con personalidad jurídica, patrimonio propio, dotada de autonomía presupuestaria,
financiera, económica y administrativa, destinada a la gestión de la actividad minera para el
aprovechamiento sustentable de los recursos materia de la presente ley, en observancia a las
disposiciones de la misma y susu reglamentos…
…La ENAMI podrá asociarse, constituircompañias de economía mixta, celebrar
asociaciones, uniones transsitorias, alianzas estratégicas y en general todo acto o contrato
permitido por las leyes nacionales con la finalidad de cumplir con su objeto social y
alcanzar los objetivos nacionales, con personas naturales o jurídicas, nacionales o
extranjeras, públicas o privadas.
2.1.5. MINISTERIO DEL AMBIENTE, MAE
En concordancia con lo estipulado en la Constitución de la República del Ecuador de 2008,
el Ministerio del Ambiente (autoridad máxima de control ambiental), velará por un
ambiente sano, el respeto de los derechos de la naturaleza o pacha mama. Garantizará un
modelo sustentable de desarrollo ambientalmente equilibrado y respetuoso de la diversidad
cultural, que conserve la biodiversidad y la capacidad de regeneración natural de los
8
ecosistemas, y asegure la satisfacción de las necesidades de las generaciones presentes y
futuras. Además el artículo 26 de la Ley de minería, estipula que… para ejecutar las
actividades mineras se requieren, de manera obligatoria, actos administrativos motivados y
favorables otorgados previamente por las siguientes instituciones dentro del ámbito de sus
respectivas competencias:
a) Del Ministerio del Ambiente, la respectiva licencia ambiental debidamente otorgada…
2.1.6. SECRETARÍA NACIONAL DEL AGUA, SENAGUA
Creada mediante Decreto Ejecutivo 1088 del 15 de mayo del 2008, el mismo que entró en
vigencia el 27 de mayo, con su publicación en el Registro Oficial Nº 346. Esta Secretaría
Nacional (SENAGUA), reemplaza al ex Consejo Nacional de Recursos Hídricos; creada a
nivel ministerial, como una entidad de derecho público adscrita a la Presidencia de la
República, con patrimonio y presupuesto propios, con independencia técnica, operativa,
administrativa y financiera, y domicilio en la ciudad de Quito. La SENAGUA tiene la
finalidad de conducir y regir los procesos de gestión de los recursos hídricos nacionales de
una manera integrada y sustentable en los ámbitos de cuencas hidrográficas.
Además el artículo 26 de la Ley de minería, estipula que… para ejecutar las actividades
mineras se requieren, de manera obligatoria, actos administrativos motivados y favorables
otorgados previamente por las siguientes instituciones dentro del ámbito de sus respectivas
competencias:
b) De la Autoridad Unica del Agua, respecto de la eventual afectación a cuerpos de agua
superficial y/o subterránea y del cumplimiento al orden de prelación sobre el derecho al
acceso al agua.
2.1.7. SECRETARÍA NACIONAL DE GESTIÓN DE RIESGOS
A partir de la reorganización de la Secretaría Técnica de Gestión de Riesgos a se crea la
SECRETARÍA NACIONAL DE GESTION DE RIESGOS, mediante Decreto Ejecutivo 42,
Septiembre de 2009, como una unidad desconcentrada y descentralizada. Esta secretaria
lidera el Sistema Nacional Descentralizado de Gestión de Riesgos para garantizar la
protección de personas y colectividades de los efectos negativos de desastres de origen
9
natural o antrópico, mediante la generación de políticas, estrategias y normas que
promuevan capacidades orientadas a identificar, analizar, prevenir y mitigar riesgos para
enfrentar y manejar eventos de desastre; así como para recuperar y reconstruir las
condiciones sociales, económicas y ambientales afectadas por eventuales emergencias o
desastres.
2.1.8. GOBIERNO AUTÓNOMO DESCENTRALIZADO DEL CANTON
CHINCHIPE
Se rige bajo el Código Orgánico de Organización Territorial, Autonomía y
Descentralización.
2.1.9. MINISTERIO DE TRABAJO
Mediante decreto Ejecutivo 500 se cambió el nombre del Ministerio de Relaciones
Laborales a Ministerio de Trabajo. Éste entro en vigencia desde el 26 de noviembre de
2014, sin perjuicio de su publicación en el Registro Oficial.
El Código Orgánico de Justicia Laboral establece que este ministerio es el responsable de
ejercer la rectoría de las políticas laborales, fomentar la vinculación entre oferta y demanda
laboral, proteger los derechos fundamentales del trabajador y trabajadora, y ser el ente
rector de la administración del desarrollo institucional, de la gestión del talento humano y de
las remuneraciones del Sector Público.
10
2.2. MARCO LEGAL
2.2.1. CONSTITUCIÓN DE LA REPÚBLICA DEL ECUADOR
La Constitución de la República del Ecuador publicada, en el Registro Oficial número 449
de 11 de octubre de 2008, en su artículo 317 establece que los Recursos Naturales No
Renovables pertenecen al patrimonio inalienable e imprescriptible del Estado y que se
priorizará la responsabilidad intergeneracional, la conservación de la naturaleza, el cobro de
regalías u otras contribuciones no tributarias y de participaciones empresariales; y
minimizará los impactos negativos de carácter ambiental, cultural, social y económico.
Además, en su artículo 313 señala que el Estado se reserva el derecho de administrar,
regular, controlar y gestionar los sectores estratégicos (entre los que se encuentran los
Recursos Naturales No Renovables), de conformidad con los principios de sostenibilidad
ambiental, precaución, prevención y eficiencia. En el Art. 408 expresa…”que el Estado
participará en los beneficios del aprovechamiento de estos recursos en un monto no menor a
los del concesionario que los explota”…
2.2.2. CÓDIGO ORGÁNICO DE ORGANIZACIÓN TERRITORIAL Y
DESCENTRALIZACIÓN, COOTAD
El Código Orgánico de Organización Territorial Autonomía y Descentralización, publicado
en el Registro Oficial número 303 de 19 de octubre de 2010, en su Capítulo 2, define la
organización político-administrativa del Estado Ecuatoriano en el territorio, el régimen de
los diferentes niveles de gobiernos autónomos descentralizados y los regíenes especiales,
con el fin de garantizar su autonomía política, administrativa y financiera.
Además, en el capítulo 3 establece que se debe desarrollar un modelo de descentralización
obligatoria y progresiva a través del sistema nacional de competencias, la institucionalidad
responsable de su administración, las fuentes de financiamiento y la definición de políticas y
mecanismos para compensar los desequilibrios en el desarrollo territorial.
2.2.3. LEY DE MINERÍA
La Ley de Minería, publicada en el Registro Oficial número 517 de 29 de enero de 2009,
11
contiene todas las normas que rigen el desrrollo de la actividad minera en el Ecuador.
Su contenido principal se centra en las competencias de las instituciones que integran la
estructura del sector minero, las áreas mineras especiales, las fases mineras, los derechos y
concesiones mineras, la modalidad contractual, las directrices para la conservación del
medio ambiente y las características de los regímenes especiales (minería artesanal, pequeña
minería, materiales de construcción y minerales no metálicos).
El artículo 1 establece que esta ley norma el ejercicio de los derechos soberanos del Estado
Ecuatoriano, para administrar, regular, controlar y gestionar el sector estratégico minero, de
conformidad con los principios de sostenibilidad, precaución, prevención y eficiencia.
El artículo 4 establece que es atribución y deber de la Presidenta o Presidente de la
República, la definición y dirección de la política minera del Estado. Para el desarrollo de
dicha política, su ejecución y aplicación, el Estado obrará por intermedio del Ministerio
Sectorial y las entidades y organismos que se determinan en esta ley.
2.2.4. REFORMAS A LA LEY DE MINERÍA (16 DE JULIO DE 2013)
Las Reformas a la Ley de Minería expedidas mediante Ley No. 45, publicada en el
respectivo registro Oficial el 16 de julio del 2013, entre los aspectos más fundamentales
establece:
El Art. 34 establece que los concesionarios mineros pagarán una patente anual de
conservación por cada hectárea minera… equivalente al 2,5 % de una remuneración básica
unificada por cada hectárea minera concesionada. Esta patente será del 5% en las etapas de
exploración avanzada y el período de evaluación económicadel yacimiento; en tanto que
será del 10% en la etapa de explotación.
El Art. 67 establece que “en el caso de los trabajadores vinculados a la actividad minera,
éstos recibirán el 5% del porcentaje de utilidades y el 10% restante será pagado al
Estado”…
El Art. 92 establece que “el Estado, en cuanto a propietario de los recursos naturales no
renovables, tendrá derecho a recibir el pago de una regalíade parte de los concesionarios
mineros que realizan labores de explotación”…
12
TITULO..., CAPITULO I, De la mediana minería.
Titulo agregado por la Ley N°0 publicada en el Registro oficialSuplemento37 de 16 de Julio
del 2013.
Art. ...- “De la mediana minería.- Se considera mediana minería aquella que, en razón del
tamaño de los yacimientos dependiendo del tipo de sustancias minerales metálicas y no
metálicas, se ha llegado a cuantificar reservas que permitan efectuar la explotación de las
mismas por sobre el volumen de procesamiento establecido para el régimen especial de
pequeña minería y hasta el volumen establecido en los artículos siguientes”...
Art. ...- Volúmenes de producción.- Los volúmenes de producción en la modalidad de
mediana minería, estarán sujetos a los siguientes rangos:
b) “Para minerales no metálicos: Desde 1001 hasta 3000 toneladas por día”..,
”el titular de una concesión minera de no metálicos en fase de explotación deberá pagar al
Estado una regalía correspondiente a un porcentaje de los costos de producción del mineral,
en el frente de explotación (cancha mina) sobre la base de los siguientes parámetros:
Para calizas regirán la siguientes regalías: De 1 a 500.000 toneladas métricas de producción,
por año 10%”…
2.2.5. LEY DE GESTIÓN AMBIENTAL
La Ley de Gestión Ambiental publicada en el Registro Oficial 418 de 10 de septiembre de
2004, en el artículo 1 establece los principios y directrices de política ambiental; determina
las obligaciones, responsabilidades y niveles de participación de los sectores público y
privado en la gestión ambiental y señala los límites permisibles, controles y sanciones en
esta materia.
El artículo 2 dispone que la gestión ambiental se sujeta a los principios de solidaridad,
corresponsabilidad, cooperación, coordinación, reciclaje y reutilización de desechos,
utilización de tecnologías alternativas ambientalmente sustentables y respecto a las culturas
y prácticas tradicionales.
13
2.2.6. REGLAMENTO GENERAL A LA LEY DE MINERÍA
El Reglamento General a la Ley de Minería publicado en el Registro Oficial 119 de 16 de
noviembre de 2009 establece la normativa, lineamientos y directrices para la aplicación de
la Ley de Minería, incorporando conceptos de consejos consultivos y el registro y catastro
minero.
El artículo 3 establece que el Ministerio Sectorial (de Minas) debe:
a) Aprobar en coordinación con la entidad rectora de planificación nacional los planes
anuales y plurianuales de gestión en el sector minero;
b) Formular y ejecutar, a través de las organizaciones que constituyen parte de la
administración minera, el plan anual de inversiones en materia minera, sujeto al
procedimiento y aprobación establecidos en la normativa legal vigente;
c) Crear, constituir y definir los mecanismos de gestión de los consejos consultivos;
d) Celebrar y mantener convenios de coordinación y cooperación con instituciones públicas
o privadas, universidades y escuelas politécnicas, nacionales o extranjeras para la
promoción de la actividad minera, la investigación e innovación tecnológica, y las demás
establecidas en la Ley; y,
e) Expedir los instructivos técnicos necesarios para la aplicación de la Ley y este
Reglamento.
2.2.7. REGLAMENTO AMBIENTAL PARA ACTIVIDADES MINERAS EN LA
REPUBLICA DEL ECUADOR
El Reglamento Ambiental para Actividades Mineras en la República del ecuador, publicado
en el Registro Oficial 67 de 16 de noviembre de 2009 contiene las normas técnicas
ambientales que regulan en todo el territorio nacional la gestión ambiental en las actividades
mineras, en sus fases de prospección, exploración inicial y avanzada, explotación, beneficio,
procesamiento, fundición, refinación, comercialización y cierre de minas; así como también
en las actividades de cierres parciales y totales de labores.
El artículo 1 de este reglamente determina: “Art. 1.- Ámbito de aplicación.- El presente
14
reglamento, las normas técnicas ambientales incorporadas a él y aquellas que se expidan
sobre su base, regulan en todo el territorio nacional la gestión ambiental en las actividades
mineras en sus fases de prospección, exploración inicial y avanzada, explotación, beneficio,
procesamiento, fundición, refinación, comercialización y cierre de minas; así como también
en las actividades de cierres parciales y totales de labores”.
El artículo 2 estipula: “Art. 2.- Objeto.- El presente reglamento tiene por objeto promover el
desarrollo sustentable de la minería en el Ecuador, a través del establecimiento de normas,
procedimientos, procesos y subprocesos, para prevenir, controlar, mitigar, rehabilitar,
remediar y compensar los efectos que las actividades mineras puedan tener sobre el medio
ambiente y la sociedad, en todo el territorio nacional.”
2.2.8. REGLAMENTO DEL RÉGIMEN ESPECIAL DE PEQUEÑA MINERÍA Y
MINERIA ARTESANAL
El Reglamento del Régimen Especial de Pequeña Minería y Minería Artesanal, publicado
en el Registro Oficial 120 de 16 de noviembre de 2009, dentro de su contenido más
importante establece:
El artículo 1 señala: “Art. 1.- Del objeto del reglamento.- El presente reglamento tiene por
objeto, establecer la normativa necesaria para la aplicación de la Ley de Minería en lo
atinente al régimen especial de pequeña minería y minería artesanal. Además, establece los
lineamientos acerca de las características, actores, sujetos de derecho, concesiones, formas
contractuales y el fomento y asistencia dentro de los tipos de minería artesanal y pequeña”.
El artículo 3 establece: “Art. 3.- De la naturaleza de la pequeña minería.- las actividades de
pequeña minería, orientadas a promover procesos de desarrollo sustentable, constituyen
alternativas para generar oportunidades laborales en áreas deprimidas por la pobreza,
capaces de generar encadenamientos productivos a partir de la activación de las economías
locales en los sectores en los que se realiza, como medio para acceder al buen vivir”.
2.2.9. REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD EN EL TRABAJO DEL
AMBIENTE MINERO
El Reglamento de Seguridad y Salud en el Trabajo del ambiente minero, publicado en el
Registro Oficial 247 de 16 de mayo de 2014, establece las normas necesarias para la
15
seguridad y salud en el trabajo del recurso humano en todas las fases de la actividad minera.
El artículo 1 señala: “Art. 1.- Ámbito de aplicación.- Las disposiciones de este Reglamento
son aplicables en el ámbito señalado en el artículo 1 y el artículo 2 de la Ley de Minería y
particularmente en las fases de prospección, exploración, explotación, beneficio, fundición,
refinación y cierre de minas”.
El artículo 2 menciona: “Art. 2.- Objeto.- El presente Reglamento tiene por objeto
establecer normas para la aplicación de la Ley de Minería, a fin de precautelar la seguridad
y salud en el trabajo de las personas en todas las fases de la actividad minera como lo señala
el Capítulo VII, Art.27 de la Ley de Minería.
A partir de este reglamento se dispondrá de los lineamientos generales para realizar la
actividad de prevención de riesgos laborales bajo los regímenes especiales de minería
artesanal, pequeña, mediana y gran minería”.
2.2.10. LEY ORGÁNICA DE EMPRESAS PÚBLICAS
La Ley Orgánica de Empresas Públicas expedida mediante Ley s/n (Suplemento del
Registro Oficial 48, 16-X-2009), entre los aspectos más fundamentales establece:
El Art. 2 establece los siguientes objetivos “Determinar los procedimientos para la
constitución de empresas públicas que deban gestionar los sectores estratégicos con alcance
nacional e internacional”;
“Establecer los medios para garantizar el cumplimiento, a través de las empresas públicas,
de las metas fijadas en las políticas del Estado ecuatoriano, de conformidad con los
lineamientos del Sistema Nacional Descentralizado de Planificación Participativa”;
“Regular la autonomía económica, financiera, administrativa y de gestión de las empresas
públicas, con sujeción a los principios y normativa previstos en la Constitución de la
República, en ésta y en las demás leyes, en lo que fueren aplicables”;
“Fomentar el desarrollo integral, sustentable, descentralizado y desconcentrado del Estado,
contribuyendo a la satisfacción de las necesidades básicas de sus habitantes, a la utilización
racional de los recursos naturales, a la reactivación y desarrollo del aparato productivo y a la
16
prestación eficiente de servicios públicos con equidad social. Las empresas públicas
consideraran en sus costos y procesos productivos variables socioambientales y de
actualización tecnológica”;
“Actuar en cumplimiento de los parámetros de calidad definidos por el Directorio y las
regulaciones aplicables, con sujeción a criterios empresariales, económicos, sociales y
ambientales”;
“Proteger el patrimonio, la propiedad estatal, pública y los derechos de las generaciones
futuras sobre los recursos naturales renovables y no renovables, para coadyuvar con ello el
buen vivir”…
Título II DE LA DEFINICIÓN Y CONSTITUCIÓN DE LAS EMPRESAS PÚBLICAS
El Art. 4 define “Las empresas públicas son entidades que pertenecen al Estado en los
términos que establece la Constitución de la República, personas jurídicas de derecho
público, con patrimonio propio, dotadas de autonomía presupuestaria, financiera,
económica, administrativa y de gestión. Estarán destinadas a la gestión de sectores
estratégicos, la prestación de servicios públicos, el aprovechamiento sustentable de recursos
naturales o de bienes públicos y en general al desarrollo de actividades económicas que
corresponden al Estado”.
.
2.2.11. DELEGACIÓN PARA EL EJERCICIO DE LA COMPETENCIA PARA
REGULAR, AUTORIZAR Y CONTROLAR LA EXPLOTACIÓN DE
MATERIALES ÁRIDOS Y PÉTREOS, QUE SE ENCUENTREN EN LOS
LECHOS DE LOS RÍOS, LAGOS, PLAYAS DE MAR Y CANTERAS, A
FAVOR DE LOS GOBIERNOS AUTÓNOMOS DESCENTRALIZADOS
METROPOLITANOS Y MUNICIPALES
Meediante Resolución N° 0004-CNC-2014, publicada en el Registro Oficial No. 411 de 8
de enero de 2015, el Consejo Nacional de Competencias, faculta a los gobiernos autónomos
descentralizados metropolitanos y municipales a otorgar concesiones mineras para esta
actividad, disponiendo que, para el efecto, deben expedir ordenanzas para el ámbito
ambiental y técnico–minero.
17
El artículo 1 establece: “Art. 1.- Objeto.- Asúmase e impleméntese el ejercicio de la
competencia para regular, autorizar y controlar la explotación de materiales áridos y pétreos,
que se encuentren en los lechos de los ríos, lagos, playas de mar y canteras, a favor de los
Gobiernos Autónomos Descentralizados Metropolitanos y Municipales al tenor de la
siguiente resolución”.
El artículo 2 dispone: “Art. 2.- Ámbito.- la presente resolución regirá al gobierno central y a
todos los gobiernos autónomos descentralizados autónomos y municipales en el ejercicio de
la competencia para regular, autorizar y controlar la explotación de los materiales áridos y
pétreos en los lechos de los ríos, lagos, playas de mar y canteras.”
El artículo 3 estipula: “Art. 3.- Facultades del Gobierno Central.- En el marco de la
competencia para regular, autorizar y controlar la explotación de los materiales áridos y
pétreos en los lechos de los ríos, lagos, playas de mar y canteras, le corresponde al gobierno
central, a través de sus diferentes entidades, el ejercicio de las facultades de rectoría
nacional y gestión nacional del sector minero, sin perjuicio de la responsabilidad que tienen
los gobiernos autónomos descentralizados metropolitanos y municipales de garantizar el
ejercicio efectivo de esta competencia”.
18
2.3. MARCO ÉTICO
OBJETIVO DE LA EPCE
El objeto principal de la Empresa Pública Cementera, EPCE, es ser hasta el 2017 la empresa
pública aliada al desarrollo constructivo del país como promotora de la competitividad,
sostenibilidad, productividad y eficiencia del sector cementero y sus derivados.
MISIÓN DE LA EPCE
La Empresa Pública Cementera, EPCE, tiene como misión desarrollar, industrializar,
comercializar materia prima y productos terminados de la cadena de cemento, e intervenir
de manera efectiva en el sector cementero, aprovechando de manera eficiente los recursos
naturales de la nación y contribuyendo al desarrollo constructivo del país, con
responsabilidad social y ambiental.
19
2.4. MARCO REFERENCIAL
2.4.1. ANTECEDENTES
En el año 1994, la Subcomisión Ecuatoriana PREDESUR obtuvo la concesión minera
denominada Isimanchi, que contiene el depósito calcáreo allí existente, área en la que, en el
año 1995, a través de la Consultora G&G, se realiza el respectivo estudio geofísico,
aplicando el método de resistividad eléctrica.
El informe final, presentado por PREDESUR, luego de toda la investigación geológico-
minera desarrollada, establece que el potencial minero del depósito calcáreo Isimanchi
totaliza, en calidad de reservas probablesm 107´118.453 toneladas y, como reservas
posibles, 1.443´386.316 toneladas.
La expedición de la vigente Ley de Minería y especialmente del Mandato Constituyente No.
06 permitió que, en octubre del 2010, la Empresa Nacional Minera, ENAMI EP, inicie
trabajos de prospección minera, actividades que se legalizaron en noviembre del 2010 con
la obtención del Título de Concesión Minera para minerales no metálicos sobre el área
minera denominada “Isimanchi-Mayo”, que contiene el depósito calcáreo allí existente.
Los trabajos de prospección permitieron identificar y delimitar el sector de interés, donde se
ubica superficialmente el depósito calcáreo Isimanchi, área en la que se enfocaron los
trabajos exploratorios, principalmente el mapeo geológico y las demás actividades
inherentes a la etapa de exploración avanzada (evaluación de reservas) y valoración
económica del yacimiento (elaboración del estudio de factibilidad para su explotación).
2.4.2. UBICACIÓN DEL PROYECTO
2.4.2.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA
La concesión minera para minerales no metálicos denominada “Isimanchi-Mayo” se
encuentra ubicada en la provincia de Zamora Chinchipe, cantón Chinchipe, parroquia
Zumba, en los poblados Isimanchi y El Progreso, a 180 Km al sur de la ciudad de Loja.
(Ver figura 2.1)
20
FIGURA 2.1: MAPA DE UBICACIÓN GEOGRÁFICA DEL PROYECTO “ISIMANCHI”
Fuente: Autor de la investigación
21
2.4.2.2. UBICACIÓN CARTOGRÁFICA
La concesión minera “Isimanchi-Mayo” cubre una superficie de 4.595 hectáreas,
delimitadas por un polígono irregular de catorce (14) vértices, identificados por las
siguientes coordenadas UTM (Datum PSAD56), zona geográfica 17. (Ver tabla 2.1 y
figura 2.2)
TABLA No 2.1: COORDENADAS UTM DEL ÁREA MINERA “ISIMANCHI-MAYO”
Fuente: Informe anual de exploración 2010
ÁREA MINERA ISMANCHI
Vértices Longitud E Latitud N
PP 705.700 9’469.000
1 708.300 9’469.000
2 708.300 9’470.500
3 708.400 9’470.500
4 708.400 9’469.800
5 709.200 9’469.800
6 709.200 9’468.500
7 712.000 9’468.500
8 712.000 9’461.000
9 706.000 9’461.000
10 706.000 9’464.000
11 707.000 9’464.000
12 707.000 9’466.000
13 705.700 9’466.000
|
22
FIGURA 2.2: MAPA DE UBICACIÓN CARTOGRÁFICA DEL ÁREA MINERA ISIMANCHI-MAYO
Fuente: Enami EP
23
2.4.3. CLIMA
El clima del sector donde se ubica el área del proyecto minero Isimanchi, se caracteriza por
ser subtropical seco a medianamente húmedo. La temperatura promedio en la zona de
estudio oscila entre 18º y 22ºC; la humedad relativa es mediana y alcanza hasta un 75%.
Las precipitaciones en la zona de estudio, durante todos los meses del año, oscilan entre más
de 1.000 mm pero menos de 1.500 mm, generando un promedio de 1.250 mm, según los
anuarios meteorológicos del INAMHI..
2.4.4. FLORA Y FAUNA
Según Sierra et al. 1999, la zona donde se ubica el área del proyecto, pertenece al
ecosistema “Bosque seco montano oriental” y a la formación vegetal “Bosque siempre
verde piemontano de la Amazonía”. Ecosistema exclusivo de la zona de estribaciones del
sur del país, que se encuentra localizado entre los 800 y 1.300 msnm, esto es en las laderas
de la Cordillera Real.
La vegetación de gran parte del área del proyecto es una mezcla de especies amazónicas con
andinas, sin embargo también se encuentran árboles de podocarpus, que son característicos
de la zona sur andina del país.
La vegetación predominante en el área minera “Isimanchi-Mayo” corresponde a la que
representa los siguientes ecosistemas y especies:
Bosque Secundario.- En las laderas de los relieves montañosos de fuertes pendientes (> 25
%), que se localizan sobre la cota 1.200 msnm y en los declives de los ríos y quebradas, se
conserva un bosque secundario en estado regenerativo. (Ver fotografía 2.1)
24
FOTOGRAFÍA 2.1: Remanente de bosque secundario en el área
Fuente: Autor de la investigación
Zona Intervenida.- Un 34 % del suelo tiene como cobertura una asociación de
cultivos de ciclo corto, ciertas plantaciones perennes y otras ocasionales. Esta
unidad de cobertura está distribuida principalmente en el suroeste de la concesión
minera y a lo largo del principal eje vial hacia Zumba.
Vegetación herbácea.- Constituida principalmente por especies herbáceas y
semileñosas de poca altura, cubre extensas superficies en las partes altas de los
relieves colinados hacia el sur de la concesión minera, de manera especial en la
carretera que se dirige de Zumba a El Pite.
Pastizales.- Pastos naturales y cultivados cubren el 16 % de la concesión minera
Isimanchi-Mayo. (Ver fotografía 2.2)
25
FOTOGRAFÍA 2.2: Vegetación Antrópica - cultivos y pastizales
Fuente: Autor de la investigación
2.4.5. RELIEVE Y GEOMORFOLOGÍA
En el área de influencia del Proyecto Minero Isimanchi, las elevaciones varían entre 800
msnm, en el curso inferior de los ríos Mayo e Isimanchi, hasta 1.400 msnm, en la parte más
elevada del depósito de calizas. (Ver fotografía 2.3)
FOTOGRAFÍA 2.3: Relieve del Monte Irunumá (Proyecto Isimanchi)
Fuente: Autor de la investigación
26
Geomorfológicamente el Proyecto Minero Isimanchi se localiza dentro del Sistema
Morfotectónico Austral de la Cordillera Real, caracterizado por encontrarse ubicado sobre
los terrenos más viejos con litologías típicas de rocas metamórficas y granitoides.
La topografía típica se manifiesta a través de un fallamiento tectónico anastomosado y
fuerte disección por acción erosiva de los ríos que han aprovechado las debilidades
litológicas y tectónicas para esculpir el paquete de sedimentos paleozoicos metamorfizados.
En el área de la concesión minera Isimanchi-Mayo se han diferenciado tres unidades
morfológicas:
Valle Intermontañoso Deprimido del río Mayo.- Se caracteriza por ser moderado
sobre terrenos granitoides y presentar paredes o laderas medianamente convexas y
rectilíneas que crean acantilados y encajonamientos. (Ver fotografía 2.4)
Vertiente Andina Escarpada.- Se caracteriza por cubrir una gran extensión lateral,
montañosa con relieves colinados fuertes y muy escarpados (25-40%), en zonas de
quebradas, con dirección irregular, sobre terrenos de gran variedad litológica. (Ver
fotografía 2.5)
Depresión Tectónica de Zumba.- Se caracteriza por estar limitada por aristas de
rocas metamórficas, rellenada por sedimentos continentales mío-pliocenos de tipo
fluvio-torrencial.
FOTOGRAFÍA 2.4: Relieves típicos presentes en la concesión minera Isimanchi
Fuente: Autor de la investigación
27
FOTOGRAFÍA 2.5: Relieves típicos en la zona de perforaciones del Proyecto Minero
Isimanchi
Fuente: Autor de la investigación
28
2.4.6. HIDROGRAFÍA
La Cuenca de Zamora Chinchipe se encuentra alimentada por el Río Zamora y sus
confluentes Nangaritza y Yacumbí, río Chinchipe y por la frontera con el Perú los ríos
Cenepa y Marañón.
2.4.6.1. RÍO CHINCHIPE
Este gran sistema hidrográfico, nace en el nudo de Sabanilla en la provincia de Loja, es el
último río ecuatoriano de la vertiente amazónica. En el curso superior se denomina
Valladolid, en la parte central toma el nombre de Palanda que al unirse con el Numbala se lo
llama río Mayo. En su curso inferior y luego de recibir las aguas del Río Canchis, desde la
unión con el Mayo, se denomina Chinchipe, sirviendo de límite internacional con el Perú.
Por su orilla derecha se une el río Chachis, que es el límite del Perú, en esta confluencia se
asienta la población de Zumba, luego continúa el recorrido y se junta en su margen derecha
con el río San Francisco, que nace en La Cordillera de El Cóndor, confluencia en la que se
asienta la población de Chito conectada con Loja por un camino de herradura.
2.4.7. ACCESIBILIDAD AL ÁREA DE ESTUDIO
El área de estudio (calizas del proyecto cementero “Isimanchi”), se localiza en el extremo
sur de la provincia de Zamora Chinchipe, aproximadamente a 170 km al sur de la ciudad de
Loja, en el cantón Chinchipe (Zumba), parroquia Zumba, sectores Isimanchi y El Progreso.
Al área del proyecto se accede por la carretera Loja-Vilcabamba-Palanda-Zumba (vía que
actualmente se la amplía a dos carriles hormigonados), hasta el poblado de El Progreso, para
desde allí tomar una vía de tercer orden a la parte alta por aproximadamente cuatro (4) km.
(Ver figura 2.3)
29
FIGURA 2.3: MAPA DE.ACCESIBILIDAD AL ÁREA DE ESTUDIO
Fuente: Autor de la investigación
30
2.4.8. ECONOMÍA DE LA REGIÓN
Se puede considerar que la base del crecimiento económico de la Provincia de Zamora
Chinchipe se sustenta en el desarrollo del sector agrícola y pecuario, pues se destaca la
producción de café, plátano, cacao, maíz, yuca, frutas (cítricos), leche, carne, y sus
subproductos y otros productos no tradicionales; otras actividades son la textil, silvicultura,
manufactura, elaborados, industria, comercio y minería (aprovechamiento de los recursos
naturales).
Predominantemente la actividad minera local se orienta al trabajo artesanal que la ejecutan
los lugareños, para aprovechar el oro aluvial especialmente de los ríos Isimanchi y Mayo,
actividad que se desarrolla únicamente en época de verano. Existe también pequeña minería
aurífera en yacimientos primarios como los de Nambija, Chinapintza y Guayzimi.
31
CAPÍTULO III
3. DISEÑO METODOLÓGICO
3.1. TIPO DE ESTUDIO
El presente estudio es de tipo descriptivo, pues contiene el detalle de las características
técnicas del proyecto minero a desarrollarse, es decir las características del diseño de
explotación a cielo abierto del depósito de calizas Isimanchi.
El estudio es también es de tipo transversal porque se lo realizará en un determinado
intervalo de tiempo (comprendido entre los meses de Junio 2014 a Julio de 2015).
3.2. UNIVERSO Y MUESTRA
El universo del presente estudio está definido por los límites cartográficos de la concesión
“Isimanchi-Mayo” adjudicada a la empresa pública Cementera del Ecuador, EPCE,
comprendiendo una área de 4 595 hectáreas; y la correspondiente muestra pertenece a la
zona (área) del depósito de calizas Isimanchi ubicado en las lomas Irunumà e Irinumà y
cubre una extensión aproximada de 500 hectáreas.
3.3. MÉTODOS Y TÉCNICAS
Para sustentar el presente trabajo se recopilará información técnica secundaria, relacionada
con el título del proyecto que se halla publicada en libros, tesis de grado, folletos, informes
especializados, etc.
Este estudio generará también información primaria, mediante la toma de muestras
superficiales y de los sondajes de exploración, tanto de roca estéril como de mineral
perteneciente al Proyecto Cementero Isimanchi, las que serán analizadas y sometidas a
pruebas de laboratorio para conocer su contenido calcáreo y determinar sus características
físico-mecánicas. (Anexo N° 03: ENSAYOS DE LABORATORIO)
32
CAPÍTULO IV
4. GEOLOGÍA
4.1. GEOLOGÍA REGIONAL
Regionalmente la geología comprende rocas que van desde el Carbonífero hasta el Jurásico,
en parte cubiertos por depósitos cuaternarios de las Unidades Misahuallí e Isimanchi,
granitoides Zamora y el granito Tres Lagunas (Ver figura 4.1 y Anexo N° 04: GEOLOGÍA
REGIONAL).
FIGURA 4.1: MAPA GEOLÓGICO REGIONAL
Fuente: Enami EP
33
4.2. ESTRATIGRAFÍA
4.2.1. UNIDAD ISIMANCHI (PALEOZOICO)
Esta unidad, de bajo grado de metamorfismo, se apoya sobre el basamento más antiguo, está
constituida por esquistos grafíticos con vetillas de cuarzo, micáceos y cuarzosos (cuya
foliación mantiene un rumbo de 350º), y, filitas negras.
Esta unidad forma parte de un cinturón de dirección SE-NW de aproximadamente 2 Km de
longitud, que se acuña hacia el Norte y está sobrecorrido por las migmatitas de la Unidad
Sabanilla (base de la Unidad Tres Lagunas), limitado al Este por la Unidad Zamora, en cuyo
contacto la Unidad Isimanchi presenta alteración térmica de contacto.
4.2.2. FORMACIÓN SABANILLA (PALEOZOICO-TRIÁSICO)
Las migmatitas Sabanilla, comprende un grupo de orto y paragneis de grado medio a alto,
que forman un cinturón de 10 Km de ancho. Los afloramientos más accesibles ocurren en la
localidad de Sabanilla, en la carretera Loja - Zamora, de donde toma su nombre. El contacto
tectónico con la formación adyacente Isimanchi presenta bajo grado de metamorfismo.
4.2.3. UNIDAD ZAMORA (JURÁSICO)
Comprende una granodiorita aflorante en el valle deprimido del río Mayo, especialmente en
su parte Sur. La litología dominante es la granodiorita biotítica-hornbléndica, dioritas y
tonalitas, localmente cerca al contacto con la unidad Isimanchi, se evidencia propilitización,
silicificación y epidotización.
4.2.4. UNIDAD MISAHUALLI (JURÁSICO)
Esta unidad comprende de tobas, brechas de naturaleza andesítica y andesitas porfiríticas de
grano fino a medio, con plagioclasas y minerales máficos dominantes. Afloran en forma de
diques andesíticos adyacentes entre el contacto del intrusivo de la Unidad Zamora con los
metamórficos de bajo grado de la Unidad Isimanchi.
34
4.2.5. CALIZAS ISIMANCHI (JURÁSICO – CRETÁCICO)
Comprende calizas grises de textura micrítica a cristalina y calizas negras de grano fino
cortadas por vetillas milimétricas de calcita tipo stockwork, afloran en la parte alta de la
unión de los ríos Isimanchi y Mayo, y se encuentran en contacto discordante con el batolito
de Zamora.
4.2.6. DEPÓSITOS CUATERNARIOS
Se encuentra rellenando el graben o depresión tectónica transpresional de Zumba. Están
constituidos por una secuencia detrítica continental (sedimentos continentales) compuesta
de areniscas y limonitas cuarzosas de color amarillo, con lutitas y conglomerados
4.3. GEOLOGÍA LOCAL
El depósito calcáreo de Isimanchi se encuentra presente en las Lomas Irinumá e Irunumá y
sus alrededores, cubre una extensión aproximada de 500 hectáreas (2500 m de largo y 2000
m de ancho en la parte más pronunciada), aunque sus afloramientos no se presentan
continuos. (Ver fotografía 4.1), la litología comprende de calizas, dioritas, Granodioritas y
metamórficos de la Unidad Isimanchi (Ver figura 4.2)
La estratificación preferencial de la mayoría de afloramientos se orienta con rumbo NW –
SE (135°), el buzamiento predominante es hacia el SW con un ángulo de 30° y 40°.
FOTOGRAFÍA 4.1: Afloramientos de caliza en la Loma Irinumá (potencia: 9 m)
Fuente: Autor de la investigación
35
FIGURA 4.2: MAPA GEOLÓGICO LOCAL
Fuente: Enami EP
36
4.4. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
Las calizas Isimanchi, se encuentran ubicadas a lo largo de la falla Precordillera (zona de
escamas), en el contacto entre las rocas metamórficas de la cordillera Real y el batolito de
Zamora de edad Jurásica. La falla Precordillera, está claramente expresada en el relieve,
formando un escalón hacia el oriente, que se observa claramente a nivel regional.
El sistema de fallas inversas y paralelas (zona de escamas), con buzamientos hacia el oeste,
cortan a las rocas metamórficas de la cordillera Real, al batolito granodiorítico - diorítico de
Zamora y a las calizas Isimanchi. (Ver figura 4.3)
Las estructuras regionales son principalmente fallas conjugadas que tienen dos direcciones
preferenciales: NW – SE y NE – SW.
37
FIGURA 4.3: MAPA ESTRUCTURAL DEL ÁREA MINERA ISIMANCHI-MAYO
Fuente: Enami EP
38
4.5. GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO
Las calizas Isimanchi, son de origen bioquímico, constituidas de carbonato de calcio (Ca
CO3) de origen orgánico, formadas por residuos de esqueletos de microorganismos como
corales, algas, conchas, crinoideas, entre otras.
Se evidencian mega bloques de calizas, color gris obscuro, de dimensiones métricas a
decimétricas que han sido movidos, luego de haber soportado procesos de fracturación,
meteorización, dilución y erosión de las calizas, en cuyo transporte han jugado un rol
importante los eventos compresivos, así como la morfología del terreno (desplazamiento
por gravedad); en el contacto de estos bloques con las rocas metamórficas y el intrusivo,
hacia la parte baja, se presentan brechas de rozamiento constituidas por fragmentos de
calizas, rocas metamórficas y rocas plutónicas, cementados por material calcáreo.
4.6. RECURSOS MINEROS
Se denominan recursos geológicos a las concentraciones minerales que se identifican y
estiman a través de exploración inicial, reconocimientos y muestreos aleatorios, estos
recursos pueden ser medidos, indicados e inferidos dependiendo del grado de información
que se obtenga. Cuando los recursos geológicos presentan un interés económico sustentado
en un proyecto minero y una perspectiva razonable de una eventual extracción, se
denominan recursos minerales.
Las reservas, por su parte, representan la fracción del recurso mineral medido e indicado
que es económicamente extraíble de acuerdo a un proyecto productivo, tecnológico y de
sustentabilidad, inserto en un plan minero.
39
4.6.1. INVESTIGACIONES REALIZADAS
En el año 1993 PREDESUR realizó exploración inicial en el área de las calizas Isimanchi.
En el año 1995 la misma Subcomisión Ecuatoriana, PREDESUR, contrató a la Consultora
G&G para que realice los estudios geofísicos (resistividad eléctrica) con la ejecución de 44
SEV (Sondajes Eléctricos Verticales), información indirecta que generó: 107’ 118 453.40
de toneladas de reservas probables y 1.443’ 386 316.80 de toneladas de reservas posibles.
A partir de octubre del 2010 y hasta el año 2013 la ENAMI EP realiza trabajos de
prospección y exploración en el área Isimanchi–Mayo; labores que contemplan un total de
71 sondajes (11 263 metros de perforación), de los cuales 56 perforaciones interceptan el
cuerpo calcáreo y proporcionan 5158 muestras de testigos (núcleos).
A partir de esta información y mediante la utilización de software mineros especializados se
realizaron las correspondientes interpretaciones y se dan a conocer los siguientes resultados
de evaluación geológico-minera: 48’036 138.84 millones de toneladas de recursos medidos,
19’385 209.76 millones de toneladas de recursos indicados y 3’333 701.43 millones de
toneladas de recursos inferidos.
4.6.2. POTENCIAL MINERO DEL YACIMIENTO ESTIMADO POR LA ENAMI
A continuación se presenta el desglose de los recursos mineros, por categoría, estimados en
el depósito Isimanchi-Mayo.
4.6.2.1. Recursos medidos
Los recursos minerales medidos están representados por el siguiente volumen de mineral
que garantiza alta confiabilidad, por su sólido sustento investigativo. (Ver tablas 4.1 y 4.2)
40
TABLA No 4.1: RECURSOS MEDIDOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Fuente: Enami EP
TABLA No 4.2: RECURSOS MEDIDOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF (75%)
Fuente: Enami EP
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Med 00 – 10 10 806.680 2.6375 28 502.619 2.59
Med 10 – 20 12 606.936 2.6375 33 250.794 14.86
Med 20 – 30 81 720.787 2.6375 215 538.576 27.32
Med 30 – 40 184 010.687 2.6375 485 328.187 34.95
Med 40 – 50 210 591.619 2.6375 555 435.395 45.56
Med 50 – 60 317 757.144 2.6375 838 084.467 55.33
Med 60 – 70 497 832.867 2.6375 1 313 034.187 66.38
Med 70 – 80 3 042 174.598 2.6375 8 023 735.502 75.97
Med 80 – 90 6 560 477.629 2.6375 17 303 259.746 85.57
Med 90 – 100 7 294 775.114 2.6375 19 239 969.363 93.44
Total 18 212 754.061 2.6375 48 036 138.836 84.73
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Grado
CaCO3
10 18 201 947.381 2.6375 48 007 636.217 84.78
20 18 189 340.445 2.6375 47 974 385.424 84.83
30 18 107 619.658 2.6375 47 758 846.848 85.09
40 17 923 608.971 2.6375 47 273 518.661 85.60
50 17 713 017.352 2.6375 46 718 083.266 86.08
60 17 395 260.208 2.6375 45 879 998.799 86.64
70 16 897 427.341 2.6375 44 566 964.612 87.24
80 13 855 252.743 2.6375 36 543 229.110 89.71
41
4.6.2.2. Recursos indicados
Los recursos minerales indicados son aquellos volúmenes de mineral que presentan
mediana confiabilidad en base a un razonable sustento investigativo.(Ver Tablas 4.3 y 4.4)
TABLA No 4.3: RECURSOS INDICADOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Ind 00 - 10 2 021.558 2.6375 5 331.859 2.97
Ind 10 - 20 426.065 2.6375 1 123.746 15.24
Ind 20 - 30 47 461.098 2.6375 125 178.646 28.17
Ind 30 - 40 144 994.148 2.6375 382,422.065 35.03
Ind 40 - 50 179 529.044 2.6375 473,507.854 45.98
Ind 50 - 60 281 108.339 2.6375 741,423.244 54.58
Ind 60 - 70 303 072.062 2.6375 799,352.564 65.31
Ind 70 - 80 1 146 276.032 2.6375 3 023 303.034 75.50
Ind 80 - 90 2 768 917.508 2.6375 7 303 019.927 85.62
Ind 90 - 100 2 476 036.709 2.6375 6 530 546.820 93.21
Total 7 349 842.563 2.6375 19 385 209.760 82.21
Fuente: Enami EP
TABLA No 4.4: RECURSOS INDICADOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF (75%)
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Grado
CaCO3
10 7 347 821.005 2.6375 19 379 877.901 82.23
20 7 347 394.940 2.6375 19 378 754.154 82.24
30 7 299 933.842 2.6375 19 253 575.508 82.59
40 7 154 939.694 2.6375 18 871 153.443 83.55
50 6 975 410.650 2.6375 18 397 645.589 84.52
60 6 694 302.311 2.6375 17 656 222.345 85.77
70 6 391 230.249 2.6375 16 856 869.782 86.75
80 5 244 954.217 2.6375 13 833 566.747 89.20
Fuente: Enami EP
42
4.6.2.3. Recursos Inferidos
Los recursos minerales inferidos corresponden a los volúmenes de mineral que presentan
baja confiabilidad, debido a un muy débil sustento investigativo. (Ver tablas 4.5 y 4.6)
TABLA No 4.5: RECURSOS INFERIDOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Inf 00 – 10 0.000 2.6375 0.000 0.00
Inf 10 – 20 0.000 2.6375 0.000 0.00
Inf 20 – 30 7 068.308 2.6375 18 642.662 28.44
Inf 30 – 40 24 177.251 2.6375 63 767.500 34.92
Inf 40 – 50 31 474.758 2.6375 83 014.674 46.01
Inf 50 – 60 105 238.478 2.6375 277 566.486 54.25
Inf 60 – 70 110 102.516 2.6375 290 395.386 64.64
Inf 70 – 80 223 793.611 2.6375 590 255.649 73.96
Inf 80 – 90 348 999.552 2.6375 920 486.318 85.52
Inf 90 – 100 413 108.152 2.6375 1 089 572.751 93.30
Total 1 263 962.626 2.6375 3 333 701.426 79.32
Fuente: Enami EP
TABLA No 4.6: RECURSOS INFERIDOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF (75%)
Fuente: Enami EP
Rango Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Grado
CaCO3
20 1 263 962.626 2.6375 3 333 701.426 79.32
30 1 256 894.318 2.6375 3 315 058.764 79.61
40 1 232 717.067 2.6375 3 251 291.264 80.49
50 1 201 242.309 2.6375 3 168 276.590 81.39
60 1 096 003.831 2.6375 2 890 710.104 83.99
70 985 901.315 2.6375 2 600 314.718 86.16
80 762 107.704 2.6375 2 010 059.069 89.74
43
4.6.2.4. Recursos totales
TABLA No 4.7: RECURSOS TOTALES DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Fuente: Enami EP
La Tabla 4.7 muestra que los recursos disponibles (medidos + indicados) alcanzan los 67
millones de toneladas de caliza.
Categoría Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Medidos 18 212 754.061 2.6375 48 036 138.84 84.73
Indicados 7 349 842.563 2.6375 19 385 209.76 82.21
Inferidos 1 263 962.626 2.6375 3 333 701.43 79.32
44
CAPITULO V
5. MINERÍA
Para realizar un óptimo diseño de explotación para el yacimiento de calizas Isimanchi es
necesario conocer y caracterizar al macizo rocoso, por lo que en el presente capítulo
estudiaremos las propiedades físico-mecánicas de las calizas Isimanchi, en base a las
mismas se realizará el análisis y sustento técnico conforme se vaya desarrollando el diseño
de explotación.
5.1. COMPOSICIÓN QUÍMICA DE LAS CALIZAS ISIMANCHI
A continuación se muestra la tabla 5.1 donde constan los valores del análisis químico de
algunas muestras pertenecientes a los sondajes realizados por la Enami. EP
TABLA No 5.1: COMPOSICIÓN QUÍMICA DE LAS CALIZAS ISIMANCHI
COMPOSICIÓN QUÍMICA DE LAS CALIZAS DE ISIMANCHI
HOLE_ID FROM TO Al2O3 CaO Cl Fe2O3 K2O CERTIFICADO
ISI-62 169.00 171.00 <0.01 <0.001 <0.001 0.280 <0.001 QU13100932
ISI-35 184.00 186.00 0.010 54.800 0.007 0.350 <0.001 QU13075741
ISI-03 195.00 196.00 <0.01 >50 <0.001 1.020 <0.01 QU12215158
ISI-13 64.00 65.00 3.980 40.100 0.013 2.130 0.242 QU12261401
ISI-61 29.00 32.00 1.370 41.200 <0.001 0.88 0.388 QU13086811
ISI-19 200.00 201.00 0.390 41.700 <0.001 0.810 0.002 QU12277310
ISI-03 240.00 241.00 0.450 50.200 0.003 1.060 0.015 QU12048186
ISI-39 39.00 40.00 1.760 40.200 0.014 1.050 0.273 QU13077378
ISI-20 69.00 70.00 0.050 >55 <0.001 0.450 0.003 QU12277317
ISI-64 47.00 48.00 4.140 42.700 <0.001 1.780 0.981 QU13100932
45
Fuente: Enami EP
5.2. PROPIEDADES FÍSICO MECÁNICAS DE LA CALIZA
5.2.1. DENSIDAD APARENTE
Para determinar la densidad aparente de la caliza del depósito Isimanchi se empleó el
método de Arquímedes basado en la relación entre el peso de una sustancia seca (en el aire)
y el de un volumen igual de agua, en condiciones estándares, tomando en cuenta los
espacios vacíos, es decir, considerando el medio poroso inalterado.
La relación empleada para el cálculo de la densidad aparente (
), es la siguiente:
³;
/89.0/1 3
1
3
21 cm
g
cmg
GG
cmg
GG
G
Dónde:
= Densidad aparente, (g/cm
3)
G Peso seco no parafinado en el aire, (g)
1G Peso seco parafinado en el aire, (g)
2G Peso seco parafinado en agua, (g)
HOLE_ID MgO MnO Na2O P2O5 SO3 SiO2 CaCO3 CERTIFICADO
ISI-62 0.160 0.211 <0.001 0.024 0.043 0.710 97.110 QU13100932
ISI-35 0.200 0.248 <0.001 0.009 0.09 1.660 96.360 QU13075741
ISI-03 0.130 0.370 <0.01 0.030 0.570 2.380 93.970 QU12215158
ISI-13 0.700 0.364 <0.001 0.163 0.054 23.000 65.530 QU12261401
ISI-61 0.36 0.152 <0.001 0.405 0.150 21.700 73.090 QU13086811
ISI-19 0.880 0.750 <0.001 0.146 0.567 24.200 71.040 QU12277310
ISI-03 0.790 0.242 <0.001 0.245 1.125 7.430 87.390 QU12048186
ISI-39 0.360 0.134 <0.001 0.513 0.458 23.300 70.030 QU13077378
ISI-20 0.290 0.280 <0.001 0.042 0.195 0.220 98.350 QU12277317
ISI-64 0.690 0.236 0.028 0.275 0.679 20.800 66.940 QU13100932
46
Para determinar la densidad de la caliza Isimanchi se tomaron en cuenta únicamente
muestras provenientes de los sondajes y específicamente de los tramos que inciden en la
evaluación del depósito, por lo que de los 2 211 ensayos realizados únicamente 1 819
intervinieron en ésta determinación. Las muestras seleccionadas para realizar los ensayos de
densidad fueron tomadas de manera sistemática cada 5 metros.
Los resultados de acuerdo al tipo de caliza se exponen a continuación en la tabla 5.2.
TABLA No 5.2: DISTRIBUCIÓN DE DENSIDADES POR LITOLOGÍA
Litología Número de
Muestras
Promedio
densidad por
litología (g/cm³)
Porcentaje de
influencia (%)
Caliza gris 1131 2,6589 62,177
Caliza Negra 275 2,6367 15,118
Brecha Calcárea 170 2,6270 9,346
Lutita Calcárea 88 2,4912 4,838
Sedimento Calcáreo 65 2,6976 3,573
Diorita 30 2,4924 1,649
Calcoarenita 17 2,7015 0,935
Hornfels 17 2,7479 0,935
Arcillas 7 1,5832 0,385
Marga 7 2,7200 0,385
Brecha hidrotermal 4 2,7778 0,220
Saprolita 3 1,8173 0,165
Falla 2 2,5212 0,110
Lutita 1 1,4448 0,055
Paleosuelo 1 2,0978 0,055
Suelo 1 1,4864 0,055
Total Muestras 1819
2,6375 (2,64)
Densidad Depósito Isimanchi (Promedio) de todas las muestras)
Fuente: Enami EP
47
5.2.2. PESO ESPECÍFICO
El peso específico se define como la relación existente entre el peso de la parte dura y el de
igual volumen, excluyendo porosidad, fisuras, humedad y fracturamiento. Está dado por la
siguiente expresión:
³;
cm
g
V
G
; [gramos fuerza]
Dónde:
Peso específico, (g/cm³)
G Peso parte dura de la roca, gf (gramos fuerza)
V Unidad de volumen parte dura, (cm³)
El peso específico determinado en el laboratorio es de 2,66 g/cm³ valor obtenido en base a
la media aritmética de 4 ensayos (Ver tabla 5.3 y Anexo N°03)
TABLA No 5.3: ENSAYO DE PESO ESPECÍFICO
RESUMEN DE LOS ENSAYOS DE PESO
ESPECÍFICO DE LAS MUESTRAS DE
CALIZA
Muestra Peso específico Unidades
01 ISI-05 2,7 g/cm³
02 ISI-38 2,72 g/cm³
03 ISI-65 2,65 g/cm³
Media 2,69 g/cm³
Fuente: Autor de la investigación
48
V
Vp
5.2.3. POROSIDAD
Se denomina porosidad al espacio total de poros (espacios vacíos) comprendido dentro de la
parte dura de una roca absolutamente seca.
Se calcula mediante la siguiente expresión:
Dónde:
Coeficiente de porosidad
Vp Volumen total de los poros en la muestra de a roca, (cm3)
V Volumen total de la muestra, (cm3)
5.2.4. ESPONJAMIENTO
Es el aumento de su volumen, como resultado de la trituración o arranque, en comparación
con el volumen que ellas ocupan en el macizo in situ (antes de la trituración o extracción).
El esponjamiento se valora por una magnitud adimensional que es el “coeficiente de
esponjamiento” que expresa la relación del volumen de roca después de su trituración o
arranque para el volumen de la misma en el macizo. (Ver tabla 5.4)
situin
VoladantoEsponjamie
V
VrxK
Dónde:
ntoEsponjamieK
Coeficiente de esponjamiento
VoladaVrx Volumen de la roca después de la voladura, (cm3)
situinV Volumen de la roca en el macizo (in situ), (cm3)
49
TABLA No 5.4: VALORES REFERENCIALES DE FACTORES DE ESPONJAMIENTO
Material
Kg por m3
suelto
(Kg/m3s)
Kg por m3 en
banco
(Kg/m3 b)
Porcentaje de
expansión
“PE” (%)
Factor de
expansión
volumétrica “V” ó “FCV”
Grava, arcilla seca 1700 1300 31,5 0,76
Grava arcilla moja 2,2 1600 39 0,72
Carbón (antracita) 1450 1070 36 0,73
Tierra y marga (s) 1540 1250 23 0,81
Tierra y marga (m 2000 1600 25 0,8
Rocas bien volada 2400 1600 50 0,67
Rocas trituradas 1950-2350 1430-1730 35 0,74
Rocas blandas 1800 1350 33 0,75
Escorias 1600 1300 23 0,81
Bauxitas 1600-2600 1200-1950 33 0,75
Hormigón 1950-2500 1400-1800 40 0,72
Granito 2700 1800-1500 50-80 0,67-0,56
Yeso 3000 1720 74 0,57
Caliza extraida 2400-2700 1400-1600 67-75 0,60-0,57
Mármol 2750 1550-1650 67-75 0,60-0,57
Barro seco 1300-1750 1100-1500 20 0,83
Barro húmedo 1750-2100 1500-1750 20 0,83
Pizarras 2700-2900 2100-2250 30 0,77
Mineral de Fe 2800-3500 2100-2600 33 0,75
Fuente: Manual de Áridos del ETSI de Minas de Madrid
50
5.3. RESISTENCIA DE LA ROCA ENCAJANTE Y DEL MINERAL
Por resistencia de las rocas se define la dificultad que ellas presentan a la ruptura frágil o a
la deformación plástica.
5.3.1. RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN
Es el mínimo esfuerzo compresivo necesario para romper una muestra de roca no
confinada, en condiciones normalizadas.
Esta resistencia puede ser determinada a partir de dos ensayos:
Ensayo de carga puntual realizado en muestras de roca irregulares.
Ensayo de compresión uniaxial o compresión simple que consiste en aplicar cargas
compresivas axiales cada vez mayores, a probetas de muestras de roca cilíndricas
regulares.
El límite de resistencia a la compresión está dado por la siguiente expresión:
2;
cm
kg
F
PcopRcop
Dónde:
Rcop
Límite de resistencia (kg/cm2)
Pcop Carga para la destrucción de la probeta (kg)
F Superficie de la sección de la probeta (cm2)
La resistencia a la compresión determinada en el laboratorio es de 515,02 (kg/cm2) valor
obtenido mediante una media aritmética de 3 ensayos realizados (Ver tabla 5.5 y Anexo N°
03: ENSAYOS DE LABORATORIO).
51
Resina
Pernos Rótula
TABLA No 5.5: ENSAYO DE RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN DE LA CALIZA
ENSAYO DE RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN PARA LAS CALIZAS DE ISIMANCHI
Muestra Resistencia
Compresión (kg/cm2)
Resistencia
Compresión (MPa)
01 ISI-05 432,66 42,43
02 ISI-38 696,50 68,30
03 ISI-65 415,90 40,79
Media 515,02 50,51
Fuente: Autor de la investigación
5.3.2. RESISTENCIA A LA TRACCIÓN
Está definida por el resultado de un esfuerzo compresivo, es una tensión horizontal y un
esfuerzo compresivo variable.
En el ensayo a tracción, la norma ISRM nos indica los métodos para determinar la
resistencia a tracción de una roca.
Métodos directos. Consiste en someter a una muestra cilíndrica a tracción por sus
extremos. (No suele ser utilizado debido a su complejidad). (Ver figura 5.1)
FIGURA 5.1: Tracción directa
Fuente: Autor de la investigación
52
Ensayo brasileño o también conocido como Ensayo de Tracción Indirecta. En el
cual se somete a la probeta cilíndrica (disco de roca y/o mineral) a una carga lineal
compresiva por medio de planchas de una prensa que actúan a lo largo de su
diámetro. (Ver figura 5.2)
La carga es aplicada hasta que la muestra de roca llegue a su destrucción; la probeta
rocosa suele romperse en la mayoría de los casos separándose en dos mitades según
el eje de carga diametral.
FIGURA 5.2: Ensayo de Tracción Inversa
Fuente: Autor de la investigación
El límite de resistencia a la tracción está dado por la siguiente expresión:
2;
2
cm
kg
LD
PcopR rit
Dónde:
triR
Límite de resistencia a la tracción (kgf/cm2)
Pcop
Carga para la destrucción de la probeta (kg)
D Diámetro de la probeta (cm)
L Longitud de la probeta (cm)
53
La resistencia a la tracción se determinó en el laboratorio mediante el ensayo de tracción
indirecta resultando un valor de 10,43 (kg/cm2), valor obtenido mediante una media
aritmética de 3 ensayos realizados (Ver tabla 5.6 y Anexo N° 03: ENSAYOS DE
LABORATORIO).
TABLA No 5.6: ENSAYO DE RESISTENCIA A LA TRACCIÓN DE LA CALIZA
Fuente: Autor de la investigación
5.3.3. RESISTENCIA AL CIZALLAMIENTO
Se define como la carga máxima resistida por la probeta, dividida por la sección inicial de la
probeta. Se la conoce también como resistencia al corte. (Ver figura 5.3)
El límite de resistencia al corte está dado por la siguiente expresión:
2;
cm
kg
F
Pc
Dónde:
c Resistencia al cizallamiento, (kgf/cm2)
P Fuerza de destrucción de la probeta, (Kgf)
F Superficie de la sección de la muestra, (cm2)
ENSAYO DE TRACCIÓN INDIRECTA PARA LAS CALIZAS
ISIMANCHI
Muestra
cilíndrica
Diámetro
(mm)
Altura
(mm)
Carga máx.
(kg)
Esfuerzo a la
tensión
(kg/cm²)
01 ISI-05 6,35 2,86 1,9 6,6
02 ISI-38 6,31 2,71 4,3 16
03 ISI-65 6,32 3,13 2,7 8,7
Media 10,43
54
FIGURA 5.3: Medidor de resistencia al corte
Fuente: Wikipedia
5.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA
La clasificación geomecánica tiene por objeto caracterizar un determinado macizo rocoso
en función de una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor. Por medio de
la clasificación se llega a calcular un índice característico de la roca, que permite describir
numéricamente la calidad de la misma
5.4.1. CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS SEGÚN PROTODYAKONOV
Protodyakonov clasificó a las rocas sobre la base del coeficiente de resistencia “f”; este
parámetro es equivalente a la décima parte de la resistencia de la roca sometida a la
compresión simple expresada en (MPa). (Ver tabla 5.7)
10
MPaRf
cop
Dónde:
f Coeficiente de resistencia, (adimensional)
copR Resistencia de la calizas Isimanchi a la compresión simple = 50,51 (MPa)
051,510
51,50f
Coeficiente de Protodyakonov para la caliza Isimanchi f = 5
55
TABLA No 5.7: CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS SEGÚN PROTODYAKONOV
CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS SEGÚN PROTODYAKONOV
Categoría
Grado de
resistencia de
la roca
Rocas
Coeficiente
de
Resistencia "F"
Angulo de
Resistencia
Interna "B"
I
Rocas
resistentes en
alto grado
Cuarcitas y Basaltos resistentes, compactos y viscosos.
De dureza exclusiva en relación con otras rocas. 20 80 07´
II Rocas muy
resistentes
Rocas granitoides muy resistentes. Pórfido cuarcífero,
esquistos silíceos. Cuarcitas menos resistentes. Las areniscas y
calizas más resistentes.
15 86 11´
III Rocas
resistentes
Granito (compacto y rocas graníticas. Areniscas y Calizas
muy resistentes. Filones de cuarzo mineral. Conglomerados
resistentes. Minerales ferrosos muy resistentes.
10 84 18´
III a Rocas
resistentes
Calizas (resistentes). Granito no resistente. Areniscas
resistentes. Mármol resistente, dolomita. Piritas. 8 82 53´
IV
Rocas sufí-
cientemente resistentes.
Arenisca común. Minerales de hierro 6 80 32´
IV a Idem Esquistos arenosos, areniscas esquistosas. 5 78 41´
V Rocas de
resistencia
Esquistos arcillosos resistentes. Areniscas y calizas no
resistentes, conglomerados suaves. 4 75 58´
V a Idem Diferentes esquistos (no resistentes). Margas compactas.
3 71 34´
VI
Rocas
suficiente-
mente suaves
Esquistos suaves. Calizas, cretas, sal gema, yeso muy suave.
Suelos congelados, antrasita. Margas corrientes. Areniscas
desmenuzadas, guijos cementados, suelos pedregosos.
2 63 26´
VI a Idem Suelos cascajosos. Esquistos destrozados, arcillas y ripios
prensados, carbón de piedra resistente, arcilla endurecida. 1.5 63 23´
VII Rocas suaves Arcilla (compacta). Carbón de piedra suave, recubrimientos
resistentes, suelos arcillosos. 1 45 00´
VII a Idem Arcilla arenosa suave, loess, grava. 0,8 38 40´
VIII Rocas terrosas Suelo cultivable. Turba. Arcilla terrosa liviana. Arena húmeda. 0,6 30 58´
IX Rocas
pulverulentas Arena, detritus, grava, tierra suelta, carbón extraído. 0,5 26 33´
X Rocas
fluyentes
Arenas fluyentes, suelos pantanosos, loess diluidos y otros
suelos diludos. 0,3 16 42´
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr.
Humberto Sosa - 1989
56
5.4.2. CLASIFICACION DE DEERE (RQD)
RQD (Rock Quality Designation), este índice de recuperación RQD se determina con
testigos de sondajes iguales o mayores a 10 cm de longitud, los mismos que son sumados y
posteriormente divididos para la longitud total del muestreo. (Ver figura 5.4)
analizadotramodelLongitud
cmamayorestestigosdeLongitudRQD
10%
En el caso de no disponerse de testigos de perforación el ROD se estima de las siguientes
formas:
Mediante el promedio del espaciado de discontinuidades, es decir, el número de
discontinuidades dividida para la longitud de la línea de muestreo.
)1*1,0(*100 *1.0 eRQD
Dónde:
)/1: idadesdiscontinudefrecuencia
Por conteo del número de fracturas existentes en un metro lineal (línea de
muestreo), y se aplica la siguiente fórmula:
)4(100 nRQD
Dónde:
n = número de fracturas por metro
57
FIGURA 5.4: DETERMINACIÓN DEL RQD (SONDAJE ISI 01- PROFUNDIDAD 70-80 m)
analizadotramodelLongitud
cmamayorestestigosdeLongitudRQD
10%
cmamayores
sdiaclasadonoTestigos
10
100*)1000(
)77555255436255594977(
cm
cmRQD
cmanferioresio
sdiaclasadoTestigos
10
4.58RQD
Fuente: Autor de la investigación
58
El valor del índice de calidad (RQD), obtenido anteriormente para las calizas Isimanchi fue de
58,40 mismo que al compararlo con los valores de la tabla 5.8 nos indica que corresponde a
una roca de calidad regular.
TABLA No.5.8: ÍNDICE RQD EN FUNCIÓN DE LA CALIDAD DE LA ROCA
Índice de Calidad RQD (%)
Calidad
0-25 Muy mala
25-50 Mala
50 – 75 Regular
75-90 Buena
90 – 100 Excelente.
Fuente: Autor de la investigación
5.4.3. CLASIFICACIÓN DE BIENAWSKI (RMR)
Este sistema de clasificación se ha desarrollado en base a otras clasificaciones existentes, la
mayor limitación de esta clasificación está en su aplicación en rocas expansivas y fluyentes.
El parámetro que define la clasificación es el denominado índice RMR (ROCK MASS
RATING), que indica la calidad del macizo rocoso en cada dominio estructural a partir de los
siguientes parámetros:
a) Resistencia a la compresión simple de la roca intacta, es decir de la parte de la roca que
no presenta discontinuidades estructurales. (Ver fotografía 5.1 y Anexo N°03)
FOTOGRAFÍA 5.1:
Ensayo de compresión uniaxial
2;
cm
kg
F
PcopRcop
Fuente: Autor de la investigación
59
b) RQD (Índice de calidad de la roca según Deere).
c) Espaciado de las juntas o diaclasas , que es la distancia medida entre los planos de
discontinuidad de cada familia. (Ver fotografía 5.2)
FOTOGRAFÍA 5.2: Espaciamiento de las juntas
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
d) Estado de las discontinuidades , el cual considera a los siguientes parámetros:
Persistencia (extensión en área o tamaño de una discontinuidad), es indirectamente
proporcional a la estabilidad del macizo rocoso. (Ver fotografía 5.3)
FOTOGRAFÍA 5.3: Persistencia
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
60
Apertura, es la separación entre las paredes rocosas de una discontinuidad o el grado
de abierto que ésta presenta; es indirectamente proporcional a la estabilidad del macizo
rocoso. (Ver fotografía 5.4)
FOTOGRAFÍA 5.4: Apertura
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
Rugosidad, es la aspereza o irregularidad de la superficie de la discontinuidad. Es
directamente proporcional a la competencia del macizo rocoso. (Ver fotografía 5.5)
FOTOGRAFÍA 5.5: Rugosidad
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
61
Relleno de las Juntas , son los materiales que se encuentran dentro de la
discontinuidad. Cuando los materiales son suaves, la masa rocosa es menos
competente y cuando éstos son más duros, ésta es más competente. (Ver
fotografía 5.6)
FOTOGRAFÍA 5.6: Relleno de las juntas
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
Alteración, fenómeno que causa una notable debilidad mecánica en la roca, por una
pérdida de resistencia, se produce gradualmente en el tiempo como resultado de la
meteorización.
e) Presencia de Agua, en un macizo rocoso diaclasado, el agua tiene gran influencia sobre su
comportamiento, la descripción utilizada para este criterio son: completamente seco,
húmedo, mojado, goteo y flujo.
f) Orientación de las discontinuidades . Es la posición de la discontinuidad en el
espacio y comúnmente es descrito por su rumbo y buzamiento. Cuando un grupo de
discontinuidades se presentan con similar orientación o en otras palabras son aproximadamente
paralelas, se dice que éstas forman un "sistema" o una "familia" de discontinuidades. (Ver
fotografía 5.7)
62
FOTOGRAFÍA 5.7: Orientación de discontinuidades (Rumbo, buzamiento)
Fuente: http://es.slideshare.net/Irveen/mecanica-de-rocas
VALORACION RMR = (a + b + c + d + e) + (– f )
TABLA No 5.09: CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO CON RELACIÓN AL ÍNDICE RMR
CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO CON RELACIÓN AL ÍNDICE
RMR
CLASE CALIDAD VALORACION
RMR COHESION
(kPa) ANGULO DE
ROZAMIENTO
I Muy buena 81 – 100 >400 > 45°
II Buena 61 – 80 300 – 400 35° - 45°
III Media 41 – 60 200 – 300 25° - 35°
IV Mala 21 – 40 100 – 200 15o
- 25°
V Muy mala 00 – 20 < 100 < 15°
Fuente: Autor de la investigación
63
TABLA No 5.10: CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI (RMR), SONDAJE ISI – 05
VALO RACIÓ N DEL MACIZO RO CO SO PARA EL SO NDAJE ISI-05 PRO YECTO ISIMANCHI Clasificación RMR de Bieniawski (1989)
PARÁMETRO RANGO DE VALO RES Y VALO RACIO NES VALO RACIÓ N
a) RESIST. CO MP. UNIAXIAL (MPa) > 250 15 100 – 250 12 50 – 100 7 25 – 50 4 < 25 2 < 5 1 < 1 0 a
07
b) RQ D % 90 – 100 20 75 – 90 17 50 -75 13 25 – 50 8 < 25 3 b 13
c) ESPACIAMIENTO DE JUNTAS (m) > 2 20 0.6 – 2 15 0.2 - 0.6 10 0.06 - 0.2 8 < 0.06 5 c 08
d) ESTADO DE LAS
DISCONTINUIDADES
PERSISTENCIA < 1m. 6 1 - 3m. 4 3 - 10m 2 10 – 20 m 1 > 20m 0 1d 06
APERTURA Cerrada 6 < 0.1mm. 5 0.1 - 1.0mm. 4 1 - 5mm 1 > 5mm. 0 2d 04
RUGO SIDAD Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Lisa 1 Espejo de falla 0 3d 03
RELLENO Limpia 6 Duro < 5mm. 4 Dura > 5mm. 2 Suave < 5mm. 1 Suave > 5mm. 0 4d 01
ALTERACIÓ N Sana 6 Lig. Alterada 5 Mod. Alterada 3 Muy Alterada 2 Descompuesta 0 5d 05
e) AGUA SUBTERRÁNEA Seco 15 Húmedo 10 Mojado 7 Goteo 4 Flujo 0 e 10
f) O RIENTACIÒN
DE LAS DISCONTINUIDADES
TALUDES Muy favorable 0 Favorable -5 Regular -25 Desfavorable -50 Muy desfavorable -60 f 0
VALO R ÌNDICE (Suma de valoraciones a + b + c + d + e) = 57
VALO R RMR = (VALO R ÌNDICE + Valoración f) = 57
CLASE DE MACIZO RO CO SO
RMR 100 - 81 80 - 61 60 – 41 40 – 21 20 -0 III
DESCRIPCIÓN I MUY BUENA II BUENA III REGULAR IV MALA V MUY MALA REGULAR
De acuerdo a la clasificación geomecánica RMR, el macizo rocoso perteneciente a la zona atravesada por el sondaje ISI-05 corresponde
a una clase de “Roca Regular” con una cohesión entre (200 – 300 kPa) y un Angulo de rozamiento entre (20° - 35°). Tabla N° 5.9.
Favorable
Fuente: Autor de la investigación
64
CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI (RMR), SONDAJE ISI – 01
TABLA Nº 5.11: PARÁMETROS ANALIZADOS EN EL RMR
VALORACIÒN DEL MACIZO ROCOSO SEGÙN RMR – BIENIAWSKI
RESISTENCIA
COMPRESIÒN
UNIAXIAL
R6 >250 15 R5 100-250 12 R4 50-100 7 R3 25-50 4 R2 25-5 2 R1 5-1
1 <1
0
R Q D ( % )
90-100 20
75-90 17
50-75 13
25-50 8
<25 3
ESPACIAMIENTO DE JUNTAS 1 >2 m 20 2 60 cm - 2 m 15 3 20 - 60 cm 10 4 6 - 20 cm 8 5 < 6 cm 5
Persistencia 1 <1m long. 6 2 1-3 m Lon. 4 3 3-10m Lon. 2 4 10-20 m Lon. 1 5 > 20 m Lon. 0
CONDICIÒN Apertura 1 Cerrada 6 2 < 0.1mm 5 3 0.1-1 mm 4 4 1-5 mm 1 5 > 5 mm 0
DE LAS Rugosidad 1 Muy Rugosa 6 2 Rugosa 5 3 Lig. Rugosa 3 4 Lisa 1 5 Espejo de falla 0
JUNTAS Relleno 1 Limpia 6 2 Dura < 5mm 4 3 Dura > 5mm 2 4 Suave < 5 mm 1 5 Suave > 5 mm 0
Alteraciòn 1 Sana 6 2 Lig. Alterada 5 3 Med. Alterada 3 4 Muy Alterada 2 5 Descompuesta 0
AGUAS SUBTERRÁNEAS 1 Seco 15 2 Húmedo 10 3 Mojado 7 4 Goteo 4 5 Flujo 0
TIPO DE FRACTURAS
TIPO DE ALTERACIÓN
D Diaclasa
A1 Sana
E Estratificación
A2 Ligeramente alterada
F – Fz Zona de falla
A3 Moderadamente alterada
Ct Contacto
A4 Muy alterada
Bx Brecha
A5 Descompuesta
TABLA No 5.12: CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO CON RELACIÓN AL ÍNDICE RMR
VALOR TOTAL RMR ( extreme of valuations )
RMR 100 - 81 80 - 61 60 – 41 40 – 21 20 – 0
DESCRIPCIÒN I-MUY BUENA II-BUENA III – REGULAR IV-MALA V- MUY MALA
65
TABLA No 5.13: CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI (RMR), SONDAJE ISI – 01
PRO FUN-
DIDAD
%
D
E
R E
C U P E
R A C I
Ó N
R C E O
S M I P S R T E
E S N I C Ó I N
A
RQ D ESPACIAMIENTO
CO NDICIO N DE LAS FRACTURAS
S U
B A T G E U R
A R A N E
A
RMR
D E
S D E
H A
S T A
PERSIS-TENCIA
APER-TURA
RUGO SIDAD
RELLENO ALTERA-CIÓ N
(m) (m)
G R A D
O
V A L O
R
(m) %
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
T Y P O
G R A D
O
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
G R A D
O
V A L O
R
V A L O
R
T I P O
0.00 2.00 100 R0 0 0.0 0.0 0 5 5 3 2 5 0 5 0
5 0 5 0 5 0 7 V – MUY MALA
2.00 5.00 40 R3 4 0.35 11.7 3 4 8 3 2 2 5 2 5
2 4 1 6 1 15 52 III – REGULAR
5.00 8.00 85 R3 4 2.75 91.7 20 3 10 3 2 2 5 2 5
2 4 1 6 1 15 71 II - BUENA
8.00 8.50 10 R3 4 0.00 0.0 0 5 5 3 2 3 4 2 5
2 4 1 6 1 15 45 III – REGULAR
8.50 12.5 30 R3 4 0.00 0.0 0 4 8 3 2 3 4 2 5
2 4 1 6 1 15 48 III – REGULAR
12.50 14.9 100 R3 4 2.40 100 20 3 10 3 2 3 4 4 1
2 4 1 6 1 15 66 II - BUENA
14.90 16.7 90 R3 4 0.72 40.0 8 3 10 3 2 3 4 2 5
2 4 1 6 1 15 58 III – REGULAR
16.70 19.0 100 R3 4 2.30 100 20 2 15 3 2 3 4 2 5
2 4 1 6 1 15 75 II - BUENA
19.00 19.5 100 R3 4 0.30 60.0 13 3 10 3 2 3 4 4 1
2 4 1 6 1 15 59 III – REGULAR
19.50 20.0 80 R3 4 0.00 0.0 0 4 8 3 2 3 4 4 1
2 4 1 6 1 15 44 III – REGULAR
20.00 20.5 100 R3 4 0.20 40.0 8 3 10 3 2 5 0 3 3
2 4 1 6 1 15 52 III – REGULAR
20.50 21.3 40 R3 4 0.00 0.0 0 5 5 3 2 4 1 3 3
3 2 1 6 1 15 38 IV – MALA
21.30 24.8 100 R3 4 2.84 80.0 17 3 10 3 2 2 5 3 3
3 2 1 6 1 15 64 II - BUENA
24.85 25.5 100 R3 4 0.26 40.0 8 3 10 3 2 2 5 3 3
3 2 1 6 1 15 55 III – REGULAR
25.50 30.0 30 R3 4 0.00 0.0 0 4 8 3 2 2 5 3 3
3 2 1 6 1 15 45 III – REGULAR
30.00 31.85 80 R3 4 0.00 0.0 0 3 10 3 2 2 5 3 3
3 2 1 6 1 15 47 III – REGULAR
31.85 32.7 100 R3 4 0.69 80.7 17 2 15 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 71 II - BUENA
66
32.70 33.6 70 R3 4 0.00 0.0 0 3 10 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 49 III – REGULAR
33.60 36.0 100 R3 4 0.24 10.0 3 3 10 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 52 III – REGULAR
36.00 37.4 10 R3 4 1.12 80.0 17 3 10 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 66 II - BUENA
37.40 38.2 80 R3 4 0.00 0.0 0 4 8 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 47 III – REGULAR
38.20 40.0 100 R3 4 0.00 0.0 0 5 5 3 2 2 5 2 5
3 2 1 6 1 15 44 III – REGULAR
40.00 43.7 100 R3 4 2.58 69.7 13 4 8 3 2 2 5 4 1
3 2 1 6 1 15 56 III – REGULAR
43.70 45.0 100 R3 4 1.15 88.5 17 3 10 3 2 2 5 3 3
2 4 1 6 1 15 66 II - BUENA
45.00 46.6 100 R3 4 0.99 60.0 13 3 10 3 2 1 6 2 5
2 4 1 6 1 15 65 II - BUENA
46.65 50.2 100 R3 4 3.20 90.1 20 3 10 3 2 3 4 3 3
2 4 1 6 1 15 68 II - BUENA
50.20 52.8 90 R3 4 0.93 35.1 8 4 8 3 2 3 4 3 3
3 2 1 6 1 15 52 III – REGULAR
52.85 58.0 100 R3 4 4.64 90.1 20 3 10 3 2 4 1 2 5
3 2 1 6 1 15 65 II - BUENA
58.00 64.5 100 R4 7 5.85 90.0 20 3 10 4 1 4 1 2 5
3 2 1 6 1 15 67 II - BUENA
64.50 72.4 100 R4 7 7.11 90.0 20 3 10 4 1 5 0 2 5
3 2 1 6 1 15 66 II - BUENA
72.40 73.5 100 R4 7 0.77 70.0 13 3 10 3 2 4 1 2 5
3 2 1 6 2 10 56 III – REGULAR
73.50 75.6 100 R4 7 1.29 60.0 13 3 10 3 2 3 4 2 5
3 2 1 6 1 15 64 II - BUENA
75.65 82.6 100 R4 7 5.60 80.0 17 3 10 3 2 3 4 2 5
3 2 1 6 1 15 68 II - BUENA
82.65 84.6 60 R4 7 0.40 20.0 3 4 8 3 2 3 4 2 5
3 2 1 6 1 15 52 III – REGULAR
84.65 87.65 20 R4 7 0.00 0.0 0 5 5 3 2 3 4 2 5
3 2 1 6 1 15 46 III – REGULAR
87.65 88.3 100 R3 4 0.65 100 20 4 8 3 2 4 1 2 5 CaCo3 3 2 1 6 1 15 63 II - BUENA
88.30 88.65 80 R2 2 0.28 80.0 17 4 8 3 2 4 1 4 1
5 0 1 6 1 15 52 III – REGULAR
88.65 89.6 100 R3 4 0.95 100 20 3 10 3 2 4 1 3 3
3 2 1 6 1 15 63 II - BUENA
89.60 97.0 90 R2 2 6.66 90.0 20 3 10 3 2 4 1 3 3
3 2 2 5 1 15 60 III – REGULAR
Fuente: Enami EP
67
FIGURA 5.5: CALIDAD GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO DEL SONDAJE
ISI – 01 EN RELACIÓN AL RMR
Fuente: Autor de la investigación
De acuerdo a la clasificación geomecánica RMR, el macizo rocoso perteneciente a la zona
atravesada por el sondaje ISI-01 corresponde a una clase que varía de “Roca Regular a
Roca Buena”, con una cohesión entre 200 – 300 kPa y un ángulo de rozamiento de 20° -
35°. Tabla N° 5.09.
5.5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN
El diseño de explotación de una mina tiene como objetivo principal conseguir un empleo
óptimo tanto de los recursos técnicos, tecnológicos, económicos y materiales, para obtener
una explotación racional del recurso mineral, ejerciendo el menor impacto negativo posible,
en condiciones seguras, con altos rendimientos, a un bajo costo de producción y con
rentabilidad para la empresa.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
2.00 12.50 19.50 24.85 32.70 38.20 46.65 64.50 82.65 88.65
RM
R
PROFUNDIDAD (m)
CALIDAD DE LA ROCA SONDAJE ISI-01
BIENIAWSKI PROMEDIO B
68
En el diseño de explotación de una mina a cielo abierto se consideran los siguientes
factores:
Geológicos del yacimiento.- Son: tamaño, forma, inclinación, límites de
mineralización, contenido del mineral útil, estabilidad de las rocas
Técnicos del equipo.- Corresponden a la perforación de rocas, carga de explosivos
y voladura, carguío y transporte, trituración.
Económicos.- Entre estos tenemos las reservas minerales, costos de explotación,
pérdidas de mineral, dilución del contenido útil, financiamiento de la operación,
personal calificado, disponibilidad de equipos.
Locales o regionales.- Referidos a la situación geográfica del yacimiento,
condiciones climatológicas de la zona.
Ambientales.- Entre estos tenemos el espesor suelo vegetal, ubicación de
escombreras, protección/afectación del entorno, participación comunitaria
5.6. ELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
Los métodos mineros pueden definirse como los procedimientos utilizados en orden
espacial con los que se lleva a cabo la extracción de los materiales pétreos, dependiendo de
las características topográficas, morfológicas, así como también los factores mineros y
geológicos del yacimiento.
Dadas las condiciones geológicas del depósito Isimanchi, registradas en los estudios de
exploración, y considerando que una parte del yacimiento se encuentra aflorando y en el
resto la sobrecarga es mínima (yacimiento superficial), el sistema apropiado de explotación
es a cielo abierto. (Anexo N° 07: RESERVAS - CORTES GEOLÓGICOS YACIMIENTO
ISIMANCHI)
El yacimiento Isimanchi corresponde al tipo de canteras en ladera (Ver fotografía 5.6);
éstas explotaciones son las más numerosas y se caracterizan por contar con un gran
número de bancos.
69
FIGURA 5.6: GEOMORFOLOGÍA DEL ÁREA DE ESTUDIO
Fuente: Enami EP
70
Según la dirección en la que se realizan los trabajos de excavación, se propone efectuarla de
manera descendente, es decir desde los bancos superiores hasta los de menor cota, lo
cual permitirá iniciar con antelación la restauración de los mismos a medida que avancen
los frentes de explotación. Esto requiere una definición previa del talud final y,
consecuentemente un proyecto a mediano plazo.
La principal desventaja que plantea este sistema es la necesidad de construir toda la
infraestructura vial para acceder a los niveles superiores, así como una mayor distancia de
transporte en los primeros años de la cantera.
5.7. ELECCIÓN DEL SISTEMA DE EXPLOTACIÓN
Sistema de explotación a cielo abierto se denomina al conjunto de métodos seguros y
económicos que permiten realizar los trabajos mineros de preparación, destape y extracción
cumpliendo con la producción planificada para la cantera, bajo un empleo racional de las
reservas del yacimiento.
Durante la fase de exploración avanzada se establecieron los límites geológicos del
yacimiento y considerando que la potencia de estéril o sobrecarga en el depósito es mínima
o nula en ciertas zonas, el sistema de explotación a cielo abierto propuesto está basado en la
clasificación del profesor E.F. Sheshko (en función de las labores de destape), y,
corresponde al sistema de explotación con bancos descendentes y con pequeño volumen
de trabajos de destape, cuando el desplazamie nto del estéril a la escombrera no tiene
significado esencial y cuya designación convencional es A – 0. (Ver tabla 5.14 y Anexo N°-
06.-Flujograma de explotaciòn)
71
TABLA No 5.14: CLASIFICACIÓN DE LOS SISTEMAS DE EXPLOTACIÓN SEGÚN EL PROFESOR E.F. SHESHKO
GRUPOS DE SISTEMAS DE EXPLOTACIÓN SISTEMAS DE EXPLOTACIÓN DESIGNACIÓN
CONVENCIONAL
A
Con trasbordo del estéril a la escombrera por medio
de excavadoras o escombro transbordadoras
(deslizamiento transversal) o sin transporte.
Con trasbordo directo del estéril.
Con trasbordo múltiple del estéril por excavadoras.
Con trasbordo del estéril por medio de escombro transbordadores.
A – 1
A – 2
A – 3
B
Con acarreo del estéril a la escombrera con ayuda de
medios de transporte (deslizamiento longitudinal) o
con transporte.
Con acarreo del estéril: - A la escombrera interior. - A la escombrera exterior. - A ambas escombreras (interior y exterior)
B – 4
B – 5
B – 6
C
Con acarreo y trasbordo de estéril a la escombrera
(deslizamiento transversal y longitudinal) o métodos
combinados.
Con acarreo parcial del estéril a las escombreras interiores o exteriores. Con trasbordo parcial del estéril a las escombreras interiores
C – 8
A – 0
Con pequeño volumen de trabajos de destape,
cuando el desplazamiento del estéril a la escombrera
no tiene significado esencial. (800m)
A – 0
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr. Humberto Sosa - 1989
72
5.8. PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE EXPLOTACIÓN
En este punto se procederá a determinar los elementos de diseño de la explotación a cielo
abierto (Ver figura 5.7), estos son:
Profundidad de la cantera
Dirección óptima de explotación
Ángulo del talud de los bancos en trabajo y receso
Ángulo de los bordes en trabajo y en receso
Altura de los bancos
Número de bancos
Ancho de la plataforma de trabajo
Ancho de la plataforma de reserva (Berma de seguridad)
FIGURA 5.7: PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE EXPLOTACIÓN
5.8.1. PROFUNDIDAD DE LA CANTERA (H)
Para establecer la profundidad de explotación, se estableció la cota superior (Hs) que
constituye el límite superior de la explotación, y la cota inferior (Hi). De esta manera la
profundidad límite de la Cantera (H) se calcula por la siguiente expresión:
73
mHiHsH ;
Dónde:
H Profundidad de la cantera, (m)
Hs
Cota superior (límite superior máximo de la explotación)
Hs
Cota inferior (corresponde al límite de las reservas probables de la cantera), (m).
Reemplazando los valores en la igualdad, para el yacimiento de calizas Isimanchi tenemos:
mH 310
5.8.2. DIRECCIÓN ÓPTIMA DE EXPLOTACIÓN
Dadas las condiciones topográficas del terreno y teniendo en cuenta la estratificación
preferencial de la mayoría de afloramientos cuyo rumbo es NW – SE (135°), y el
buzamiento predominante es hacia el SW con un ángulo de 30° y 40°, se ha procedido a
analizar la dirección óptima de explotación para garantizar la estabilidad de los taludes
siendo esta NORESTE - SUROESTE, en frentes de estéril y mineral. (Ver figura 5.8)
FIGURA 5.8: DIRECCIÓN ÓPTIMA DE EXPLOTACIÓN EN FUNCIÓN DE LOS PLANOS DE
ESTRATIFICACIÓN
Dirección de los planos de estratificación
a) Hacia el lado del talud, borde inestable; b) Hacia el macizo, borde estable.
a) b)
74
5.8.3. ÁNGULO DE TALUD DE LOS BANCOS )(
Se define como el ángulo que forma el talud del banco con el plano horizontal (pie del
banco), está en función del tipo del material y la altura del banco. (Ver figura 5.9)
Cuanto más competente es la roca ó más baja sea la altura del banco, más vertical puede ser
el ángulo de talud; por el contrario, cuanto más suelta sea la roca o mayor la altura del
banco, más tendido deberá ser el ángulo del talud.
FIGURA 5.9: ÁNGULO DE TALUD DE LOS BANCOS
Fuente: wikipedia
El valor del ángulo de talud del banco que se asemeje al óptimo para el material en la zona
de interés (calizas), se puede tomar como referencia de tablas experimentales (TABLA
5.17), o se lo determina sobre la base del coeficiente de resistencia de Protodyakonov (f).
Este valor se lo determina usando la fórmula:
][; farctg
Dónde:
Ángulo del talud del banco, (º)
f
Coeficiente de resistencia de Protodyakonov para las calizas Isimanchi = 5,051
(Valor obtenido en la Clasificación de las Rocas Según Protodyakonov)
75
Reemplazando el valor de “f” en la ecuación, para las calizas Isimanchi tenemos que:
78051,5arctg
Normalmente para este tipo de roca de dureza media (calizas Isimanchi), es aconsejable
utilizar durante el trabajo ángulos entre 60º y 80º, por lo que y para alcanzar índices más
alto de seguridad, se opta por un ángulo de 70º, valor que garantiza la estabilidad del talud
del banco y permite que los trabajos de arranque, carga y transporte de material garanticen
la integridad tanto para los operadores, como del personal y la maquinaria empleada.
Mediante el uso de tablas experimentales se puede estimar como varían los ángulos para los
taludes en receso (bordes) en función de la profundidad de explotación. Para el yacimiento
Isimanchi correspondería usar ángulos entre 39° – 45°. (Ver tabla 5.15)
TABLA No 5.15: MAGNITUD DE ÁNGULOS (°) PARA LOS TALUDES DE LOS
BORDES EN RECESO EN FUNCIÓN DE LA PROFUNDIDAD.
Coeficiente de
Protodyakonov
(f)
Profundidad de la cantera (m)
Hasta 90 180 240 > 300
15 – 20 60 - 68° 57 - 65° 53 - 60° 48 - 54°
08 – 14 50 - 60° 48 - 57° 45 - 53° 42 - 48°
03 – 07 43 - 50° 41 - 48° 39 - 45° 36 - 43°
01 – 02 30 - 43° 28 - 41° 26 - 39° 24 - 36°
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr.
Humberto Sosa - 1989
76
TABLA No 5.16: ÁNGULO PARA TALUDES EN TRABAJO Y EN RECESO DE CANTERAS EN FUNCIÓN DEL COEFICIENTE
DE PROTODIAKONOV.
ANGULOS PARA TALUDES EN LAS CANTERAS
Grupo de rocas Características del macizo rocoso
Altura de
un banco
(m)
Angulo de talud de los bancos (grados)
En trabajo En receso
Para un banco Para 2-3 unidos
Rocas Peñascosas
Rcop > 80 MPa
f > 8
Rocas altamente resistentes, sedimentarias metamórficas
y rocas efusivas. 15 – 20 hasta 90 70 - 75 65 – 70
Rocas resistentes poco fracturadas y débilmente
meteorizadas, sedimentarias, metamórficas y efusivas. 15 – 20 hasta 80 60 - 75 55 – 60
Rocas resistentes, fracturadas y débilmente
meteorizadas, sedimentarias. metamórficas y efusivas 15 – 20 hasta 75 55 - 60 50 – 55
Rocas poco resistentes,
peñascosas y
semipeñascosas
8 ≤ Rcop < 80 MPa
f > 8
Rocas sedimentarias, metamórficas y efusivas de la zona
meteorizada, calizas relativamente estables en los
taludes, areniscas, alebrolitas y otras rocas sedimentarias
con cemento silícico, conglomerados, gneis, porfirítas,
granitos, tobas.
10 – 15 70 – 75 50 - 55 45 – 50
1 ≤ f ≤ 8
Rocas sedimentarias, metamórficas y efusivas,
altamente meteorizadas y todas las rocas intensamente
meteorizadas en los taludes (argilitas, alebrolitas,
esquistos).
10 – 15 60 – 70 35 - 45 35 – 40
Rocas suaves y
granuladas
(pulverulentas)
Rcop = 8 MPa
f < 1
Rocas arcillosas así como también todas las rocas
totalmente desintegradas (descompuestas). 10 – 15 50 – 60 40 - 45 35 – 40
Rocas arcillo – arenosas 10 – 15 40 – 50 35 - 45 30 – 40
Rocas gravo – arenosas 10 – 15 hasta 40 30 – 40 25 – 35
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr. Humberto Sosa - 1989
77
5.8.4. CÁLCULO DEL COEFICIENTE DE ESTABILIDAD REQUERIDO PARA
LOS TALUDES EN TRABAJO Y EN RECESO
El coeficiente de estabilidad se lo define como la relación existente entre las fuerzas que se
oponen al deslizamiento de un talud y las fuerzas que favorecen dicho fenómeno. Este
coeficiente de estabilidad está claramente relacionado con los sistemas de fracturamiento
presentes en el macizo, así como con las propiedades físicomecánicas del mismo; pero a su
vez puede ser controlado mediante los parámetros de diseño del sistema de explotación.
El coeficiente de Estabilidad ( ) de un talud se lo calcula a partir de la expresión:
N
a
bT
Dónde:
Coeficiente de Estabilidad del talud del banco
N
Índice que depende de la roca y mecanismo de meteorización
T Tiempo de existencia del borde de la cantera, (años)
ba, Coeficientes dependientes de la consistencia de la roca.
Los coeficientes a y b, así como el índice N, están dados de acuerdo a la Tabla 5.18
En base al estudio geotécnico realizado al macizo rocoso presente en el yacimiento
Isimanchi, se puede asociar que éste corresponde al tipo de roca continua, poco fracturada
con ligazón estructural frágil, moderada; y en cálculos posteriores se determinó que el
ángulo del borde de la cantera en trabajo es de 13,2°, y en receso es de 39,65°, por ende los
valores correspondientes para los coeficientes constan en las Tablas 5.17 y 5.18.
78
TABLA No 5.17: MAGNITUD DE LOS COEFICIENTES (a, b, N) EN FUNCIÓN DE
LAS CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA Y ÁNGULO DE TALUD DEL BORDE
Características de las rocas
Ángulo de talud del borde, grados
10° – 30 30 - 60 > 60
A b N a B N a b N
Homogéneas, frágiles sin
debilitamiento. 1,2 0,9 6,0 1,17 0,92 5,2 1,15 0,95 4,8
Continuas, poco
fracturadas con cohesión,
poco frágil
1,15 0,88 5,5 1,08 0,87 4,8 1,1 0,86 4,.6
Continuas, fracturadas
con ligazón estructural,
frágil moderada.
1,05 0,8 5,0 1,03 0,82 4,6 1,05 0,8 4,2
Heterogéneas de estructura
blocosa con distribución
grandemente irregular de
las tensiones en el macizo
1,05 0,8 4,5 1,02 0,75 4,3 1,0 0,7 4,0
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr.
Humberto Sosa - 1989
TABLA No 5.18: MAGNITUD DE LOS COEFICIENTES (a, b, N)
COEFICIENTES PARA TALUDES EN TRABAJO Y RECESO
PARA a B N T (años)
TRABAJO 1,05 0,85 5 5
RECESO 1,03 0,82 4,6 155
79
Entonces el coeficiente de Estabilidad ( ) para taludes en trabajo será:
4,105,1
85,055
Entonces el coeficiente de Estabilidad ( ) para taludes en receso será:
98,203,1
82,01556,4
TABLA No 519: COEFICIENTES DE SEGURIDAD PARA EL TIEMPO DE SERVICIO
DE LOS BORDES
Tiempo de servicio de los bordes Coeficiente de seguridad
Durante corto tiempo (hasta 1 año) 1,1 - 1,2
Mediano (hasta 20 años) 1,2 - 1,5
Largos (más de 20 años) 1,5 – 2
≥ 100 años ≥ 3
Fuente: Tecnología de explotación de minerales duros por el método a cielo abierto – Dr.
Humberto Sosa - 1989
Al comparar los resultados obtenidos en los cálculos con la TABLA No 5.19 se concluye
que para taludes en trabajo y receso, los coeficientes de seguridad de 1,4 y 2,98
respectivamente son confiables para el tiempo de vida útil del yacimiento (155 años), con
producción de 1800 Ton /día.
5.8.5. ALTURA DE LOS BANCOS
Se conoce como banco a la labor minera que por su forma de explotación se asemeja a un
escalón o grada.
Para establecer este parámetro se realizará una comparación tomando en cuenta tablas
experimentales (TABLA No 5.16), y los valores obtenidos en base de cálculos.
80
CÁLCULO DE LA ALTURA DEL BANCO
La magnitud de la altura del banco se determina con la siguiente expresión matemática:
2
cos...2
2
sen
senCHb
Dónde:
Hb Altura del banco. (m)
Ángulo del talud del banco en trabajo, = (70º) Establecido según los cálculos
C
Magnitud de cohesión de la roca
Ángulo de cohesión, (º)
La magnitud de cohesión de la roca se lo calcula con la siguiente expresión matemática:
3
KC
Dónde:
C
Magnitud de cohesión de la roca
K
Cohesión de la roca expresada en MPa = 5600 Kg/cm2 = 5,49 MPa (TABLA No
5.16)
Peso volumétrico de la caliza = 2,6375 (g / cm3); (TABLA Nº 5.2)
81
TABLA No 5.20: VALORES DE COHESIÓN PARA SUELOS Y ROCAS NO
ALTERADOS (Robertson, 1971)
MATERIALES C (Kg/m²)
Tierra muy blanda o material muy suelto 170
Tierra blanda o material suelto 340
Tierra o material firme 880
Material o tierra compactados 2200
Material o tierra muy compactados 7800
Roca muy blanda 17000
Roca blanda 56000
Roca dura 170000
Roca muy dura 560000
Roca durísima 1000000
Fuente: Evaluación de depósitos minerales – Alwyn E. Annels
Reemplazando los valores en la ecuación se tiene:
9738,04,2*3
49,5C
La magnitud del ángulo de cohesión se lo calcula con la siguiente expresión matemática:
2
tgarctg
Dónde:
Ángulo de cohesión, (º)
Magnitud del ángulo de resistencia interna para la caliza = 40º
Reemplazando el valor de en la ecuación tenemos que:
82
76,22
2
40tgarctg
Reemplazando estos valores en la ecuación inicial tenemos la altura del banco será:
m
sen
senHb 512,10
2
76,2270
76,22cos*70*09738*.2
2
Según los cálculos efectuados, la altura del banco recomendada para las calizas Isimanchi
es de 10,512 metros, además se tiene a disposición la TABLA No 5.17, en la cual están
establecidas las alturas del talud del banco (Hb = 10 – 15 m) en función del coeficiente de
resistencia “f” (en el presente caso f =5) y la práctica minera.
Al comparar los valores y tomando en consideración las características geotécnicas del
yacimiento, se propone una altura de 10 metros tanto para bancos en mineral como en
estéril, valor que se encuentra dentro de los parámetros que garantizan la estabilidad en los
bancos a explotarse; para la liquidación se considera las mismas alturas a fin de reducir el
régimen de trabajos mineros requeridos.
5.8.6. NÚMERO DE BANCOS
El número de bancos se ha determinado sobre la base de la siguiente relación:
Hb
HNb
Dónde:
Nb Número de bancos
H
Profundidad de la cantera, (m)
Hb Altura del banco, (m)
Reemplazando los valores tenemos:
83
sbancom
mNb 31
10
310
5.8.7. PLATAFORMAS DE TRABAJO
Se denomina plataforma de trabajo a los horizontales amplios donde se desarrollan las
actividades de cargado y transporte del mineral explotado. (Ver figura 5.10)
En los bordes de la cantera se pueden distinguir varios tipos de plataformas de acuerdo a su
necesidad y aplicabilidad:
Plataforma de trabajo
Plataforma de resguardo
5.8.7.1. Plataforma de trabajo
Sirve para estacionar la maquinaria minera y de transporte con la cual se realizara la
explotación de los bancos.
[1] )(;21 mBCCAB mientoAmontonapt
Dónde:
ptB Plataforma de trabajo, (m)
entoAmontonamiA Ancho de amontonamiento, (m)
1C
Espacio de maniobra de la pala cargadora, 9 (m)
2C Ancho de la vía, (m)
B Borde de seguridad o prisma de deslizamiento, (m)
84
La magnitud del ancho de amontonamiento entoAmontonamiA se calcula con la
siguiente expresión matemática:
[1.1] )(;*** mqKKvHbA prentoAmontonami
Dónde:
Hb Altura del banco = 10 m
Kv Coeficiente de volabilidad de las rocas (valor referencial = 2,7)
K Coeficiente de inclinación de los barrenos
El coeficiente de inclinación de los barrenos se calcula con la siguiente expresión
matemática:
2*5,01 2senK
Dónde:
Ángulo de inclinación del barreno con respecto a la horizontal = 90 °
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
1902
180*5,01 2
senK
prq Gasto específico proyectado
El gasto específico proyectado se calcula con la siguiente expresión matemática:
clHbcdftsepr KKKKKKQq ******
La magnitud del coeficiente de inclinación de los barrenos se calcula con la siguiente
expresión matemática:
85
*2*02,0 tracccizcop RRRQ
Dónde:
copR Resistencia a la compresión de la caliza = 515 (Kg/cm2)
cizR Resistencia al cizallamiento de la caliza = 147,5 (Kg/cm2) **
traccR Resistencia a la tracción de la caliza = 138,83 (Kg/cm2)
Peso volumétrico de la Caliza = 2,6375 (g/cm3)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
30,216375,2*283,1385,147515*02,0 Q
seK Coeficiente de capacidad de trabajo de la S.E. (ANFO = 1,3)
tK Coeficiente que toma en cuenta el fracturamiento del material
El coeficiente tK se calcula con la siguiente expresión matemática:
dmdK t
5,0
Dónde:
dmd Dimensión media de los fragmentos condicionados = 0,80 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
625,08,0
5,0tK
** Dato referencial tomado de la tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006
86
fK Coeficiente que toma en cuenta el grado de fracturamiento del macizo
La magnitud del Coeficiente fK se calcula con la siguiente expresión matemática:
2,0*2,1 lmdK f
Dónde:
lmd Longitud media entre fracturas = 0,15 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
38,02,015,0*2,1 fK
cdK Coeficiente que toma en cuenta el grado de concentración de la S.E. = 0,85
HbK Coeficiente que toma en cuenta la influencia de la altura del banco
La magnitud del Coeficiente HbK se calcula con la siguiente expresión matemática:
315
HbKHb
Dónde:
Hb Altura del banco, (m)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
145,110
153 HbK
clK Coeficiente que toma en cuenta el número de caras libres
Nota.- Para una cara libre = 12
87
Reemplazando los valores de los coeficientes en la ecuación del gasto específico proyectado
tenemos que:
3/8,7612*145,1*85,0*38,0*625,0*3,1*3,21 mgq pr
3/0768,0 mkgqpr
Reemplazando los valores en la ecuación [1.1] se tiene que:
)(5,70768,0*1*7,2*10 mA entoAmontonami
Para el cálculo de la plataforma por seguridad se utilizó el valor de 10 m
La magnitud del espacio de maniobra de la pala cargadora 1C se calcula con la
siguiente expresión matemática:
[1.2] adoracpalaladetotallongitudC arg*5,11
Dónde:
1C Espacio de maniobra de la pala cargadora (m)
Reemplazando los valores en la ecuación [1.2] se tiene que:
mC 5,139*5,11
Para el cálculo de la plataforma por seguridad se utilizó el valor de 14 m
La magnitud del ancho de la vía para dos carriles 2C se calcula con la
siguiente expresión matemática:
[1.3] naC *5,15,0*2
Dónde:
2C Ancho total de la vía, (m)
88
a Anchura del vehículo de mayor dimensión (volquete marca International Paystar
5000 = 2,6 m)
n Número de carriles = 2
Reemplazando los valores en la ecuación [1.3] se tiene que:
mC 1,92*5,15,0*6,22
Para el cálculo de la plataforma por seguridad se utilizó el valor de 11 m.
La magnitud del borde de seguridad B se calcula con la siguiente expresión
matemática:
[1.4] )(;)(* mtgHbB e
Dónde:
B Borde de seguridad o prisma de deslizamiento, (m)
Hb Altura del banco = 10 m, establecido según los cálculos
e Ángulo del talud del banco valor máximo = (90º)
Ángulo del talud del banco en trabajo, = (70º), establecido según los cálculos
Reemplazando los valores en la ecuación [1.4] tenemos que:
)(64,3)7090(*10 mtgB
Para el cálculo de la plataforma se otilizará el valor de 4 m.
Reemplazando los valores de las ecuaciones [1.1], [1.2], [1.3], [1.4] en la ecuación [1]
Plataforma de trabajo, tenemos que:
)(394111410 mBpt
89
FIGURA 5.10: PLATAFORMA DE TRABAJO
Fuente: Autor de la Investigación
5.8.7.2. Plataforma de resguardo
Se utilizan como áreas de protección, sirven para elevar la estabilidad del borde de la
cantera y para retener los pedazos de material que se desprenden en los bancos superiores.
(Ver figura 5.11)
La altura o separación entre cada plataforma (berma), así como su ancho, son función de las
características geotécnicas del macizo de explotación.
Existen criterios para determinar el ancho de las bermas de seguridad (W), según Ritchie
(1963), modificadas por Evans y Cali (1992) se tiene que:
mHbparaHbW 9;2*2,0
mHbparaHbW 9;5.4*2,0
Dónde:
W Bermas de seguridad, (m)
Hb Altura del banco = 10 m, establecido según los cálculos
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
90
)(5,65.410*2,0 mW
Para una altura de 10 m, el ancho de berma debería estar entre 4 y 6,5 m, al estar cerca del
límite establecido por Evans y Cali (9 m), se decidió que el ancho de berma sea de 6,5 m.
FIGURA 5.11: PLATAFORMA DE RESGUARDO
Fuente: Wikipedia
5.8.8. ÁNGULO DEL BORDE DE LA CANTERA EN TRABAJO
La magnitud del ángulo del borde de la cantera en trabajo Trab se calcula con la
siguiente expresión matemática:
)(;
*
pt
TrabBCtgHb
HbArctg
Dónde:
Trab Ángulo del borde de la cantera en trabajo, (°)
Hb Altura del banco = 10 m, establecido según los cálculos
Ángulo del talud del banco en trabajo, = (70º), establecido según los cálculos
91
ptB Plataforma de trabajo = 39 m, establecido según los cálculos
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
)(2,13
3970*10
10
CtgArctgTrab
5.8.9. ÁNGULO DEL BORDE DE LA CANTERA EN RECESO
La magnitud del ángulo del borde de la cantera en receso c e s oRe
se calcula con la
siguiente expresión matemática:
)(;
*** ReRe
Re
brcesoceso
cesoNxArctgHbN
HArctg
Dónde:
cesoRe
Ángulo del borde de la cantera en receso, (°)
H
Profundidad de la cantera, (m)
Hb Altura del banco = 10 m, establecido según los cálculos
cesoRe
Ángulo del talud del banco en receso, = (60º), establecido según taludes
naturales medidos in situ.
cesoNRe Número de bermas en receso (Tomado como referencia entre la
profundidad límite = 310 m y la altura del banco en receso= 10 m) = 31
brN
Número de bermas en receso (Tomado como referencia entre la
profundidad límite = 310 m y la altura del banco en receso= 10 m, menos
1) = 300
x
Ancho de la berma de resguardo = 6,5 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
92
65,39
30*5,660*10*31
3101
ReCotg
Tgceso
5.9. VÍAS DE ACCESO A LOS FRENTES DE EXPLOTACIÓN
A fin de que las vías de acceso sean técnicamente diseñadas en esta parte se procederá a
determinar los principales parámetros técnicos de las vías de acceso.
5.9.1. GRADIENTE LONGITUDINAL
Para el acceso se ha propuesto una vía en configuración Zig - Zag debido a la topografía de
la zona con 7 tramos de longitud promedio de 400 metros de longitud, con lo cual la
gradiente de la vía queda determinada por la ecuación:
%100*Horizontal
Vertical
L
HG
Dónde:
VerticalH
Altura vertical ganada, (m)
HorizontalL
Desarrollo longitudinal de la vía planteado, (m)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
%10100*400
40G
Respecto a este valor tenemos de acuerdo a condicionamientos de seguridad,
mantenimiento de equipo de transporte pesado las gradientes recomendadas son de máximo
12%, la gradiente seleccionada para nuestros tramos están por debajo de este valor, por lo
tanto nuestra vía cumple con los requerimientos de diseño en cuanto a inclinación.
93
5.9.2. ANCHO DEL CARRIL DE CIRCULACIÓN (RAMPAS)
Las rampas conforman las rutas de acceso de cada banco y por ellas serán transportados los
materiales (caliza) provenientes del frente de explotación de la mina. Ellas deben estar
diseñadas a modo que puedan absorber algunos imprevistos operacionales, tales como
derrames de bancos superiores y deslizamiento de cuñas del borde de la rampa. Además
deben considerar la berma de contención, el ancho de los camiones y una distancia minina
entre camiones. (Ver figura 5.12)
Zanja (ZD)
La zanja se construye con el fin de canalizar las aguas de drenaje, para evitar que éstas
dañen y corten los caminos. Las zanjas por lo general tienen un ancho de 1 metro por una
profundidad de 50 centímetros, lo cual dependerá de las condiciones de drenaje de la zona
(lluvias, escurrimientos superficiales o subterráneos).
Cuneta de seguridad (BS1)
Las cunetas tienen por objetivo detener o contener a los vehículos en caso de emergencia,
por ello la cuneta que está hacia el rajo tendrá que ser más alta de modo que pueda detener
efectivamente a cualquier vehículo en una emergencia. Comúnmente se utiliza como altura
de cuneta hacia el rajo la mitad del diámetro de las ruedas en los equipos que transitan en el
camino (volquete International Paystar 5000). Lo ideal es definir la altura considerando la
pendiente del tramo, la resistencia a la rodadura, el tamaño de los equipos y en lo posible
tener de referencia una prueba empírica de la situación.
Bermas de seguridad (BS2)
Las bermas de seguridad o para la contención de derrames, se diseñan en función de la
probabilidad de que ocurra alguna eventualidad geomecánica, como el desplazamiento de
una cuña o volcamiento de roca, por lo que será de mucha importancia realizar un buen
estudio de dicha probabilidad, ya que el ángulo de talud final de la zona estudiada depende
de la longitud de berma recomendada.
El ancho de bermas no necesariamente será uno en todo el rajo, sino que dependerá de las
condiciones y características geomecánicas de cada sector.
94
Distancia de seguridad (EM) (Espacio de seguridad entre camiones y bermas)
La distancia de seguridad considera el efecto visual que se produce al conducir un equipo de
gran altura, lo cual hace que el conductor perciba los objetos a una distancia menor de la
que en realidad se encuentran. Esta distancia de seguridad deberá ser mayor a dicha
distancia de percepción.
Existen rampas principales, por donde se trasladan los camiones de varias expansiones, y
rampas secundarias que sirven para una expansión determinada (menor flujo de camiones).
El ancho de la rampa está determinado por los equipos que transitan por ella. La pendiente
dependerá de la potencia que posean los camiones, en el presente diseño se utilizará una
pendiente de 10%.
Para el cálculo del ancho de la rampa, se tiene la siguiente fórmula:
ZDEMECACBSBSAR 2221
Dónde:
AR Ancho de la rampa, (m)
BS Berma de seguridad = 4 m (establecido en los cálculos)
AC Ancho de camión = 2,6 m (catálogo Volquete Intermational Paystar 5000)
EC Espacio entre camiones = (AC/2) 1,5 m
EM Espacio de seguridad entre camiones y bermas = (EC/2) = 0,75 m; o también se
lo calcula por medio de la siguiente ecuación:
VEM *5,05,0
Dónde:
V Velocidad de deslazamiento del camión = 20 km/h = 5,55 m/s
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
95
55,5*05,05,0 EM
mEM 77,0
ZD Zanja de drenaje = 1 x 0,5 m ancho, profundidad
FIGURA 5.12: ANCHO DE LA RAMPA (DOBLE VÌA)
Fuente: Autor de la investigación
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
ZDEMECACBSBSAR 2221
mAR 151)75,0*2(5,1)6,2*2(24
5.10. DESTAPE DEL YACIMIENTO
Como actividad inicial en el proceso productivo de extracción se tiene al destape, que se
define como el proceso mediante el cual el material que sobre yace o encaja el mineral es
removido y colocado en los sitos de acopio.
BS1 BS2
AC
C
AC
AC
EC EC
EM
EM
ZD
M
EM
AR AC
96
El material arrancado es acopiado en depósitos denominados Escombreras, los cuales deben
cumplir los siguientes requerimientos:
Presentar facilidades topográficas para dicha construcción.
Estar emplazado en un lugar en donde la normalidad de los trabajos mineros no se
vea afectada.
Encontrarse lo más cerca posible a los frentes de destape.
En función de estos puntos se ha escogido dos sitios que se encuentran ubicados
aproximadamente a un kilómetro de distancia del frente de explotación, en la parte baja y
abarcan una superficie de 4 y 5 ha respectivamente, lugar que cumple con los
requerimientos técnicos y ambientales para su implementación.
Para la operatividad de la escombrera se realizará algunas obras adicionales de acceso a la
parte inferior y la configuración de rampas naturales para trasiego o deslizamiento de
material estéril.
5.11. PARÁMETROS DE ARRANQUE DE MINERAL
5.11.1. RESERVAS DISPONIBLES
Las reservas totales se muestran en la Tabla 5.21 (Ver Anexo N°07)
TABLA No 5.21: RESERVAS TOTALES DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Categoría Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Medidos 18 212 754,061 2,637 5 48 036 138, 84 84.73
Indicados 7 349 842,563 2,637 5 19 385 209, 76 82.21
Totales 67 421 348, 6
Fuente: Enami EP
97
5.11.2. PARÁMETROS DE PRODUCCIÓN
La producción de caliza requerida por la EPCE, del yacimiento Isimanchi, es de 360. 000
Ton/año. Para lo cual se ha establecido el ciclo de trabajo en la mina de la siguiente manera:
En la mina se trabajarán 240 días/año (exceptuando los días sábados, domingos), es decir 20
días/mes; se tendrá un turno de 8 horas
Considerando el factor de seguridad de extracción Ks = (1,01–1,5), como 1,2, tenemos que:
La producción anual es igual a:
añotonKrequeridaanualducciónorPP sAnual /;*
año
calizaton 000432 2,1*
año
calizaton 000 360 AnualP
La producción mensual será:
mestonmeses
año
año
calizaducciónorPP Mensual /;
12
1*
mes
calizatonP Mensual 00036
12
000432
La producción diaria será:
)/(;20
1* díacalizaton
días
mes
mes
roducciónPPDiaria
día
calizatonPDiaria 8001
20
00036
La producción por hora será:
)/(;8
1* horacalizaton
horas
día
turno
roducciónPP Hora
98
)/(;2258
1800horacalizaton
horas
calizatonP Hora
horacalizamP Hora /863,856375,2
225 3
Con la finalidad de arrancar la cantidad requerida de materia prima (caliza) para cumplir
con el plan de producción, se plantea realizar una voladura cada 10 días; este volumen
deberá suministrar el equivalente a medio mes de trabajo ininterrumpido de la mina, de esta
manera el volumen arrancado en cada voladura del banco será:
]/[
][*][3mton
díasTtonPV VoladuraDiaria
Voladura
Dónde:
VoladuraV Volumen arrancado por voladura, (m3)
VoladuraT Período de tiempo en que se realizan las voladuras = 10 días
Peso volumétrico de la caliza (Densidad aparente) = 2,6375 (ton/m3)
DiariaP
Producción diaria = 1800 ton/día
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
calizatondíascalizatonVVoladura 00018][10*][8001
3
38246
]/[6375,2
][10*][8001m
mton
díascalizatonVVoladura
5.11.3. VIDA ÚTIL DEL YACIMIENTO
En base al recurso minero explotable y producción determinada, la vida útil de la cantera se
99
determina por la siguiente fórmula:
analroduucciónP
calizadeeservasRIsimanchiyacimientodelútilVida
añosañocalizaton
calizatonIsimanchiyacimientodelútilVida 155
/000432
00000067
5.12. DISEÑO DE VOLADURA
La voladura es el proceso productivo que tiene como objeto el arranque del macizo rocoso
(destape del yacimiento) y del mineral (producción).
5.12.1. ELEMENTOS O VARIABLES EN EL DISEÑO DE LA VOLADURA
También denominados parámetros de la voladura, son datos empleados en el cálculo y
diseño de los disparos.
Parámetros invariables (caracterízalas físicas de la roca)
Densidad
Dureza
Grado de físuramiento
Coeficientes de resistencia, etc.
Parámetros variables (se modifican de acuerdo a los requerimientos)
Largo del banco
Talud
Diámetro y longitud del taladro
Longitudes de las cargas
Tiempos de retardo, etc.
100
5.12.2. CÁLCULO DE LOS PARÁMETROS PARA EL DIAGRAMA DE
PERFORACIÓN
5.12.2.1. COEFICIENTE DE PERFORABILIDAD
Está en función de las características físicomecánicas de la roca a perforarse. Se lo calcula
mediante la siguiente ecuación:
*7,0*007,0 CizCopV RRK
Dónde:
VK Coeficiente de perforabilidad
copR Resistencia a la compresión de la caliza = 515 (Kg/cm2)
cizR Resistencia al cizallamiento de la caliza = 147,5 (Kg/cm2) **
Peso volumétrico de la caliza (Densidad aparente) = 2,6375 (ton/m
3)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
48,66375,2*7,05,147515*007,0 VK
Este parámetro indica que las calizas Isimanchi son rocas de perforabilidad media.
5.12.2.2. DIÁMETRO DEL BARRENO
El diámetro de perforación para explotar una cantera depende de los siguientes factores:
Ritmo de producción,
Características del macizo rocoso que se desea volar,
Grado de fragmentación requerido,
Altura del banco y configuración de las cargas,
Economía del proceso de perforación y voladura (eficiencia),
** Dato referencial tomado de la tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006
101
Dimensiones del equipo de carga.
Para el presente cálculo se usarán serán los siguientes datos:
Producción día requerida = 1800 Ton / día
Tipo de roca = Caliza
Densidad de la roca = 2,6375 gr/cm''
Tipo de Perforadora = INGERSOLL Rand EMC 590
Considerando analítica y operativamente los factores antes mencionados, se establece
que el diámetro más adecuado de perforación es 3” o sea 76mm.
5.12.2.3. BORDO, BURDEN O PIEDRA (B)
El valor del burden lo obtenemos con la ayuda de tablas experimentales preestablecidas
(Ver Tabla 5.22); para el caso del diámetro de 76 mm se tiene un burden de 1,83 m
mB 83,1
TABLA No 5.22: BURDEN ESTABLECIDO EN FUNCIÓN DEL DIÁMETRO DEL
BARRENO DE PERFORACIÓN
TIPO
DE
ROCA
DIÁMETRO DEL BARRENO [mm]
57 64 76 89 102 114 127 140
BURDEN (B) [m]
Duras
(Granito, Basalto) 1,07 1,22 1,52 1,83 2,13 2,29 2,44 2,74
Medias
(Caliza) 1,22 1,52 1,83 2,13 2,44 2,74 3,00 3,35
Suaves
(Arenisca) 1,68 1,83 2,29 2,74 3,00 3,35 3,81 4,27
102
5.12.2.4. ESPACIAMIENTO DE BARRENOS (e)
Se define como la distancia existente entre filas; su valor lo obtenemos con la ayuda de
tablas experimentales preestablecidas (Ver Tabla 5.23); para el caso del diámetro de 76 mm
se tiene un espaciamiento de 2,43 m
me 43,2
Por regularidad en el diseño de la malla, se opta el espaciamiento de 2.5 m entre columnas.
TABLA No 5.23: ESPACIAMIENTO ESTABLECIDO EN FUNCIÓN DEL DIÁMETRO
DEL BARRENO DE PERFORACIÓN
TIPO
DE
ROCA
DIÁMETRO DEL BARRENO [mm]
57 64 76 89 102 114 127 140
ESPACIAMIENTO (e) [m]
Duras
(Granito, Basalto) 1,07 1,83 2,29 2,74 3,20 3,35 3,66 4,11
Medias
(Caliza) 1,37 1,98 2,43 2,74 3,20 3,66 3,96 4,27
Suaves
(Arenisca) 1,83 2,13 2,74 3,35 3,66 3,96 4,57 5,18
5.12.2.5. PROFUNDIDAD DE SOBREPERFORACIÓN (SP)
Se define como el aumento de perforación requerido, que asegura el mantenimiento del
nivel de trabajo.
)(;*5,02,0 mBSP
Dónde:
PS
Sobreperforación, (m)
103
B
Bordo, burden o piedra = 1,83 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
mSP 732,083,1*4,0
Este parámetro también se calcula mediante la siguiente expresión matemática
)(;* mDKSP
Dónde:
PS
Sobreperforación, (m)
K
Constante en función del tipo de roca (TABLA No 5:24)
D
Diámetro del barreno de perforación = 3 pulgadas = 76 mm = 0,076 m
TABLA No 5.24: VALORES DE K EN FUNCIÓN DE LA RESISTENCIA A LA
COMPRESIÓN Y TIPO DE ROCA
TIPO DE ROCA RESISTENCIA A LA
COMPRESIÓN (Mpa) K
Blanda < 70 10
Media ≤ 70 – 120 11
Dura ≤ 120 – 180 12
Muy dura > 180 12
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
mSP 76,0076,0*10
104
Como el valor calculado mediante las dos formas, generan datos similares, se opta por una
Sobreperforación de 0,8 m.
5.12.2.6. LONGITUD DEL BARRENO
La longitud del barreno o longitud de perforación, está directamente ligada a la altura del
banco, así como también a la inclinación que a de darse al barreno (Ver figura 5.13), a fin
de que la cara remanente quede con una inclinación aproximada a la del diseño de
liquidación del talud. La fórmula para determinar este parámetro es la siguiente.
)(;)(
msen
SHL
pb
b
Dónde:
bL
Longitud del barreno, (m)
bH
Altura del banco = 10 m
PS
Sobreperforación = 0,8m
Ángulo de inclinación del barreno respecto a la horizontal = 70°
FIGURA 5.13: LONGITUD DE PERFORACIÓN
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
105
msen
Lb 5,11)70(
8,010
5.12.2.7. LONGITUD DEL RETACADO (Lt)
Corresponde a la zona inerte del barreno y tiene la función de impedir la salida de los
productos de detonación (gases), para que la onda expansiva sea eficiente.
El valor de la longitud de retacado lo obtenemos con la aplicación de una fórmula empírica
que toma en cuenta el diámetro del barreno (0,076 m).
)(;*)3020( mDLt
Dónde:
tL
Longitud de retacado, (m)
D
Diámetro del barreno de perforación = 3 pulgadas = 76 mm = 0,076 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
mLt 28,2076,0*30
Se tomará el valor de 2,3 m como longitud de retacado.
5.12.2.8. LONGITUD DE LA CARGA (Lc)
Corresponde a la zona cargada del barreno y tiene la función de romper el macizo rocoso.
El valor de la longitud de la carga lo obtenemos con la aplicación de la siguiente ecuación.
)(; mLLL tbc
Dónde:
106
cL
Longitud de la carga, (m)
bL
Longitud del barreno = 11,5 m
tL
Longitud de retacado = 2,3 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
mLc 2,93,25,11
5.12.2.9. CANTIDAD DE EXPLOSIVOS POR METRO DE BARRENO (CExpl)
La fórmula para determinar este parámetro es la siguiente:
)/(;**5065,0 2 mkgdC ExplExpl
Dónde:
ExplC
Cantidad de sustancia explosiva por metro de barreno, (kg/m)
5065,0
Constante
Expl
Densidad del explosivo (Anfo aluminizado) = 0,88 (Fuente: Explocen)
d
Diámetro de la cala = 3 pulgadas
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
mkgCExpl /01,4)3(*88,0*5065,0 2
5.12.2.10. CANTIDAD DE EXPLOSIVOS POR BARRENO (CE.B)
Para calcular este parámetro utilizamos la siguiente ecuación:
)/(;*. barrenokgCLC ExplCBE
107
Dónde:
BEC . Cantidad de sustancia explosiva por barreno perforado, (kg/barreno)
cL
Longitud de la carga = 9,2 m
ExplC
Cantidad de sustancia explosiva por metro de barreno = 4,01kg/m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
barrenokgC BE /3701,4*2,9.
5.12.2.11. VOLUMEN DE CALIZA ARRANCADA POR BARRENO
Para calcular este parámetro utilizamos la siguiente ecuación:
)(;** 3mLeBV bR
Dónde:
RV
Volumen de caliza volada del macizo por barreno perforado, (m3)
B
Bordo, burden o piedra = 1,83 m
e
Espaciamiento = 2,5 m
bL
Longitud del barreno perforado = 11,5 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
361,525,11*5,2*83,1 mVR
5.12.2.12. TONELAJE DE CALIZA ARRANCADA POR BARRENO
Se lo calcula por medio de la siguiente ecuación.
)/(;* barrenotonVTon RBarreno
108
Dónde:
BarrenoTon Tonelaje de caliza volado por barreno perforado, (ton)
RV
Volumen de caliza volada del macizo por barreno perforado, (m3)
Peso volumétrico de la caliza (Densidad aparente) = 2,6375 (ton/m3)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
barrenocalizatonTonBarreno /4,13863,2*61,52
5.12.2.13. PERFORACIÓN ESPECÍFICA (PEspecífica)
Se define como la relación del volumen de caliza volada por cada metro de barreno
perforado. Se la determina por medio de la siguiente ecuación.
perforadobarrenomcalizamL
VP
b
REspecífica /; 3
Dónde:
EspecíficaP
Volumen de roca volada del macizo por un metro de barreno
perforado, (m3)
RV
Volumen de caliza volada del macizo por barreno perforado = 52,61 m3
bL
Longitud del barreno perforado = 11,5 m
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
perforadobarrenomcalizamPEspecífica /;5,11
61,52 3
calademcalizamPEspecífica /58,4 3
5.12.2.14. CARGA ESPECÍFICA O FACTOR DE CARGA (CEspec)
109
Se define como la cantidad de sustancia explosiva para obtener una tonelada de caliza
volada. Se lo calcula por medio de la siguiente ecuación.
)/(;. tonKgTon
CC
Barreno
BE
Específica
Dónde:
EspecíficaC
Carga específica, (kg/ton)
BarrenoTon Tonelaje de caliza volado por barreno perforado = 138,4 ton/barreno
BEC . Cantidad de sustancia explosiva por barreno perforado = 37 kg/barreno
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
calizatonSEKgbarrenoton
barrenokgCEspecífica /267,0
]/[4,138
]/[37
5.12.2.15. NÚMERO DE BARRENOS A PERFORARSE (NBarrenos perf)
Para calcular este parámetro utilizamos la siguiente ecuación:
)(;*
3mLP
VN
bEspecífica
VoladuraperfBarrenos
Dónde:
perfBarrenosN
Número de barrenos a perforar
VoladuraV
Volumen arrancado del macizo por voladura = 6824 m3
EspecíficaP
Volumen de roca volada del macizo por un metro de barreno
perforado = 4,58 m3caliza/m de cala perforado
bL
Longitud del barreno perforado = 11,5 m
110
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
56,1295,11*58,4
8246perfBarrenosN
Entonces se perforarán 130 barrenos
5.12.2.16. VELOCIDAD DE PERFORACIÓN (VPerf .)
Para calcular este parámetro utilizamos la siguiente ecuación:
)(;)1(*
// díaPerf
VoladuraEspecífica
VoladuradíaPerf m
TP
VV
Dónde:
díaPerfV / Velocidad de perforación diaria, (mPerf / día)
VoladuraV
Volumen arrancado del macizo por voladura = 6824 m3
EspecíficaP
Volumen de roca volada del macizo por un metro de barreno
= 4,58 m3caliza/m de cala perforado cargado
VoladuraT
Período de tiempo en que se realizan las voladuras = 10 días
1VoladuraT
Período de tiempo en que se realizan la perforación necesaria
antes de la voladura = 9 días
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
díaPerfdíaPerf mV // 166)110(*58,4
8246
Entonces la velocidad de perforación por hora (VPerf / hora) será:
horaPerf
turnoPerf
horaPerf mdíaundehoras
VV /
/
/
111
horaPerfhoraPerf mV // 2175,208
166
Contando con estos datos, se debe determinar si:
El disparo de los barrenos será instantáneo o con retardo.
Los bancos se consideran bajos o altos respecto al burden o piedra (relación de
rigidez).
A continuación se analiza cada uno de estos factores:
5.12.2.17. RELACIÓN DE RIGIDEZ
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación.
B
HR b
Rigidez
Dónde:
RigidezR
Relación de rigidez
bH
Altura del banco = 10 m
B Bordo, burden o piedra = 1,83 m
)(46,583,1
10altobancoRRigidez
Este valor indica que el índice de rigidez es aceptable (buena distribución de la energía),
valores menores a 2 indican que la masa de la roca es rígida y difícil de volar.
5.12.2.18. TIEMPO DE RETARDO ENTRE FILAS (TrFilas)
El tiempo de retardo entre filas se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(;* smBtTr rFilas
112
Dónde:
FilasTr
Tiempo de retardo entre filas, (ms)
rt Constante = 14 (TABLA No 5.25)
B
Bordo, burden o piedra = 1,83 m
TABLA No 5.25: VALORES DE tr EN FUNCIÓN DE LA MAQUINARIA DE CARGUÍO
Valores para tr (ms) Resultados y tipo de maquinaria a emplearse
6,5 Violenta, sobrepresión de aire excesiva, rompimiento trasero, etc.
8 Pila de material alta cercana a la cara, sobrepresión de aire,
excesivo rompimiento trasero.
11,5 Altura de pila promedio, sobrepresión y rompimiento promedio,
carguío con excavadora.
16,5 Pila de material disperso, con rompimiento posterior mínimo,
ideal para carguío con pala frontal.
Fuente: Tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006
Considerando las características de la caliza Isimachi, se opta por un valor de 14 para la
constante tr
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
)(;83,1*14 smTrFilas
smTrFilas 62,25
El valor del retardo obtenido es adecuado pues en el país, el mercado proporciona unidades
de 25 milisegundos (ms). (Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 39)
113
114
5.12.2.19. TIEMPO DE RETARDO ENTRE BARRENOS DE LA MISMA FILA
El tiempo de retardo entre barrenos de la misma fila se lo determina por medio de la
siguiente ecuación:
)(;* smetTr rfilaunadeBarrenos
Dónde:
filaunadeBarrenosTr Tiempo de retardo entre barrenos de una fila, (ms)
rt Constante = 4,5 (TABLA N0 5.26)
e
Espaciamiento = 2,5 m
TABLA No 5.26: VALORES PARA tr EN FUNCIÓN DEL TIPO DE ROCA
Valores para tr (ms) Resultados y tipo de maquinaria a emplearse
6,5 Arenas, margas, carbón.
5,5 Algunas calizas y esquistos.
4,5 Calizas compactas, mármol, basalto, algunos granitos .
3,5 Feldespato Porfìricos, gneis duros, mica, magnetita.
Fuente: Tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
smTr filaunadeBarrenos 25,115,2*5,4
No obstante el valor obtenido (11.25), los retardos a utilizarse serán de 17 milisegundos
(ms) ya que éste es el más próximo que se encuentra en el mercado local (Fuente: Folleto
Explocen C.A., pág 39)
115
Acontiniación se muestran los esquemas de los parámetros calculados para el diagrama de
perforación y voladura (Ver figuras 5.14 – 5.15 – 5.16)
FIGURA 5.14: ESQUEMA DE CARGADO DE UN BARRENO PARA BANCOS DE 10 m
Fuente: Autor de la investigación
116
FIGURA 5.15: ESQUEMA DE VOLADURA DEL BANCO
Fuente: Autor de la investigación
117
FIGURA 5.16: ESQUEMA DE DIMENSIONAMIENTO DE LA VOLADURA DEL BANCO
Fuente: Autor de la investigación
118
5.13. SISTEMA DE VOLADURA
Definidos los parámetros de trabajo para la perforación, determinaremos ahora la materia
prima, cantidad y metodología que serán necesarias para arrancar el mineral del macizo
rocoso.
5.13.1. TIPOS DE EXPLOSIVOS INDUSTRIALES
Los explosivos químicos se clasifican en dos grandes grupos según la velocidad de su onda
de choque.
5.13.1.1. EXPLOSIVOS RÁPIDOS Y DETONANTES
Los explosivos detonantes se dividen en primarios y secundarios según su aplicación; los
primarios por su alta energía y sensibilidad se emplean como iniciadores para detonar a los
secundarios; estos son los que efectúan el arranque y rotura de las rocas y aunque son
menos sensibles que los primarios desarrollan mayor trabajo útil. Estos explosivos tienen
velocidades entre 2000 y 7000 m/s.
5.13.1.2. EXPLOSIVOS LENTOS Y DEFLAGRANTES
Los explosivos deflagrantes comprenden a las pólvoras, compuestos pirotécnicos y
compuestos propulsores para artillería y cohetería, casi sin ninguna aplicación en la Minería
o Ingeniería Civil; es importante mencionar que el único uso es la pólvora que es utilizada
para el núcleo de la mecha de seguridad. Estos explosivos tienen velocidades menores a
2000m/s.
5.13.2. SUSTANCIAS EXPLOSIVAS UTILIZADAS
Generalmente en la explotación técnica de un yacimiento se utilizan diferentes tipos de
explosivos (explosivos rápidos, detonantes y explosivos lentos, deflagrantes), los cuales
están en función de las condiciones geológicas, minero - técnicas e hidrológicas del
yacimiento.
Técnicamente en la explotación de minerales (caliza), lo normal es constituir la carga de un
barreno con dos tipos de explosivo, el primero de ellos se halla constituido generalmente de
119
un explosivo de una densidad alta que paralelamente tiene un gran Brissance (Poder
Rompedor), y una velocidad de detonación elevada; este explosivo se lo denomina Carga de
Fondo, y es la que se encarga de producir el desequilibrio dinámico en el macizo rocoso,
manifestándose este último con la formación de fracturas.
El otro tipo de explosivo paradójicamente está constituido de un explosivo de densidad
media a baja y por ende de Brissance, y velocidad de detonación de valor medio; a este
explosivo se lo denomina Carga de Columna y su función es producir gases a fin de que
estos se introduzcan en las fracturas creadas por el explosivo de fondo y produzcan un
empuje que se manifiesta con la formación de bloques en el espacio comprendido entre
barrenos, y el definitivo trozamiento del macizo.
Para poder determinar los tipos de explosivos a utilizarse como carga de fondo y de
columna tomaremos en cuenta algunas condiciones entre las cuales tenemos:
Propiedades de los explosivos.
Características del macizo a romper.
Productos disponibles en el mercado.
5.13.2.1. CARGA DE FONDO
La sustancia explosiva a ser usada con esta finalidad tiene que ser de buenas características,
y considerando que el macizo rocoso del yacimiento Isimanchi es de mediana resistencia
(roca regular a buena según clasificación geomecánica de Bieniawski - RMR), que la oferta
de explosivos es muy limitada en lo que respecta al mercado nacional, definiremos que
como explosivo de fondo emplearemos un booster de pentolita de 225g (valiéndonos
como referencia los explosivos utilizados en minas de caliza con características similares).
Se debe considerar que debido a la resistencia de la roca y a su fracturamiento, se podría
sugerir que adicional al booster se introduzca un cartucho de Explogel Amón 3x16 a fin de
que el rompimiento de la pata del banco sea completo, reduciendo así el empleo de horas
máquina para desarme de tiro.
5.13.2.2. Carga de columna
Igualmente considerando la cuestión de costos elegiremos al ANFO normal como explosivo
120
de columna debido a los resultados obtenidos en la explotación de otras canteras.
Sin embargo se resalta que el ANFO es de naturaleza higroscópica, es decir absorbe agua y
paralelamente se descompone en la misma, por ello se recalca que en los barrenos en los
que exista presencia de agua, se procederá al reemplar el Anfo por una mezcla denominada
Emulsen (Anfo más emulsificante) cuya resistencia al agua es excelente.
5.13.2.3. CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOS SELECCIONADOS
Carga de fondo
Iniciadores A.P.D (Booster).- Son cilindros de Pentolita, (mezcla de PENT y TNT);
sensible al fulminante No. 8, son de alta densidad, velocidad y presión de
detonación. Catalogados como APD - Alto poder de detonación, llamados también
como "primer", "cebo" o "Cast Booster". (Ver figura 5.17 y Tabla 5.27)
FIGURA 5.17: INICIADORES A.P.D (BOOSTER)
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 21
TABLA No 5.27: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LOS BOOSTER
Identificación Tamaño pulgadas
(Diámetro x Largo)
Peso Cartucho
(g Aprox)
Número de cartuchos
por caja (Aprox)
Booster APD 450 2P 54 x 142 450 55
Booster APD 225 1P 41 x 125 225 111
Booster APD 150 1P 33 x 135 150 167
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 22
121
Parámetros Unidad Especificación
Densidad g/cm3 1.60
Volumen de Gases l/kg 777
Calor de Explosión kcal/kg 1.300
Potencial kJ/kg 5.443
Velocidad de Detonación m/s 7.418
Presión de Detonación kbar 221
Resistencia al agua año 1
Ensanchamiento de Trauzl cm3/10g 405
Vida útil años 10
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 21
Dinamita gelatinosa sensible al fulminante No. 8 Explogel Amon, posee buen poder
rompedor, alta velocidad de detonación y buena resistencia al agua. (Ver figura
5.18 y Tabla 5.28)
FIGURA 5.18: EXPLOGEL AMON
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 11
122
TABLA No 5.28: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LOS BOOSTER
Tamaño pulgadas (Diámetro x
Largo)
Peso Cartucho
(g Aprox)
Número de cartuchos
por caja (Aprox)
Velocidad de Detonación*
m/s (Aprox)
3" X 16" 2500 10 5756
2 1/2" X 16" 1970 13 5600
2" X 8" 475 53 5115
1 1/2" X 8" 271 93 4862
1 1/4" X 8" 197 128 4632
1 1/8" X 7" 136 184 4632
1" X 8" 131 193 4555
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 11
Parámetros Unidad Especificación
Densidad g/cm3 1.20
Volumen de Gases l/kg 831
Calor de Explosión kcal/kg 1143
Potencial kJ/kg 4781
Ensanchamiento de Trauzl cm3/10g 400
Poder rompedor, Método HESS Mm 22.00
Resistencia al agua Horas 12
Vida útil Años 1
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 11
Carga de columna
Anfo normal.- Es una mezcla a base de nitrato de amonio y un hidrocarburo que en
proporciones adecuadas da como resultado un agente de voladura que es utilizado
como carga de columna. (Ver figura 5.19 y Tabla 5.29)
Anfo aluminizado.- Es una mezcla a base de nitrato de amonio, un hidrocarburo y
aluminio, lo que aumenta su densidad y energía con respecto a los anfos normales
123
No se recomienda utilizar el Anfo en barrenos con presencia de agua ya que el
nitrato de amonio es higroscópico (facilidad para disolverse en agua dado su gran
tendencia a la absorción).
FIGURA 5.19: ANFO (NORMAL/ALUMINIZADO)
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 27
TABLA No 5.29: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL ANFO
Parámetros Unidad Especificaciones
Normal Aluminizado
Densidad aparente g/cm3
0,80 0,86
Volumen de gases 1/kg 984 891,13
Calor de explosión Kcal/kg 922 1175
Potencial KJ/kg 3857 4916
Velocidad de detonación m/s 2056 2395
Resistencia al agua Kbar Nula Nula
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 28
124
Emulsión Encartuchada (EMULSEN 720).- Sensible al fulminante No.8, posee
buena resistencia al agua. Su masa explosiva contiene aluminio y es envasado en
cartuchos de plásticos. (Ver figura 5.20 y Tabla 5.30)
FIGURA 5.20: EMULSEN 720
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 17
TABLA No 5.30: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL EMULSEN 720
Parámetros Unidad Especificación
Densidad g/cm3 1.13
Volumen de Gases l/kg 842
Calor de Explosión kcal/kg 992
Potencial kJ/kg 4150
Ensanchamiento de Trauzl cm3/10g 315
Poder rompedor, Método HESS Mm 23.2
Resistencia al agua Días 180
Vida útil Meses 6
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 18
125
Tamaño en pulgadas
(Diámetro x Largo) Peso Cartucho
(g Aprox)
Número de
cartuchos
por caja (Aprox)
Velocidad de
Detonación*
m/s (Aprox)
Resistencia
al agua
3" X 16" 2,387 11 5115
180 días
2 3/4" X 16" 1,935 13 5115
2 1/2" X 16" 1,476 17 4952
2 1/4" X 16" 1,320 19 4952
2" X 16" 1,025 25 4952
1 1/2" X 16" 500 50 4715
1 1/4" X 16" 445 56 4715
1 1/8" X 16" 330 76 4715
1 ½" X 24" 678 37 4715
1 ¼" x 24" 668 38 4715
Fuente: Folleto Explocen C.A., pág 18
5.14. MAQUINARIA MINERA
Introducción
La minería a cielo abierto se basa en el movimiento, arranque y transporte de rocas,
fundamentalmente mediante el empleo de explosivos y maquinaria pesada. El tipo de
técnicas mineras posibles es muy diverso dependiendo de la geología del yacimiento,
pudiendo tener desde explotaciones de graveras o una cantera de áridos hasta otras más
complejas como la explotación de minerales metálicos a gran escala y a grandes
profundidades.
En cualquier caso, todas las explotaciones a cielo abierto se caracterizan por el desarrollo
fundamental de tres operaciones mineras: arranque, carguío y transporte.
La operación de arranque consiste en segregar el recurso minero de su enclave geológico.
La operación de carga consiste en la manipulación de los productos del arranque para
depositarlos sobre las unidades de transporte.
La operación de transporte consiste en el traslado del material de arranque desde el tajo
126
hasta la planta de beneficio, stock o centro de acopio cuando es mineral o material útil, caso
contrario será transportado hacia la escombrera.
En cada operación la maquinaria a elegirse debe tomarse en cuenta en base a:
Cumplir la producción requerida
Que se adapte y sea flexible a las condiciones presentes y futuras de operación
Que provoque una organización lo menos costosa y complicada posible
Que tenga una fiabilidad suficiente
Que tenga seguro (garantizado por el fabricante), para un determinado tiempo de su
vida, así como asistencia técnica y repuestos (servicio postventa).
5.14.1. OPERACIÓN DE ARRANQUE
El arranque es la primera de las operaciones para el movimiento de los materiales que tiene
lugar en el destape de material estéril o en la extracción de mineral.
El destape de material estéril permite retirar toda la sobrecarga y dejar el material útil listo
para que sea arrancado, además disminuye la dilución del mineral; para esta operación se
empleará la acción mecánica, en tanto que la extracción de mineral (roca caliza de
resistencia media a dura) se la realizará mediante perforación y voladura.
La elección de la maquinaria a utilizarse en la preparación y arranque está dada en base a
los requerimientos de la cantera.
5.14.1.1. ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA PARA LA PREPARACIÓN
(DESBROCE Y DESTAPE)
Para la operación de preparación (desbroce, destape) se empleará la acción mecánica, a
través un tractor de orugas marca Caterpillar D8T y una excavadora CAT 330B. (Ver
Tablas 5.31 – 5.32 y figuras 5.21 – 5.22 respectivamente)
Adicionalmente el tractor se empleará para actividades de desarme de “patas” de voladura,
separación de material no condicionado (granulometría superior a 0.75 m) y tendido de
material en escombreras; en tanto que la excavadora realizará procesos de fracturamiento
secundario del material no condicionado.
127
TABLA No 5.31: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL TRACTOR DE ORUGAS
Modelo CAT D8T
Modelo del motor C15 Acert Cat
Potencia del motor 310 hp
Peso de operación 38 488 kg
Ancho total 3,057 m
Longitud total (incluido ripper) 7,872 m
Tipo de hoja 8 Universal*
Altura de la hoja 1,74 m
Capacidad de la hoja 11,7 m3
Fuente: Autor de la investigaciòn
* Hojas topadoras universales (cuchillas): Los flancos de 25° aumentan la capacidad y
disminuyen el derrame del material.
FIGURA 5.21: DIMENSIONES DEL TRACTOR CAT D8T
Fuente: Manual Caterpillar
128
Fuente: Manual Caterpillar
5.14.1.1.1. RENDIMIENTO TEÓRICO DEL TRACTOR DE ORUGAS
(CAT D8T)
Mediante el uso de diagramas proporcionados por el fabricante (Caterpillar), se obtiene el
valor predeterminado para el tractor de orugas (CAT D8T) en condiciones ideales, tomando
en cuenta la distancia de arrastre (45 m):
)/(; 3 hmmáximaroducciónPRTeórico
Para el tractor de orugas CAT D8T tenemos
129
hmRTeórico /535 3
5.14.1.1.2. RENDIMIENTO TÉCNICO DEL TRACTOR DE ORUGAS
(CAT D8T)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;** 3 hmKK
KRR p
mientoesponja
llenuraTeóricoTécnico
Dónde:
TécnicoR
Rendimiento técnico del tractor, (m3/h)
TeóricoR
Rendimiento teórico del tractor = 535 m3/h
llenuraK
Coeficiente de llenura = 0,85 (manual Caterpillar)
mientoesponjaK Coeficiente de esponjamiento de la caliza = 1,3
(Dato referencial minas similares)
pK
Coeficiente de influencia de los parámetros del tractor = 0,9
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
htonhmRTécnico /830/82,3149,0*3,1
85,0*535 3
5.14.1.1.3. NÚMERO DE TRACTORES REQUERIDOS PARA PRODUCCIÓN
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(
)/( 3
técnicoientoimdrenR
horamproducciónPNúmero
Técnico
HoraTractores
tractorhm
hmNúmeroTractores 127,0
]/[82,314
]/[863
3
130
El rendimiento técnico del tractor CAT D8T (314,82 m3/h) es superior al requerido para
alcanzar la producción establecida (86 m3/h), por lo que se necesrtará un solo tractor.
TABLA No 5.32: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LA EXCAVADORA
Modelo CAT 330B
Modelo del motor CAT 3306TA
Potencia del motor 224 hp
Peso de operación 32 420 kg
Ancho total 3,19 m
Altura total 3,56 m
Longitud total (para transporte) 11,15 m
Capacidad del cucharón 2,4 m3
Fuente: Autor de la investigación
FIGURA 5.22: DIMENSIONES DE LA EXCAVADORA CAT 330B
Fuente: Manual Caterpillar
131
Nº CARACTERISTICAS DIMENSIÓN UNIDAD
1 Altura hasta la parte superior de la Estructura
3,56 M
2 Longitud total de transporte 11,15 M
3 Radio de giro de la cola 3,50 M
4 Longitud de cadena en contacto con el
suelo 3,764 M
5 Longitud total de la cadena 4,580 M
6 Espacio libre sobre el suelo 0,51 M
7 Entrevía 2,590 M
8 Ancho de la cadena con zapata
estándar 3,19 M
9 Altura de la cabina 3,150 M
Capacidad del tanque de combustible 148 Gal
Potencia en el volante 224 Hp
Peso en orden de trabajo 32,420 Kg
Capacidad del cucharón 2,4 m³
Fuente: Manual Caterpillar
5.14.1.1.4. RENDIMIENTO TEÓRICO DE LA EXCAVADORA (CAT 330B)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;*60 3 hmT
QR
ct
CTeórico
Dónde:
TeóricoR
Rendimiento teórico, (m3/h)
CQ
Capacidad del cucharón de la cargadora CAT 980C = 2,4 m3
tcT
Tiempo de ciclo teórico de cargado = 0,49 min/ciclo (catálogo Caterpillar)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
132
hmRTeórico /88,29349,0
4,2*60 3
5.14.1.1.5. RENDIMIENTO TÉCNICO DE LA EXCAVADORA (CAT 330B)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;** 3 hmKK
KRR p
mientoesponja
llenuraTeóricoTécnico
Dónde:
TécnicoR
Rendimiento técnico de la cargadora, (m3/h)
TeóricoR
Rendimiento teórico de la cargadora = 293,88 m3/h
llenuraK
Coeficiente de llenura del cucharón de la excavadora = 0,85
mientoesponjaK Coeficiente de esponjamiento de la caliza = 1,3
(Dato referencial minas similares)
pK
Coeficiente de influencia de los parámetros de la excavadora = 0,9
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
htonhmRTécnico /453/93,1729,0*3,1
85,0*88,293 3
5.14.1.1.6. NÚMERO DE EXCAVADORAS REQUERIDAS
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(
)/( 3
técnicoientoimdrenR
horamproducciónPNúmero
Técnico
HorasExcavadora
excavadorahm
hmNúmero sExcavadora 15,0
]/[93,172
]/[863
3
133
El rendimiento técnico de la excavadora CAT 330B (172,93 m3/h) es superior al requerido
para alcanzar la producción programada (86 m3/h), por lo que será necesario solo una
excavadora.
5.14.1.2. ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA PARA EL ARRANQUE
Para la operación de arranque del mineral (caliza) se empleará la técnica de perforación y
voladura en donde se aprovechará la energía liberada por los explosivos colocados en el
interior del macizo rocoso, dentro de los barrenos, esto debido a que las calizas son de
resistencia media a dura, por lo que se ha seleccionado la perforadora marca INGERSOLL
RAND ECM 590. (Ver Tabla 5.33 y figuras 5.23 – 5.24)
El rendimiento práctico de esta perforadora es de 30 m/hora (dato empírico referencial
tomado de la tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006.
La velocidad de perforación requerida para producción es de
horaPerfhoraPerf mV // 21
TABLA No 5.33: CARACTERÍSTICAS FIGURA 5.23: PERFORADORA TÉCNICAS DE LA PERFORADORA INGERSOLL RAND ECM 590 INGERSOLL RAND ECM-590
Modelo ECM 590
Modelo del motor (Diesel)
Cummins 6CT8.3
Potencia del motor
215 hp
Diámetro de perforación
64 - 114 mm
Ancho total 2,438 m
Longitud total de transporte
9,754 m
Altura total 2,845 m
Fuente: Autor de la investigación
134
FIGURA 5.24: ESPECIFICACIONES DE LA PERFORADORA INGERSOLL
RAND ECM 590
Fuente: Manual Ingersoll Rand
135
5.14.1.2.1. NÚMERO DE PERFORADORAS REQUERIDAS
El rendimiento requerido del proyecto para la perforadora es 21 m/hora (20,7 m/hora), en
tanto que su rendimiento práctico es 30 m/hora.
Para calcular el costo horario el rendimiento se lo expresará en m3/hora, aplicando las
siguientes expresiones:
)/(;*]1[ 3
/1/ hmPVP EspecíficahoraPerfHoraPerf
)/(;*]2[ 3
/2 hmPVR EspecíficahoraPerfrácticoP
Dónde:
HoraPerfP / Producción de perforación por hora, (m
3/h)
rácticoPR
Rendimiento práctico de la perforadora, (m3/h)
horaPerfV /1 Velocidad de perforación requerida por hora (producción) = 20,7 mPerf / hora
horaPerfV /2 Velocidad de perforación por hora (rendimiento práctico) = 30 mPerf / hora
EspecíficaP
Volumen de caliza volada del macizo por cada metro de barreno
perforado = 4,58 m3
Reemplazando los valores en las ecuaciones [1] y [2] tenemos que:
)/(;58,4*7,20]1[ 3
/ hmP HoraPerf
hmP HoraPerf /8,94 3
/
)/(;58,4*30]1[ 3
Pr hmR áctico
htonhmR áctico /361/4,137 3
Pr
En función a este dato, el número de perforadoras necesarias se determina por medio de la
siguiente ecuación:
136
)(
)(
/
/
prácticoientoimdrenV
producciónrequeridoVNúmero
horaPerf
horaPerf
rasdoPerfora
El valor del rendimiento técnico de la perforadora marca INGERSOLL RAND ECM 590
(30 mPerf / h) es superior al requerido por producción (21 mPerf / h), por lo que se necesitará
solo una perforadora.
5.14.2. OPERACIÓN DE CARGUÍO
Consiste en la recogida de la caliza volada para posteriormente ser depositada sobre otro
equipo o instalación adyacente. Para llevar a cabo esta operación generalmente se utiliza
maquinaría como excavadoras y palas cargadoras.
5.14.2.1. PARÁMETROS PARA LA ELECCIÓN DE LA MAQUINARIA DE
CARGUÍO
Tomando en cuenta las características físico mecánicas y geotécnicas del yacimiento, y por
la versatilidad con la que se deben ejecutar las labores de explotación, se ha optado por
elegir una pala cargadora frontal de ruedas.
Características principales de las palas cargadoras
Gran movilidad y maniobrabilidad.
Diseño compacto, peso reducido y poca potencia instalada con relación a la
capacidad del cucharón.
Posibilidad de manejar bloques de gran tamaño.
Adaptabilidad a diferentes sistemas de arranque y transporte.
Menor inversión de capital que en otros equipos de carga.
Vida útil media entre 10,000 y 15,000 h.
Costes de operación medios.
17,0][30
][21
/
/
horaPerf
horaPerf
rasdoPerforam
mNúmero
137
5.14.2.2. CÁLCULO DEL CICLO DE CARGADO
Se define como ciclo de cargado al tiempo que se invierte para realizar el cargado, descarga,
el tiempo de maniobra, un ciclo hidráulico completo y un traslado mínimo.
El tiempo básico del ciclo de carga de acuerdo al fabricante es de (0,5-0,55 min), adicional
se pueden sumar o restar a éste valores que están en función de las condiciones de trabajo,
tales como el tipo de material, lugares a descargarse y factores misceláneos.
El tiempo elegido para el ciclo de cargado será:
)/(; cicloinmTTTTT mdmtctcC
Dónde:
cCT
Tiempo de ciclo de cargado de la cargadora CAT 980C, (min/ciclo)
tcT
Tiempo de ciclo teórico de cargado = 0,55 min/ciclo (catálogo Caterpillar)
mtT
Tiempo adicional por tipo de material (bloques) = 0,04 min/ciclo
dT
Tiempo adicional por lugar a descargarse (volquetes) = 0,02 min/ciclo
mT
Tiempo adicional por factores misceláneos (operación inconstante) = 0,04
min/ciclo.
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
cicloinmT cC /65,004,002,004,055,0
Tomando en cuenta la eficacia recomendada (83%), el número de ciclos de cargado por
hora será:
)/(;83,0*min/60
/ horaciclosT
horaN
cC
horaCiclos
horacicloshora
N horaCiclos /7683,0*65,0
min/60/
138
5.14.2.3. VOLUMEN REQUERIDO POR CICLO (VCiclo)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(; 3
/
horamN
PV
horaCiclos
HoraCiclo
Dónde:
CicloV
Volumen de carguío requerido por ciclo, (m3/ciclo)
HoraP
Producción requerida por hora = 86 m3/h
horaCiclosN / Número de ciclos por hora = 76
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
ciclomVCiclo /2,1132,176
86 3
5.14.2.4. SELECCIÓN DEL TAMAÑO DEL CUCHARÓN
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(; 3mK
VCapacidad
llenado
CicloCucharón
CucharónCapacidad Capacidad del cucharón, (m3)
CicloV
Volumen de carguío requerido por ciclo = 1,2 m3/ciclo
llenuraK
Coeficiente de llenura = 0,85 (manual Caterpillar)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
35,1412,185,0
2,1mCapacidad Cucharón
139
5.14.2.5. ELECCIÓN DE LA CARGADORA DE RUEDAS
Una vez definidos los parámetros de producción y capacidad del cucharón, se procede a
seleccionar una maquinaria cuya capacidad es mayor a la calculada (1,5 m3), ya que se debe
garantizar la estabilidad dinámica correcta, su vida útil y su óptimo desempeño (evitar
sobresfuerzos – sobrepeso excesivo). Considerando estos parámetros se ha seleccionado la
cargadora de ruedas Modelo CAT 980C. (Ver Tabla 5.34 y figura 5.25)
TABLA No 5.34: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LA CARGADORA DE
RUEDAS MODELO CAT 980C
Modelo CAT 980C
Modelo del motor CAT 3406
Potencia del motor 270 hp
Capacidad del cucharón 2 m3
Ancho total 3,18 m
Longitud total 9,01 m
Altura total 3,63 m
Altura de descarga 3,21 m
Fuente Autor de la Investigación
FIGURA 5.25: DIMENSIONES DE LA CARGADORA CAT 980C
Fuente: Manual Caterpillar
140
Nº CARACTERISTICAS DIMENSIÓN UNIDAD
1 Altura hasta la parte superior de la Estructura
3,63 M
2 Altura hasta la parte superior del
tubo de escape
3,6
3 M
3 Altura hasta la parte superior de Capó
2,71 M
4 Espacio libre sobre el suelo 0.442 M
5 Altura del brazo de levantamiento o levantamiento máximo
3,764 M
6 Altura del pasador B 4,505 M
7 Altura de levantamiento optativa 4,726 M
8 Línea de centro del eje trasero al
borde del contrapeso 2,493 M
9 Distancia entre ejes 3,150 M
11 Línea del centro del eje trasero al
enganche 1,850 M
12 Inclinación hacia atrás o levantamiento máximo
61 °
Longitud total 9,01 M
Potencia en el volante 270 Hp
Peso en orden de trabajo 30,519 Kg
Capacidad del cucharón 2 m³
Peso en orden del tanque de
Combustible 127 Gal
Fuente: Manual Caterpillar
5.14.2.6. RENDIMIENTO TEÓRICO DE LA CARGADORA DE RUEDAS
(CAT 980C)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;*60 3 hmT
QR
ct
CTeórico
Dónde:
TeóricoR
Rendimiento teórico, (m3/h)
141
CQ
Capacidad del cucharón de la cargadora CAT 980C = 2 m3
tcT
Tiempo de ciclo teórico de cargado = 0,55 min/ciclo (catálogo Caterpillar)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
hmRTeórico /2,21855,0
2*60 3
5.14.2.7. RENDIMIENTO TÉCNICO DE LA CARGADORA DE RUEDAS
(CAT 980C)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;** 3 hmKK
KRR p
mientoesponja
llenuraTeóricoTécnico
Dónde:
TécnicoR
Rendimiento técnico de la cargadora, (m3/h)
TeóricoR
Rendimiento teórico de la cargadora = 218,2 m3/h
llenuraK
Coeficiente de llenura de la cuchara de la cargadora = 0,85
mientoesponjaK Coeficiente de esponjamiento de la caliza = 1,3 **
pK
Coeficiente que considera la influencia de los parámetros de la
cargadora = 0,9
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
htonhmRTécnico /337/4,1289,0*3,1
85,0*2,218 3
** Dato referencial tomado de la tesis de grado – A. Arias, M. Cabrera) Quito 2006
142
5.14.2.8. NÚMERO DE CARGADORAS REQUERIDAS (CARGADO DE
MINERAL)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(
)/( 3
técnicoientoimdrenR
horamproducciónPNúmero
Técnico
HorargadorasCa
167,0]/[4,128
]/[863
3
hm
hmNúmero rgadorasCa
El valor del rendimiento técnico de la cargadora de ruedas CAT 980C (128,4 m3/h) es
superior al requerido por producción (86 m3/h); lo que significa que será necesario una
cargadora.
5.14.3. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
El transporte se basa en el desplazamiento de los diferentes materiales hasta las plantas de
procesamiento en el caso de mineral útil; o hasta las escombreras en el caso de roca estéril.
En la mayoría de proyectos de explotación a la operación de transporte se le atribuye la
repercusión económica más elevada sobre el ciclo de explotación, y puede cifrarse próxima
al 50% del costo total e incluso de la inversión en quipos principales.
5.14.3.1. PARÁMETROS PARA LA ELECCIÓN DEL SISTEMA DE
TRANSPORTE
En base a la producción diaria de caliza que debe ser abastecida desde la mina a la planta de
procesamiento (86 m3/hora) y teniendo en cuenta la distancia de transporte interno desde el
frente hasta el sitio de acopio (300 m) se ha seleccionado el sistema de transporte por medio
de volquetes de 14,5 m3 de capacidad del balde. (Ver Tabla 5.35), los cuales en el ciclo de
trabajo realizarán las operaciones básicas de recepción de carga, transporte de la misma
hasta el punto de vertido, descarga del material y retorno.
143
5.14.3.2. CARACTERÍSTICAS GENERALES DEL SISTEMA DE TRANSPORTE
POR VOLQUETES
El uso de volquetas en minería a cielo abierto presenta las siguientes características:
Flexibilidad en cuanto a la distancia de transporte, desde los 100 a los 4 000 m
Adaptación a todo tipo de materiales
Facilidad para variar el ritmo de producción
Infraestructura sencilla y poco costosa
Menor inversión inicial que en otros sistemas
Costos de operación elevados
Mano de obra elevada en operación y mantenimiento
TABLA No 5.35: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL VOLQUETE MARCA
INTERNATIONAL PAYSTAR 5000
Modelo 1999
Modelo del motor CUMINS 370
Potencia del motor 370 hp
Capacidad del balde 14,5 m3
Ancho total 2,6 m
Longitud total 8,4 m
Altura total 3,1 m
Fuente: Autor de la investigación
5.14.3.3. CÁLCULO DEL CICLO DE TRANSPORTE
Primero see define el tiempo empleado en llenar la capacidad del volquete, el de recorrido
con carga, el de descarga del material, el de maniobreo; y, el de recorrido ( sin carga);
luego se establece el tiempo del ciclo de trabajo. La distancia a recorrer es de 300 m desde
el frente de explotación al sitio de acopio, lugar desde donde posteriormente la caliza será
transportada por una flota de volquetes externos con dirección a la planta de procesamiento
(sitio aún no definido). (Anexo N° 10)
144
5.14.3.3.1. TIEMPO PARA LLENAR LA CAPACIDAD DEL VOLQUETE
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(;**60
*horas
KQ
TQT
llenuraC
cCV
vLL
Dónde:
vLLT
Tiempo necesario para llenar la capacidad del balde del volquete, (horas)
VQ
Capacidad del balde del volquete = 14,5 m3 (Catálogo del proveedor)
cCT
Tiempo de ciclo de cargado de la cargadora CAT 980C = 0,65 min/ciclo
CQ
Capacidad del cucharón de la cargadora CAT 980C = 2 m3
llenuraK
Coeficiente de llenura de la cuchara de la cargadora = 0,85
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
min)54,5(092,085,0*2*60
65,0*5,14horasT vLL
5.14.3.3.2. TIEMPO DE RECORRIDO DEL VOLQUETE CON CARGA
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(; horasVv
DT
rgadoCa
cR
Dónde:
cRT
Tiempo de recorrido del volquete con el balde cargado, (horas)
D
Distancia a recorrer del volquete = 300 m
rgadoCaVv
Velocidad del volquete con el balde cargado = 20 km/h
145
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
min)9,0(015,020
3,0horasT cR
5.14.3.3.3. TIEMPO DE RECORRIDO DEL VOLQUETE VACÍO
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(; horasVv
DT
Vacío
vR
Dónde:
vRT
Tiempo de recorrido del volquete con el balde vacío, (horas)
D
Distancia a recorrer del volquete = 300 m
VacíoVv
Velocidad del volquete con el balde vacío = 25 km/h
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
min)72,0(012,025
3,0horasT vR
5.14.3.3.4. TIEMPO DEL CICLO DE TRABAJO DEL VOLQUETE
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(; horasTTTTTc MvRcRvLLvT
Dónde:
vTTc Tiempo de ciclo de trabajo del volquete, (horas)
vLLT Tiempo para llenar la capacidad del balde del volquete = 0,092 horas
cRT
Tiempo de recorrido del volquete con el balde cargado = 0,015 horas
146
vRT
Tiempo de recorrido del volquete con el balde vacío = 0,012 horas
MT
Tiempo de maniobra y descarga del volquete = 0,033 horas (dato referencial)
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
min12,9152,0033,0012,0015,0092,0 horasTc vT
5.14.3.4. RENDIMIENTO TEÓRICO DEL VOLQUETE
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(; 3 hmTc
QR
vT
VTeórico
Dónde:
TeóricoR
Rendimiento teórico del volquete, (m3/h)
VQ
Capacidad del balde del volquete = 14,5 m3 (Catálogo del proveedor)
vTTc
Tiempo de ciclo de trabajo del volquete = 0,152 horas
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
hmRTeórico /39,95152,0
5,14 3
5.14.3.5. RENDIMIENTO TÈCNICO DEL VOLQUETE
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(;** 3 hmKKRR llenuravfTeóricoTécnico
Dónde:
TécnicoR
Rendimiento técnico del volquete, (m3/h)
147
TeóricoR
Rendimiento teórico del volquete = 95,39 m3/h
vfK
Coeficiente de funcionamiento del volquete = 0,95
llenuraK
Coeficiente de llenura del balde del volquete = 0,95
Reemplazando los valores en la ecuación tenemos que:
htonhmRTécnico /227/1,8695,0*95,0*39,95 3
5.14.3.6. NÚMERO DE VOLQUETES REQUERIDOS PARA EL TRANSPORTE
DE LA CALIZA
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)(
)/( 3
técnicoientoimdrenR
horamproducciónPNúmero
Técnico
HoraVolquetes
19,0]/[1,86
]/[863
3
hm
hmNúmeroVolquetes
El valor del rendimiento técnico del volquete International Paystar 5000 (86,1 m3/h) es
superior al requerido por producción (85,3 m3/h); lo que significa que será necesario un
volquete para la fase de transporte interno de la mina.
5.14.4. MAQUINARIA A EMPLEARSE PARA MOVIMIENTO DE ESTÉRIL
En base a los 71 sondajes realizados en la etapa de exploración se llegó a determinar que la
potencia de sobrecarga y de estéril es mínima (0.5 – 10 m), por lo que para realizar el
desbroce, destape y transporte del estéril se utilizará adicionalmente la siguiente maquinaria.
Tractor de orugas CAT D8T (Actividades de desbroce, destape y tendido de la
escombrera)
Excavadora CAT 330B (Actividades de cargado del estéril, despacho de la caliza y
fracturamiento secundario)
148
Volquete marca International Paystar 5000 (transporte de material estéril a las
escombreras)
Entonces la maquinaria requerida para las distintas etapas quedaría de la siguiente manera
(Ver Tabla 5.36):
TABLA No 5.36: DISTRIBUCIÓN DE TRABAJOS PARA LA MAQUINARIA
CANTIDAD EQUIPO TRABAJOS ETAPA
1 Tractor de orugas CAT D8T
Desbroce, arranque de estéril, tendido de material en escombreras, trabajos de mantenimiento de accesos
PREPARACIÓN
(Desbroce, destape, trabajos suplementarios)
1 Excavadora CAT 330 B
Carguío de material estéril y despacho de la caliza en los volquetes, fracturamiento secundario de material no condicionado (accesorio martillo hidráulico)
1 Volquete International Paystar 5000
Transporte de estéril, rumbo a las escombreras
1 Perforadora Ingersoll rand ECM 590
Perforación de banco
EXPLOTACIÓN
(Producción)
1 Tractor de orugas CAT D8T
Desarme de “patas” de voladura, separación de material no condicionado (tamaños > 0,7 m), amontonamiento de material volado
1 Cargadora de ruedas CAT 980C
Carguío de mineral (caliza) en los volquetes, rumbo al sitio de acopio
4 Volquete International Paystar 5000
Transporte de mineral (caliza) rumbo al sitio de acopio
Fuente: Autor de la investigación
149
CAPÍTULO VI
6. COSTOS DE CAPITAL Y OPERACIÒN DEL PROYECTO
Después de haber definido todos los parámetros minero-técnicos que implica el diseño de
explotación para el Yacimiento “Isimanchi”, a continuación se presenta el análisis
económico que define la viabilidad o no del proyecto.
Para el análisis de costos se tomará en cuenta todos los parámetros que inciden en el
proyecto tales como los costos pre-operacionales, operacionales, administrativo-financieros,
por procesos e impuestos establecidos en la constitución y la Ley de Minería.
En el presente análisis se tomaron en consideración los siguientes parámetros:
Todos los equipos y maquinaria seleccionados para el presente diseño son nuevos,
pues la información referente a su valor en el mercado se tomó de páginas web de
distribuidoras autorizadas.
Los costos de operación y posesión serán calculados sobre la maquinaria completa,
es decir sin descontar el cálculo de los elementos de recambio (partes y piezas).
6.1. COSTOS DE PRODUCCIÓN
Una inversión se caracteriza por tener dos tipos de costos.
Costos de Capital Fijo.- Se refieren a los fondos necesarios para la adquisición de terrenos,
maquinaria, edificaciones, instalaciones, etc.
Costos de Capital circulante.- Representan los recursos económicos necesarios para iniciar
la operación del proyecto y asumir las obligaciones subsiguientes durante la puesta en
marcha de las fases de exploración y explotación. El capital circulante debe ser el
equivalente a los costos de operación estimados para tres meses a producción completa.
Para establecer los rubros que intervendrán en la primera fase del proyecto (inicio de
investigaciones hasta la puesta en marcha de las operaciones de extracción), se realizará una
150
contabilidad de todos los costos inherentes a esta fase (directos e indirectos).
6.1.1. COSTOS DIRECTOS (CD)
A estos corresponden los fondos necesarios para el proceso productivo, esto es para las
fases de pre-operación y operación.
6.1.1.1. COSTOS PREOPERACIONALES
A estos corresponden las inversiones realizadas en las etapas de prospección y exploración,
trámites legales, gastos en infraestructura, equipo inicial, etc. (Ver Tabla 6.1)
1.- ESTUDIOS INVESTIGATIVOS PREVIOS
Prospección geológica de materiales aditivos para elaboración de cemento (arcilla, puzolana y yeso).
150 000 USD
Consultoría de restitución topográfica + levantamiento topográfico
117 000 USD
Estudios Geofísicos (resistividad eléctrica) año 2010 95 000 USD
Geofísica (año 2011) 30 000 USD
Mapeo geológico a detalle + modelo geológico (2000 Ha) 120 000 USD
Trincheras y análisis geoquímico de muestras + logística 110 000 USD
Geoquímica (año 2011) 256 700 USD
Análisis de muestras (año 2011) 372 910 USD
Perforación con recuperación de testigos (1.000 m) y análisis geoquímico de 500 muestras + logística (año 2011)
425 000 USD
Sondajes (año 2011-2012) 1’ 579 909 USD
Sistema informático 62 353 USD
Determinación preliminar de las dimensiones del depósito 10 000 USD
Informe de Exploración Inicial 5000 USD
Subtotal 3’ 333 872 USD
Fuente: Enami Ep. Informes 2010-2011 (ARCOM)
151
2.- ESTUDIOS AMBIENTALES
Estudio de Impacto Ambiental (EIA) 50 000 USD
Pago de Patente de Conservación (2.5% RBU x Ha)
(fase de exploración inicial) 30 327 USD
Pago de Tasa MAE- Estudio de Impacto Ambiental (1% Costo EIA)
500 USD
Pago de Tasa MAE- Licencia Ambiental y tasa por el primer año de Seguimiento y Monitoreo al PMA.
5 000 USD
Subtotal 85 827 USD
Fuente: Enami Ep. Informes 2010-2011 (ARCOM)
3.- INFRAESTRUCTURA
Vivienda, oficina 10 000 USD
Mobiliario de oficina 2 000 USD
Taller mecánico y bodega 10 000 USD
Equipo de limpieza 1 000 USD
Equipo de comunicación e informáticos 12 000 USD
Garita para guardia de seguridad 3 000 USD
Otros 3 000 USD
Subtotal 41 000 USD
4.- INGENIERÍA MINERA DE DISEÑO
Costos de ingeniería 5 000 USD
Subtotal 5 000 USD
5.- EQUIPO DE SEGURIDAD MINERA
La dotación del EPP, etc.) se realizará cada seis meses o cuando estos se encuentren
deteriorados.
EPP (overol, casco, botas, guantes, protectores visuales y auditivos para 13 trabajadores)
3 900 USD
Subtotal 3 900 USD
Subtotal 1 = (1+2+3+4+5) = 3’ 469 599 USD
152
6.- PREPARACIÓN DE LA CANTERA
CONSTRUCCIÓN DE ACCESOS:
Para esta fase se consideran rubros por destape y construcción de la trinchera principal y
accesos desde el frente de explotación hasta el poblado el Progreso (3 600 m) y a las
escombreras (800 m).
Construcción de accesos 74 800 USD
Adecuación, mantenimiento y acceso a la escombrera 30 000 USD
Subtotal 104 800 USD
Los costos horarios de la maquinaria a emplearse en estos trabajos (tractor CAT D8T,
Volquete International Paystar), están incluidos en el costo de preparación.
7.- SERVICIOS
Construcción de la fosa séptica 3 000 USD
Instalaciones eléctricas e iluminación 5 000 USD
Cubetos de combustible 10 000 USD
Captación de agua potable 3 000 USD
Subtotal 21 000 USD
Subtotal 2 = (6+7) = 125 800 USD
Total = Subotal 1 + Subtotal 2 = 3 595 399 USD
ALTERNATIVAS DE DESARROLLO DEL PROYECTO:
El presente estudio económico del proyecto Isimanchi contempla las siguientes tres
alternativas posibles de ejecución, en función al tipo de empresas inversoras.
ALTERNATIVA A.- La empresa es del sector privado, es decir los fondos
necesarios para poner en marcha el proyecto (inversión fija) los conseguirá
mediante préstamos en las entidades financieras privadas. En éste caso la tasa de
interés anual a considerarse para la estimación de la rentabilidad será del 14%.
Esta alternativa, a su vez, considera dos opciones de comercialización de la caliza:
153
a) El precio de comercialización establece la empresa en función de los costos de
producción e impuestos establecidos por el Estado.
b) El precio de comercialización corresponde al pre-establecido por las empresas
públicas (ENAMI y EPCE = 6.0 US$/ton).
ALTERNATIVA B.- La empresa es del sector público, el Estado es el garante
de la inversión fija que requiera, monto que lo obtendrá mediante préstamos en
entidades financieras públicas (CFN, Banco del Pacífico, BIESS); es decir con una
tasa de interés anual de acuerdo a los reglamentos para el sector público (8,66%).
ALTERNATIVA C.- La empresa es del sector público, es decir que el proyecto
está financiado en su totalidad, mediante el presupuesto general del Estado, por lo
que no debe cubrir intereses.
TABLA No 6.1: COSTOS PRE-OPERACIONALES (ALTERNATIVAS A, B, C)
COSTO PREOPERACIONAL (INVERSIÓN FIJA)
ITEM DESCRIPCIÓN ALTERNATIVA A ALTERNATIVA B ALTERNATIVA C
COSTO [USD] COSTO [USD] COSTO [USD]
1 * ESTUDIOS INVESTIGATIVOS PREVIOS 3’333 872 3’ 333 872 3’ 333 872
2 * ESTUDIOS AM BIENTALES 85 827 85 827 85 827
3 ** INFRAESTRUCTURA 41 000 41 000 41 000
4 ** INGENIERÍA MINERA DE DISEÑO 5 000 5 000 5 000
5 ** EQUIPO DE SEGURIDAD MINERA 3 900 3 900 3 900
6 ** PREPARACIÓN DE LA CANTERA 104 800 104 800 104 800
7 ** SERVICIOS 21 000 21 000 21 000
8 *** COSTO OPERACIONAL (3 MESES) 218 092 209 414 195 342
TOTAL 3’ 813 491 3’ 804 813 3’ 790 740
* Información basada en informes de la Enami (ARCOM 2010-2011) ** Información estimada en base a costos referenciales en otras minas. *** Costo calculado posteriormente (TABLA No 06.11)
Fuente: Autor de la investigación
154
6.1.2. COSTOS POR INVERSIÓN FIJA
Este rubro toma en cuenta el valor total del costo en la fase pre-operacional del proyecto, con el cual se calcula la amortización e intereses
anuales para dicha inversión. (Ver Tabla 6.2)
TABLA No 6.2: COSTO DE INVERSIÓN FIJA (ALTERNATIVAS A, B, C)
COSTOS DE INVERSIÓN FIJA
ITEM DESCRIPCIÓN PARÁMETROS DE CÁLCULO ALTERNATIVAS COSTO (USD/AÑO)
A B C A B C
1 AMORTIZACIÓN (A)
A = IF / n
INVERSIÓN FIJA (IF) (USD) 3’ 813 491 3’ 804 813 3’ 790 740
544784,4 543544,8 541534,4 RECUPERACIÓN DE LA INVERSIÓN
(n) (AÑOS) 7 7 7
2 INTERÉS (I)
I = IMA * i
INVERSIÓN MEDIA
ANUAL (IMA)
(USD/AÑO) 2179137,7 2174179,1 2166137,6
305079,3 188283,9 0,00
INTERÉS BANCARIO ( i ) (%) 14,00 8,66 0,00
COSTOS DE INVERSIÓN FIJA
849863,7 731828,7 541534,4
Fuente: Autor de la investigación
155
6.1.3. COSTOS OPERACIONALES (CO)
Se refieren a los rubros empleados en la adquisición de la maquinaria requerida para la
explotación de la caliza, así como también a los costos de operación, insumos y mano de
obra. (Ver Tabla 6.11)
La maquinaria seleccionada a utilizarse es:
TRACTOR DE ORUGAS MODELO CAT D8T
EXCAVADORA MODELO CAT 330B
PERFORADORA INGERSOLL RAND ECM 590
CARGADORA DE RUEDAS MODELO CAT 980C
VOLQUETE MARCA INTERNATIONAL PAYSTAR 5000
COMPRESOR ATLAS COPCO XA 85
6.1.3.1. COSTO HORARIO
Los costos horarios para la maquinaria seleccionada (ALTERNATIVA A) se detallan a
continuación, (Ver Tablas 6.3…6.8 :
TABLA No 6.3: COSTO HORARIO DE UN TRACTOR
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UN TRACTOR DE ORUGAS
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo CATERPILLAR D8T
1.2 Potencia del motor
310 Hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 300000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo* 25 % 75000
1.7 Vida útil (VU) = (n)
10 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd)
1,09 USD
156
1.12 Valor neumáticos (Ne)
ORUGAS
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 11,25 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 123750 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 8,66 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 1,24 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 21,15 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,04*hp*Gd 13,56 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 4,46 USD / hora
3.3 Filtros 0,2*CL 0,89 USD / hora
3.4 Mantenimiento Fc*VD / VU (horas) 9,00 USD / hora
3.5 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2 +3.3
+3.4) 27,87 USD / hora
3.6 Total costo de operación real (Tcor) Tco*Phora/Rtécnico 21,66 USD / hora
(Phora) = Producción requerida por hora 85.31 m³/hora
(Rtécnico) = Rendimiento técnico 314,82 m³/hora
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley = (salario mes / horas trabajo al mes)
Salario USD/mes horas/mes
4,375 USD / hora 700 160
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 33,08 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 3,31 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 36,38 USD/ hora
Fuente: Autor de la investigación
157
TABLA No 6.4: COSTO HORARIO DE UNA EXCAVADORA
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UNA EXCAVADORA
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo CATERPILLAR 330B
1.2 Potencia del motor
224 Hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 300000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo* 25 % 75000
1.7 Vida útil (VU) = (n)
10 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd)
1,09 USD
1.12 Valor neumáticos (Ne)
ORUGAS
1.13 Valor Tren de rodaje (Vtr)
30000 USD
1.14 Vida útil Tren de rodaje (Vutr)
4000 Horas
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 11,25 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 123750,00 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 8,66 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 1,24 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 21,15 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,04*hp*Gd 9,77 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 3,22 USD / hora
3.3 Filtros 0,2*CL 0,64 USD / hora
3.4 Tren de rodaje Vtr / Vutr
7,50 USD / hora
3.5 Mantenimiento Fc*VD/VU (horas) 9,00 USD / hora
3.6 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2+ 3.3 +3.4+ 3.5) 30,13 USD / hora
3.7 Total costo de operación real (Tcor) Tco*Phora/Rtécnico 28,43 USD / hora
158
Producción requerida por hora (Phora) = 85,31 m³/hora
Rendimiento técnico (Rtécnico) = 172,93 m³/hora
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley= (salario mes/horas trabajo al mes)
Salario USD/mes horas/mes
4,375 USD / hora 700 160
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 40,39 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 4,04 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 44,43 USD / hora
Fuente: Autor de la investigación
TABLA No 6.5: COSTO HORARIO DE LA PERFORADORA
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UNA PERFORADORA
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo INGERSOLL
RAND ECM 590C
1.2 Potencia del motor
215 hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 550000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo * 25 % 137500
1.7 Vida útil (VU) = (n)
5 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd)
1,09 USD
1.12 Valor neumáticos (Ne)
ORUGAS
159
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 41,25 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 247500,00 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 17,33 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 2,48 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 61,05 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,.04*hp*Gd 9,374 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 3,09 USD / hora
3.3 Filtros 0,2*CL 0,62 USD / hora
3.4 Mantenimiento Fc*VD / VU (horas) 33,00 USD / hora
3.5 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2 +3.3+3.4) 46,09 USD / hora
3.6 Total costo de operación real (Tcor) Tco*Phora/Rpráctico 31,80 USD / hora
* Producción requerida por hora (Phora) = 94,8 m³/hora
* Rendimiento práctico (Rpráctico) = 137,4 m³/hora
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley= (salario mes / horas trabajo al mes)
Salario
USD/mes horas/mes
4,375 USD / hora 700 160
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 97,22 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 9,72 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 106,94 USD/ hora
Fuente: Autor de la investigación
160
TABLA No 6.6: COSTO HORARIO DE UNA PALA CARGADORA
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UNA CARGADORA DE RUEDAS
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo CATERPILLAR 980C
1.2 Potencia del motor
270 Hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 150000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo* 25 % 37500
1.7 Vida útil (VU) = (n)
7 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd)
1,09 USD
1.12 Valor juego de neumáticos (4 unidades) (Vjn)
12000 USD
1.13 Vida útil neumáticos (Vun)
3500 Horas
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 8,04 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 64285,71 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 4,50 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 0,64 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 13,18 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,04*hp*Gd 11,772 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 3,88 USD / hora
3.3 Grasas y filtros 0,2*CL 0,78 USD / hora
3.4 Neumáticos 1,1*Vjn/Vun
3,77 USD / hora
3.5 Mantenimiento Fc*VD / VU (horas) 6,43 USD / hora
3.6 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2 +3.3
+3.4+3.5) 26,63 USD / hora
3.7 Total costo de operación real (Tcor) Tco*Phora/Rtécnico 17,70 USD / hora
161
Producción requerida por hora (Phora) = 85,31 m³/hora
Rendimiento técnico (Rtécnico) = 128,4 m³/hora
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley = (salario mes/horas trabajo al mes)
Salario USD/mes horas/mes
4,375 USD / hora 700 160
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 35,25 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 3,52 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 38,77 USD / hora
Fuente: Autor de la investigación
TABLA No 6.7: COSTO HORARIO DE UN VOLQUETE
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UN VOLQUETE
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo INTERNATIONAL
PAYSTAR 5000
1.2 Potencia del motor
370 Hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 100000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo* 25 % 25000
1.7 Vida útil (VU) = (n)
5 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd) 1,09 USD
1.12 Valor juego de neumáticos (10 unidades), (Vjn)
5000 USD
1.13 Vida útil neumáticos (Vun)
2000 Horas
162
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 7,50 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 45000.00 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 3,15 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 0,45 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 11,10 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,04*hp*Gd 16,13 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 5,32 USD / hora
3.3 Grasas y filtros 0,2*CL 1,06 USD / hora
3.4 Neumáticos 1,1*Vjn/Vun
2,75 USD / hora
3.5 Mantenimiento Fc*VD / VU (horas) 6,00 USD / hora
3.6 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2 +3.3
+3.4+3.5) 31,27 USD / hora
3.7 Total costo de operación real (Tcor) Tco*Phora/Rtécnico 30,98 USD / hora
Producción de un volquete requerida por hora (Phora) = 85,31 m³/hora
Rendimiento técnico (Rtécnico) = 86,1 m³/hora
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley= (salario mes/horas trabajo al mes)
Salario USD/mes horas/mes
4,375 USD / hora 700 160
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 46,46 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 4,65 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 51,10 USD / hora
Fuente: Autor de la investigación
163
TABLA No 6.8: COSTO HORARIO DE UN COMPRESOR
CÁLCULO DEL COSTO HORARIO PARA UN COMPRESOR
1 DATOS GENERALES DE LA MAQUINARIA
1.1 Modelo ATLAS COPCO XA85
1.2 Potencia del motor
51 Hp
1.3 Estado
Bueno
1.4 Valor original + IVA (Vo) (Costo remanente) 25000 USD
1.5 Condiciones de utilización (Fc)
0,8 (1 normal)
1.6 Valor residual (VR) VR = Vo* 25 % 6 250
1.7 Vida útil (VU) = (n)
5 Años
1.8 Interés anual (i)
14 %
1.9 Seguros e impuestos (s)
2 %
1.10 Horas de trabajo al año
2000 Horas
1.11 Valor galón combustible diesel (Gd)
1,09 USD
1.12 Valor neumáticos (Ne)
0
2 COSTOS DE PROPIEDAD
2.1 Depreciación (VD = VO - VR) VD / VU (horas) 1,88 USD / hora
2.2 Interés medio anual (IMA) VD*(n+1) / 2*n 11250 USD
2.3 Intereses IMA*i / h.año 0,79 USD / hora
2.4 Seguros IMA*s / h.año 0,11 USD / hora
2.5 Total costos de propiedad (Tcp) Tcp = (2.1 + 2.3 + 2.4) 2,78 USD / hora
3 COSTOS DE OPERACIÓN
3.1 Combustible diesel (Cd) 0,04*hp*Gd 2,22 USD / hora
3.2 Lubricantes (CL) 0,33*Cd 0,73 USD / hora
3.3 Filtros 0,2*CL 0,15 USD / hora
3.4 Mantenimiento Fc*VD / VU (horas) 1,50 USD / hora
3.5 Total costos operación (Tco) Tco = (3.1 +3.2 +3.3
+3.4) 3,10 USD / hora
3.6 Total costo de operación real (Tcor) Tco*0,6*Phora/Rtécnico 0,87 USD / hora
(Phora) = Producción requerida por hora 4,5 m/hora
(Rtécnico) = Rendimiento técnico 9,6 m/hora
164
4 COSTOS POR MANO DE OBRA (operador)
4.1 Salario incluido beneficios de ley = (salario mes / horas trabajo al mes)
Salario USD/mes horas/mes
0,00 USD / hora 0,00 0,00
5 COSTOS PROPIEDAD + COSTOS OPERACIÓN + MANO DE
OBRA 3,65 USD / hora
6 GASTOS GENERALES 10%*(5) 0,36 USD / hora
7 COSTO TOTAL HORARIO (5) + (6) 4,01 USD/ hora
Fuente: Autor de la investigación
6.1.3.2. COSTOS POR INSUMOS (VOLADURA)
Para la estimación de este rubro tomaremos un valor referencial basado en el costo de
explosivos de minas con voladuras de similares características; en el costo están tomados en
cuenta los insumos de voladura y útiles de perforación. (Ver Tabla 6.9)
TABLA No 6.9: COSTOS POR ÚTILES DE PERFORACIÓN Y EXPLOSIVOS
COSTOS POR ÚTILES DE PERFORACIÓN Y EXPLOSIVOS (VOLADURA DEL BANCO)
DESCRIPCIÓN COSTO
ANUAL (USD)
Carga de fondo (Booster) pentolita 225 g (1 cartucho/barreno)
Explogel Amón 3x16
250 000
Carga de columna
ANFO normal en barren secos (37 kg/barreno)
Emulsen en barrenos con presencia de humedad 37 (kg/barreno)
Insumos de voladura Cordón detonante, mecha lenta, detonadores o fulminante N°08, micro-retardos, etc.
Útiles de perforación
Brocas (76 mm), barrenos, acoples u adaptadores de culata, etc.
(Anexo N°11. COSTOS EXPLOSIVOS – EXPLOCEN CA.)
165
6.1.3.3. COSTOS DE MANO DE OBRA
Para determinar el rubro por mano de obra se tomará en cuenta al personal que laborará en
el proyecto con excepción de los operadores de la maquinaria pesada, cuyos honorarios
serán considerados en el costo horario de las maquinarias. (Ver Tabla 6.10)
TABLA No 6.10: COSTOS POR MANO DE OBRA
**COSTOS DE MANO DE OBRA
# Traba- jadores
Cargo Costo unitario
[USD/mes]
Costo/mes
[USD]
Costo/año
[USD/año]
1 Ing. Minas 1 800 1 800 21 600
1 Supervisor Mina 1 000 1 000 12 000
1 Perforista/explosivista 800 800 9 600
4 Operadores (Maquinaria pesada)
--- --- ---
1 Mecánico 700 700 8 400
1 Bodeguero 500 500 6 000
1 Guardianía 500 500 6 000
2 Choferes 500 1 000 12 000
1 Varios 500 500 6 000
TOTAL 6 800 81 600
** Los costos de mano de obra son datos referenciales de otros proyectos de explotación a
cielo abierto similares (año 2015).
Fuente: Autor de la investigación
166
TABLA No 6.11: RESUMEN DE COSTOS OPERACIONALES (ALTERNATIVAS A, B, C)
COSTOS OPERACIONALES (CO)
ITE
M
#
EQUI-
POS
DESCRIPCIÓN
UNITARIO HO RARIO (USD) MENSUAL (USD) ANUAL (USD)
ALTERNATIVAS
A B C A B C A B C
1 1 TRACTOR
36.38 32.75 26.86 5 822 5 240 4 297 69 858 62 880 51 563 CAT D8T
2 1 EXCAVADORA
44.43 40.80 34.90 7 109 6 527 5 584 85 305 78 327 67 010 CAT 330B
3 1 PERFORADORA
106.94 99.68 87.89 17 111 15 948 14 062 205 334 191 377 168 743 INGERSOLL RAND590C
4 1 CARGADORA DE RUEDAS
38.77 36.89 33.82 6 204 5 902 5 412 74 446 70 821 64 942 CAT 980C
5 1 VOLQUETE (14 m³)
51.10 49.78 47.64 8 177 7 965 7 622 98 120 95 582 91 467 INTERNAT PAYSTAR 5000
5 1 COMPRESOR
4.01 3.68 3.15 642 589 503 7 705 7 070 6 041 ATLAS COPCO XA 85
6 --- EXPLOSIVOS Y ÚTILES
DE PERFORACIÓN 130.21 130.21 130.21 20 833 20 833 20 833 250 000 250 000 250 000
7 --- MANO DE OBRA 42.50 42.50 42.50 6 800 6 800 6 800 81 600 81 600 81 600
TOTAL (CO) 72 697 69 805 65 114 872 368 837 658 781 367
Costos de operación para tres meses (USD) 218 092 209 414 195 342
Fuente: Autor de la investigación
167
6.1.4. COSTOS INDIRECTOS (CI)
Para la estimación del costo indirecto se tomarán en cuenta los siguientes rubros:
Costo por administración 2 % del CO anual ; (USD/año)
Costo por movilización 1 % del CO anual ; (USD/año)
Costo por imprevistos 2 % del CO anual ; (USD/año)
Patentes de conservación
(Ver Tablas 6.12 y 6.13)
( # Ha mineras concesionadas) *
* 0,1 * RBU ; (USD/año)
Total Costos Indirectos 5 % del CO + Patentes (USD/año)
ALTERNATIVA A 206 281 ; (USD/año)
ALTERNATIVA B 204 546 ; (USD/año)
ALTERNATIVA C 201 731 ; (USD/año)
TABLA No 6.12: PARÁMETROS PARA EL PAGO DE PATENTES DE ACUERDO AL
ART. 34 DE LA LEY DE MINERÍA
PARÁMETROS DEL PAGO DE PATENTES (LEY DE MINERÍA, Art. 34 + Reformas de la Ley Minera)
CATEGORÍA FASE RBU
(USD) % RBU
MONTO /
HECTAREA
/ AÑO
UNIDAD
GRAN
ESCALA
EXPLORACIÓN INICIAL
354
2.50% 8.85 USD
EXPLORACIÓN AVANZADA Y EVALUACIÓN ECONÓMICA
5.00% 17.70 USD
EXPLOTACIÓN 10.00% 35.40 USD
RBU = Remuneración básica unificada año 2015 (354 USD)
Fuente: Autor de la investigación
168
TABLA No 6.13: PATENTES DE CONSERVACIÓN ISIMANCHI
PATENTES ANUALES DE CONSERVACIÓN (Art. 34 Ley Minería)
CONCESIÓN ISIMANCHI
PROYECTO ISIMANCHI
CÓDIGO 501361
Ha MINERAS CONCESIONADAS 4595
CATEGORÍA GRAN ESCALA
FASE EXPLOTACIÓN
PATENTES ANUALES (USD) 162663
Fuente: Autor de la investigación
6.2. COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN (CAP)
Está dado por la suma de los costos de operación (CO), los costos indirectos (CI) y el costo
de inversión fija ( fijaInversiónCosto ). (Ver Tabla 6.14)
TABLA No 06.14: COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN
COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN (CAP)
DESCRIPCIÓN ALTERNATIVAS
A B C
COSTOS DIRECTOS = COSTOS OPERACIONALES
872 368 837 658 781 367
COSTOS INDIRECTOS = 5% * CO + PATENTES 206 281 204 546 201 731
COSTO DE INVERSIÓN FIJA 849 864 731 829 541 534
COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN
(USD/AÑO) 1 928 513 1 774 032 1 524 633
Fuente: Autor de la investigación
169
6.3. REGALÍAS (NO METÁLICOS)
Este rubro se calcula en base al Reglamento General de la Ley Minera ( Art. 81.- Cálculo de
regalías de actividad minera no metálica).
Costo por regalías = 10 % del Costo anual de producción (CAP), (USD/año)
ALTERNATIVA A 192 851,31 ; (USD/año)
ALTERNATIVA B 177 403,23 ; (USD/año)
ALTERNATIVA C 152 463,30 ; (USD/año)
6.4. COSTO UNITARIO (CU)
Se lo determina por medio de la siguiente ecuación:
)/(; tonUSDP
CAPC
Anual
U
Dónde:
UC
Costo unitario, (USD/ton)
CAP
Costo de producción total anual = (ALTERNATIVAS A, B, C) USD/AÑO
AnualP
Producción anual = 432 000 Ton caliza/año
ALTERNATIVA A 4,46 ; (USD/ton)
ALTERNATIVA B 4,11 ; (USD/ton)
ALTERNATIVA C 3,53 ; (USD/ton)
6.5. RENTABILIDAD SOBRE LA INVERSIÓN
Para la estimación de este índice económico se realizará un análisis de ingresos y egresos
del proyecto, con el fin de calcular las rentabilidades bruta y neta.
170
Precio de comercialización de la caliza
ALTERNATIVA A
* Caso a
** Caso b
10,00 USD/TON
6,00 USD/TON
ALTERNATIVA B 6,00 USD/TON
ALTERNATIVA C 6,00 USD/TON
* El precio de comercialización de la caliza está estimado por la empresa privada en
función de los costos de producción e impuestos a pagar establecidos en los
reglamentos y leyes pertinentes.
** El precio de comercialización de la caliza está estimado por la empresa pública
(Enamiep).
TABLA No 6.15: INGRESOS ANUALES DEL PROYECTO
INGRESOS
PRODUCCIÓN ANUAL
(TON / AÑO)
PRECIO DE COMERCIALIZACIÓN SIN IVA (USD/TON)
ALTERNATIVAS
A - caso a) A - caso b) B C
432000 4 320 000 2 592 000 2 592 000 2 592 000
Fuente: Autor de la investigación
TABLA No 6.16: EGRESOS ANUALES DEL PROYECTO ISIMANCHI
EGRESOS ANUALES (USD/AÑO)
DESCRIPCIÓN ALTERNATIVAS
A - caso a) A - caso b) B C
CAP 1 928 513 1 928 513 1 774 032 1 524 633
REGALÍAS 192 851,3 192 851,3 177 403,2 152 463,3
TOTAL 2 121 364 2 121 364 1 951 436 1 677 096
Fuente: Autor de la investigación
171
6.5.1. UTILIDAD BRUTA (UBRUTA)
La utilidad bruta se calcula a partir de los ingresos y egresos anuales del proyecto (Ver
Tablas 6.15 y 6.16), por medio de la siguiente expresión:
)/(; añoUSDEgresosIngresosU Bruta
Dónde:
BrutaU
Utilidad bruta, (USD/año)
ngresosI Ingreso anual por ventas de la caliza = Alternativas A, B, C, (USD/año)
Egresos
Egresos anuales totales del proyecto = Alternativas A, B, C, (USD/año)
6.5.2. UTILIDAD NETA (UNETA)
Se refiere al valor resultante de la utilidad bruta después de restar rubros por pago de
impuestos y la reserva legal (tributos y utilidades). Es ésta la utilidad que efectivamente
obtiene la empresa. (Ver Tablas 6.19)
Para la estimación de los rubros a favor del estado se considera:
Ley de Minería, Art. 67, 92, 93
Reforma de la Ley de Minería (mediana minería)
Constitución del Ecuador Art. 408
Ley Orgánica del Régimen Tributario Interno, art. 9 y 9.1 ( Alternativas B, C)
)/(; añoUSDnerosmimpuestosIUU BrutaNeta
Dónde:
NetaU
Utilidad neta, (USD/año)
BrutaU
Utilidad bruta = ALTERNATIVAS A, B, C, (USD/año)
172
erosnmimpuestosI
Impuestos establecidos en la Ley de Minería (Art. 67, 92,93)
(Mediana minería) TABLA No 06.17
TABLA No 6.17: IMPUESTOS MINEROS
IMPUESTOS EN FUNCIÓN DE LA UTILIDAD BRUTA DEL PROYECTO (USD/AÑO)
DESCRIPCIÓN ALTERNATIVAS
A - caso a) A - caso b) B C
Impuesto a la Renta (IR) = 22%*(UBruta) 483 699,8 103 539,8 0,0 0,0
Utilidad comunidad (Uc) = 10%*(UBruta) 219 863,6 47 063,6 0,0 0,0
Utilidad trabajadores (Utrab) = 5%*(UBruta) 109 931,8 23 531,8 0,0 0,0
TOTAL (USD/AÑO) 813 495,1 174 135,1 0,0 0,0
Fuente: Autor de la investigación
173
TABLA No 06.18: INGRESOS QUE RECIBE EL ESTADO ESTABLECIDOS EN LA LEY DE MINERÍA
IMPUESTOS Y TRIBUTOS MINEROS A FAVOR DEL ESTADO ESTIMADOS EN LA LEY DE MINERÍA (USD/AÑO)
DESCRIPCIÓN ALTERNATIVAS
** A - caso a) ** A - caso b) * B * C
Impuesto a la Renta (IR) = % * (UBruta) 483 699,8 103 539,8 0,0 0,0
Impuesto al valor agregado (IVA) = % * Precio de comercializción de la caliza
518 400,0 311 040,0 0,0 0,0
Utilidades comunidad (Uc) = % * (UBruta) 219 863,6 47 063,6 0,0 0,0
Utilidades trabajadores (Utrab) = % * (UBruta) 109 931,8 23 531,8 0,0 0,0
Costo de Regalías (CRegalías) = 10% * CPA 192 851,3 192 851,3 177 403,2 152463,3
Patentes de conservación = 10%*(RBU)*(# Ha) 162 663,0 162 663,0 162 663,0 162663,0
TOTAL INGRESOS QUE RECIBE EL ESTADO
1 687 409,5 840 689,5 340 066,2 315 126,3
* Las empresas públicas (Alternativa B, C) únicamente pagan: Patentes Regalías
10% 10%
** Las empresas privadas (Alternativa A casos A y B) adicional a las patentes y regalías pagan:
IVA Imp.Renta U.comunidad U.trabajadores
12% 22% 10% 5%
Fuente: Autor de la investigación
174
TABLA No 6.19: RENTABILIDAD DEL PROYECTO ISIMANCHI (ALTERNATIVAS A, B, C)
RENTABILIDAD DEL PROYECTO ISIMANCHI
ALTERNATIVAS INGRESOS
(USD/AÑO)
EGRESOS
(USD/AÑO)
UTIL. BRUTA
(USD/AÑO)
IMPUESTOS ESTADO (USD/AÑO) REGALÍAS
(USD/AÑO)
PATENTES
(USD/AÑO) UTIL.NETA (USD/AÑO )
RENTABILIDAD IMP.
RENTA IVA U.Comunidad
U.
Trabajador
A - caso a) 4 320 000 2 121 364 2 198 636 483 699,8 518 400,0 219 863,6 109 931,8 192 851,3 162 663,0 1 385 140 36,3 %
A - caso b) 2 592 000 2 121 364 470 636 103 539,8 311 040,0 47 063,6 23531,8 192 851,3 162 663,0 296 500 7,8 %
B 2 592 000 1 951 436 640 564 0,0 0,0 0,0 0,0 177 403,2 162 663,0 640 564 16,8 %
C 2 592 000 1 677 096 914 904 0,0 0,0 0,0 0,0 152 463,3 162 663,0 914 904 24,1 %
Fuente: Autor de la investigación
175
TABLA No 6.20: CUMPLIMIENTO Art. 408 DE LA CONSTITUCIÓN DEL ECUADOR
(ALTERNATIVAS A, B, C)
CUMPLIMIENTO ART. 408 CONSTITUCIÓN DEL ECUADOR
DESCRIPCIÓN ALTERNATIVAS
A - caso a) A - caso b) B C
UTILIDAD NETA
EMPRESA (USD/AÑO) 1 385 140 296 500 640 564 914 904
INGRESOS DEL
ESTADO (USD/AÑO) 1 687 409,5 840 689,5 340 066,2 315 126,3
% EMPRESA 45 26
100 100
% ESTADO 55 74
Fuente: Autor de la investigación
Los beneficios económicos para el Estado estarán sujetos a lo establecido en el artículo 408
de la Constitución de la República del Ecuador; es decir, que “El Estado participará en los
beneficios del aprovechamiento de estos recursos en un monto no menor a los del
concesionario que los explota”.
Se concluye que el valor estimado para la Utilidad neta de la Alternativa A (casos a y b) es
repartible, puesto que el Estado ecuatoriano recibirá un valor por concepto de impuestos, el
cual es mayor a la utilidad neta anual que genera la empresa. (Ver Tabla 6.18 y 6.20)
Para las Alternativas B, C, al ser empresas públicas, los ingresos a favor del Estado son
totales. (Ver Tabla 6.20)
176
CAPÍTULO VII
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
7.1. CONCLUSIONES
Al finalizar el presente estudio se puede concluir los siguientes aspectos:
Para el depósito Isimanchi regionalmente se tiene que su geología comprende rocas
que van desde el carbonífero hasta el jurásico en parte cubiertos por depósitos
cuaternarios de las Unidades Misahuallí e Isimanchi, granitoides Zamora y el
granito Tres Lagunas (Anexo N° 04: GEOLOGÍA REGIONAL).
El depósito calcáreo de Isimanchi se encuentra presente en las Lomas Irinumá e
Irunumá y sus alrededores, ubicado a lo largo de la falla Precordillera (zona de
escamas), en el contacto entre las rocas metamórficas de la cordillera Real y el
batolito de Zamora de edad Jurásica; cubre una extensión aproximada de 500
hectáreas (2500 m de largo y 2000 m de ancho en la parte más pronunciada).
La estratificación preferencial de la mayoría de afloramientos se orienta con rumbo
NW – SE (135°), el buzamiento predominante es hacia el SW con un ángulo de 30°
y 40°.
En base a un estudio realizado sobre la “Evaluación Química Industrial de las
Calizas del Proyecto Isimanchi” preparado por el consultor Ing. Javier Endara,
tomando los datos geoquímicos de los primeros 34 sondajes perforados, concluyó
que “el material calcáreo presente en el depósito de Isimanchi es apto para la
fabricación de cemento ya que el promedio de carbonato de calcio (CaCO3) está
entre el 87% de pureza.”
Para el yacimiento de calizas Isimanchi, el sistema apropiado de explotación es a
cielo abierto ya que se trata de un depósito calcáreo superficial del grupo canteras,
que por su morfología corresponde al de tipo “ladera” el cual se caracteriza por
tener un gran número de bancos donde el frente de excavación será en dirección
descendente y abandono del talud final en bancos, esto es desde los bancos
177
superiores hasta los de menor cota.
El sistema de explotación que más se apega de acuerdo a la clasificación del
profesor Sheshko es con pequeño volumen de trabajos de destape, cuando el
desplazamiento del estéril a la escombrera no tiene significado esencial. (TABLA
No 5.14)
En base a los resultados obtenidos en los ensayos de laboratorio se tiene que las
calizas Isimanchi presentan las siguientes propiedades físico-mecánicas: peso
específico de 2,69 g/cm³, resistencia a la compresión de 515 kg/cm2, resistencia a la
tracción inversa de 10,43 g/cm³. (Anexo N° 03)
El valor referencial obtenido para el macizo rocoso (calizas Isimanchi) en los
tramos analizados en base al RQD es de 58,4 el cual corresponde a una calidad de
roca regular (FIGURA 5.4 y TABLA No.5.8)
La calidad geomecánica del macizo rocoso (Calizas) a lo largo del sondaje ISI–01
en relación al RMR corresponde a una clase de “Roca Regular y Roca Buena”.
El potencial mineral asociado al yacimiento Isimanchi es de 67 000 000 ton de
caliza, cuya explotación tiene una vida útil de 155 años con una producción de
1 800 ton/día y 432 000 ton caliza/año.
Los parámetros minero-geométricos aplicados para el presente diseño de
explotación y liquidación se detallan en el Anexo N° 08
Las vías existentes en los poblados de El Progreso e Isimanchi son de tercer orden;
para el acceso hasta la mina se acondicionará una vía piloto que fue abierta durante
los trabajos de exploración, la cual parte desde El Progreso y tiene una longitud de
3,7 km, con pendientes comprendidas entre 6 – 8 %.
Las rampas de acceso a los frentes de explotación son de dos carriles, con un ancho
de vía de 15 m y una pendiente del 10% con el fin de garantizar las condiciones de
seguridad y mantenimiento de equipos durante el transporte.
El diseño de perforación y voladura para el yacimiento Isimanchi se detalla en el
Anexo N° 09
La elección de la maquinaria requerida para los trabajos de destape, preparación y
explotación se estableció en base a un análisis de rendimientos y costos, para
actividades de destape y preparación se utilizarán un tractor Cat D8T, una
178
excavadora Cat 330B y un volquete; para las actividades de explotación se
utilizarán en perforación una perforadora marca Ingersoll Rand ECM 590, en el
carguío una pala cargadora Cat 330C y para el transporte interno de la mina un
volquete de 14,5 m3.
El estudio económico del proyecto Isimanchi se desarrolló en base a las siguientes
alternativas:
ALTERNATIVA A.- La empresa es del sector privado, es decir los fondos
necesarios para poner en marcha el proyecto (inversión fija) los conseguirá
mediante préstamos en las entidades financieras privadas.En éste caso la tasa de
interés anual a considerarse para la estimación de la rentabilidad será del 14%.
Esta alternativa, a su vez, considera dos opciones de comercialización de la caliza:
a) El precio de comercialización establece la empresa en función de los costos de
producción e impuestos establecidos por el Estado.
b) El precio de comercialización corresponde al pre-establecido por las empresas
públicas (ENAMI y EPCE = 6.0 US$/ton).
ALTERNATIVA B.- La empresa es del sector público, el Estado es el garante
de la inversión fija que requiera, monto que lo obtendrá mediante préstamos en
entidades financieras públicas (CFN, Banco del Pacífico, BIESS); es decir con una
tasa de interés anual de acuerdo a los reglamentos para el sector público (8,66%).
ALTERNATIVA C.- La empresa es del sector público, es decir que el proyecto
está financiado en su totalidad, mediante el presupuesto general del Estado, por lo
que no debe cubrir intereses.
La inversión requerida (Inversión fija) para desarrollar el proyecto (etapa
pre-operacional) asciende a:
Opción A = 3 813 491 USD
Opción B = 3 804 813 USD
Opción C = 3 790 740 USD (EPCE)
El tiempo de amortización de la inversión fija para las tres opciones (A, B,
C) es de 7 años.
179
La puesta en marcha de la fase de explotación generará una Utilidad Neta
Anual de:
Opción A
Caso a = 1 385 140 USD/año
Caso b = 296 500 USD/año
Opción B = 640 564 USD/año
Opción C = 914 904 USD/año (EPCE)
Los ingresos que recibe el estado ecuatoriano por concepto de impuestos es:
Opción A
Caso a = 1 687 409,5 USD/año (55 %)
Caso b = 840 689,5 USD/año (74 %)
Opción B = 340 066,2 USD/año (100 %) incluido ingresos de la EPCE
Opción C = 315 126,3 USD/año (100 %) incluido ingresos de la EPCE
La rentabilidad del proyecto de explotación de las calizas Isimanchi es del:
Opción A
Caso a = 36,3 %
Caso b = 7,8 %
Opción B = 16,8 %
Opción C = 24,1 %
Se da cumplimiento al Art. 408 de la Constitución, ya que el Estado ecuatoriano
recibe un monto igual o mayor a la utilidad neta del concesionario que los explota.
En base al análisis económico se estableció que la inversión privada (Opción A,
caso b), es decir al comercializar la caliza al precio referencial de las empresas
públicas. (6,00 USD/ton); la inversión no es recomendable pues tiende a una
rentabilidad del 7,8 %, lo cual obliga a establecer el costo de mercado de la caliza
en base al costo de producción e impuestos establecidos en las leyes y reglamentos
pertinentes.
180
7.2. RECOMENDACIONES
Tomar en cuenta todos los parámetros minero geométricos descritos y desarrollados
en el presente diseño para que se dé estabilidad al macizo en las labores de
explotación y se trabaje en condiciones seguras.
A medida que se vayan explotando los bancos simultáneamente se debe ir
liquidando, preparando otros frentes de ataque y explorando con el fin a aumentar
las reservas de caliza.
La caliza que tenga una concentración inferior a la requerida como materia prima
para la elaboración del cemento, deberá ser colocada en standby en los sitios de
acopio para posteriormente ser mezclada con caliza de alta concentración (dilución)
y aprovechar todas las reservas existentes.
Elaborar un modelo de bloques del depósito calcáreo Isimanchi para que en base a
su información se pueda aplicar métodos de optimización (cono flotante) para un
mayor beneficio económico en su explotación.
Cumplir con el reglamento interno de seguridad de la EPCE y ejecutar el plan de
manejo ambiental aprobado previo a la licencia ambiental, para evitar suspensión de
la concesión, permisos o actividades mineras (Art. 16, 95 – Ley de Minería).
En los alrededores del depósito Isimanchi-Mayo se identifican otros sectores con
potencial de cubrir mineralizaciones adicionales de calizas que no han sido
consideradas como parte para la estimación por tanto se deberá realizar
continuamente labores de exploración a fin de aumentar las reservas del yacimiento.
En los sectores profundos de la concesión Isimanchi-Mayo se han detectado trazas
de calcopirita lo cual puede estar indicando presencia de mineralizaciones
cupríferas que vale la pena tener presente.
181
CAPÍTULO VIII
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS
8.1. BIBLIOGRAFÍA IMPRESA
NICOLALDE Luis (2003).- Diseño del sistema de explotación de la cantera
Tenarías 1, ubicada en el “flujo de antisanilla” provincia de Pichincha (Tesis de
grado para la obtención del título de Ingeniero de Minas). Universidad Central del
Ecuador, Quito – Ecuador.
CHÁVEZ Carlos, SANTACRUZ Marco (2005).- Diseño de explotación de la
cantera Tanlahua en el norte de Quito, (Tesis de grado para la obtención del título
de Ingeniero de Minas). Universidad Central del Ecuador.
MENESES Jhonny (2010).- Diseño de explotación a cielo abierto de la cantera “A
PICH ANTISANILLA” ubicada en el sector de Pintag (Tesis de grado para la
obtención del título de Ingeniero de Minas). Universidad Central del Ecuador, Quito
– Ecuador.
SUAREZ María José (2012).- Optimización del método de explotación de la veta
Sucre, mina Bethzabeth – Ayapamba, a partir del nivel 1339 msnm en profundidad
(Tesis de grado para la obtención del título de Ingeniero de Minas). Universidad
Central del Ecuador.
182
8.2. WEBGRAFÍA
http://es.scribd.com/doc/62193029/Diseno-de-Minas-a-Cielo-Abierto-U-de-Chile
https://www.google.com.ec/url?sa=t&rct=j&q=&esrc=s&source=web&cd=3&cad=
rja&uact=8&sqi=2&ved=0CCgQFjAC&url=http%3A%2F%2Fwww.aimecuador.or
g%2Fcapacitacion_archivos_pdf%2FDise%25C3%25B1o_%2520de_%2520explot
_CA.pdf&ei=YizEU--4Gda-
sQTh74KgBw&usg=AFQjCNHtKlD4GiiLcd7Q1CV__MoFIGt0Pw&bvm=bv.708
10081,d.b2U
https://www.google.com.ec/url?sa=t&rct=j&q=&esrc=s&source=web&cd=9&sqi=
2&ved=0CEAQFjAI&url=http%3A%2F%2Foa.upm.es%2F10675%2F1%2F20111
122_METODOS_MINERIA_A_CIELO_ABIERTO.pdf&ei=YizEU--4Gda-
sQTh74KgBw&usg=AFQjCNFxPWqdBFho_A24tNBL-
OEPVfUAJw&bvm=bv.70810081,d.b2U&cad=rja
POZO ANTONIO José Santiago, “Canteras subterráneas de áridos” pág. 44-45.
https://books.google.com.ec/books?id=zPhiAwAAQBAJ&pg=PA44&lpg=PA44&d
q=Excavaci%C3%B3n+troncoc%C3%B3nica+con+p%C3%A9rdida+de+macizo+d
e+protecci%C3%B3n&source=bl&ots=UPdAl9_Sv-
&sig=gRRrt0IvJpqWLEdP2HiZjB2nZ78&hl=es&sa=X&ei=RJO8VLDyN4WZNru
FgIgH&ved=0CCQQ6AEwAg#v=onepage&q=Excavaci%C3%B3n%20troncoc%C
3%B3nica%20con%20p%C3%A9rdida%20de%20macizo%20de%20protecci%C3
%B3n&f=false
183
8.3. ANEXOS
ANEXO 01: UBICACIÓN GEOGRÁFICA
ANEXO 02: UBICACIÓN CARTOGRÁFICA
ANEXO 03: ENSAYOS DE LABORATORIO
ANEXO 04: GEOLOGÍA REGIONAL
ANEXO 05: GEOLOGÍA LOCAL
ANEXO 06: FLUJOGRAMA DE EXPLOTACIÓN
ANEXO 07: RESERVAS
ANEXO 08: PARÀMETROS GEOMÉTRICOS DE DISEÑO
ANEXO 09: DISEÑO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
ANEXO 10: ACCESOS A LA MINA Y ESCOMBRERAS
ANEXO 11: COSTOS EXPLOSIVOS – EXPLOCEN CA.
ANEXO 12: CONCESIONES ALEDAÑAS AL PROYECTO ISIMANCHI
184
ANEXO - 01
Ubicación
Geográfica
185
UBICACIÓN GEOGRÁFICA DEL PROYECTO “ISIMANCHI”
Fuente: Autor de la investigación
186
ANEXO - 02
Ubicación
Cartográfica
187
UBICACIÓN CARTOGRÁFICA DEL ÁREA MINERA ISIMANCHI-MAYO
COORDENADAS UTM DEL ÁREA MINERA ISIMANCHI MAYO
Puntos E N
PP 705700 9469000
1 708300 9469000
2 708300 9470500
3 708400 9470500
4 708400 9469800
5 709200 9469800
6 709200 9468500
7 712000 9468500
8 712000 9461000
9 706000 9461000
10 706000 9464000
11 707000 9464000
12 707000 9466000
13 705700 9466000
Fuente: Enami Ep
188
ANEXO - 03
Ensayos de
Laboratorio
189
190
191
192
193
194
195
196
197
ANEXO - 04
Geología
Regional
198
GEOLOGÍA REGIONAL
Fuente: Enami Ep
199
ANEXO - 05
Geología Local
200
GEOLÓGÍA LOCAL
Fuente: Enami Ep
201
ANEXO - 06
Flujograma de
Explotación
202
FLUJOGRAMA DE EXPLOTACIÓN YACIMIENTO ISIMANCHI
Fuente: Autor de la investigación
Sistemas de Explotación
Métodos de Expltación en Minería
Subterránea Cielo Abierto
Graveras (Materiales sueltos) Canteras (Macizo rocoso)
Avance frontal
Frente de trabajo con altura creciente
Excavación descendente y abandono del talud final en bancos
Con acarreo del estéril a la escombrera con ayuda de medio de transporte (desplazamiento longitudinal) o con transporte
Con trasbordo del estéril a la escombrera por medio de excavadores o escombro-transportadores (desplazamiento transversal) o sin transporte
Con acarreo y trasbordo del estéril a la escombrera (desplazamiento transversal y longitudinal) o combinado
Procesos Productivos
Arranque
Perforación y voladura
Cargado
Pala frontal
Transporte
Volquetes
Avance lateral y abandono del talud final
Excavación troncocónica con pérdida de macizo de protección
Mixtos
Con pequeño volumen de trabajos de destape, cuando el desplazamiento del estéril no tiene significado esencial
203
ANEXO - 07
Reservas
204
MODELO GEOLÓGICO ISIMANCHI
Fuente: Enami Ep
205
UBICACIÓN DE SONDAJES Y SECCIONES TRANSVERSALES (CORTES GEOLÓGICOS)
Fuente: Enami Ep
206
SECCIONES TRANSVERSALES EN EL MODELO GEOLÓGICO ISIMANCHI 3D (Vista wireframe-Alambre)
Fuente: Enami Ep
207
SECCIÓN GEOLÓGICA ST01
208
SECCIÒN GEOLÓGICA ST02
209
SECCIÓN GEOLÓGICA ST03
210
SECCIÓN GEOLÓGICA ST04
211
SECCIÓN GEOLÓGICA ST06
212
SECCIÓN GEOLÓGICA ST11
213
SECCIÓN GEOLÓGICA ST12
214
SECCIÓN GEOLÓGICA ST13
215
SECCIÓN GEOLÓGICA ST14
216
SECCIÓN GEOLÓGICA ST15
217
Mediante la utilización del software minero GEMCOM realizó la estimación de recursos y
reservas obteniéndose la siguiente tabla:
TABLA No 5.22: RESERVAS TOTALES DEL YACIMIENTO ISIMANCHI
Categoría Volumen
(m3)
Densidad
(Ton/ m3)
Tonelaje
(Ton)
Ley
% CaCO3
Medidos 18 212 754,061 2,637 5 48 036 138, 84 84.73
Indicados 7 349 842,563 2,637 5 19 385 209, 76 82.21
Reservas Totales 67 421 348, 6
Fuente: Enami Ep
En el análisis de resultados del informe de la determinación de la
densidad aparente para el Proyecto Isimanchi, se determina que:
“(…) la densidad aparente del cuerpo calcáreo del
depósito Isimanchi es de 2,6375 g/cm3.”
218
ANEXO - 08
Parámetros
geométricos de
diseño
219
PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE EXPLOTACIÓN
Profundidad de la cantera (Altura global) 310 m
Altura de los bancos 10 m
Número de bancos 31
Dirección óptima de explotación NE-SW en frentes de estéril y mineral
Ángulo del talud de los bancos en trabajo 70°
Ángulo del talud de los bancos en receso 60°
Ángulo de los bordes en trabajo 14°
Ángulo de los bordes en receso 30°
Plataforma de trabajo 39 m
Plataforma de resguardo (bermas) 6,5 m
Gradiente longitudinal de los accesos 10 %
Ancho de las rampas interior mina 15 m
220
OPEN PIT ISIMANCHI (VISTA FRONTAL)
Fuente: Autor de la investigación y colaboración C. M
221
OPEN PIT ISIMANCHI (VISTA SUPERIOR)
Fuente: Autor de la investigación y colaboración C. M
222
ANEXO - 09
Diseño de
Perforación y
Voladura
223
PARÁMETROS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA CALCULADOS
Producción día requerida 1800 Ton / día
Período de voladura cada 10 días
Período de perforación 9 días (un turno de 8 horas)
Tipo de roca Caliza
Densidad de la roca 2,6375 gr/cm
Tipo de Perforadora INGERSOLL Rand EMC 590
Diámetro de la perforación 3 pulg = 76mm
Altura del banco 10 m
Burden 1,83 m
Espaciamiento 2,5m
Sobreperforación 0,8 m
Longitud de perforación 11,5 m
Longitud de retacado 2,3 m
Longitud de la carga 9,2 m
Sustancia explosiva/m perf 4,01 kg
Sustancia explosiva/barreno 37 kg
Volumen volado/ Barreno perf 52,61 m3
Perforación específica 4,58 m3
Carga específica 0,267 kg Sustancia explosiva
Número total de barrenos a perforar 130
Relación de rigidez 5,46 (Buena distribución de energía)
Tiempo de retardo entre filas 25 ms
Retardo entre barrenos de la misma fila 17 ms
Carga de fondo Booster de pentolita de 225 g Explogel Amón 3x16
Carga de columna ANFO Normal (Ambiente seco) Emulsen (Ambiente húmedo)
224
ESQUEMA DEL CARGADO DE UN BARRENO
Fuente: Autor de la investigación
225
ESQUEMA DE VOLADURA DEL BANCO
Fuente: Autor de la investigación
226
Fuente: Autor de la investigación
DIMENSIONAMIENTO DE LA VOLADURA DEL BANCO
227
ANEXO - 10
Accesos a la mina
y escombreras
228
VÍAS DE ACCESO AL FRENTE Y ESCOMBRERAS
Fuente: Autor de la investigación
229
VÍAS DE ACCESO AL FRENTE Y ESCOMBRERAS
Fuente: Autor de la investigación
230
ANEXO - 11
Costos explosivos
EXPLOCEN. CA
231
232
233
ANEXO - 12
Concesiones
aledañas al
proyecto
234
235
CONCESIONES ALEDAÑAS AL PROYECTO ISIMANCHI
236
CONCESIONES UBICADAS EN ÁREAS CERCANAS AL PROYECTO ISIMANCHI
# Código CONCESIÓN TITULAR TIPO DE
SOLICITUD
TIPO DE
CONCESIÓN
SUPERFICIE
(Ha)
1 501361 ISIMANCHI EPCE Concesión minera No metálicos 4 595
2 500950 BELLAVISTA 1 SANCHEZ LALANGUI MIGUEL ANGEL Concesión minera No metálicos 3 779,9
3 501013 CANAAN - RA HIDALGO LUDEÑA WILMER RAMIRO Concesión minera No metálicos 1 629,9
4 501144 LUZ DE AMERICA ZABALETA CASTRO CESAR AUGUSTO Concesión minera No metálicos 479,9
5 501097 LA FLORIDA GUAMAN GUAMAN GONZALO Concesión minera No metálicos 103,99
6 501147 LUZ DE AMERICA 1 ZABALETA CASTRO CESAR AUGUSTO Concesión minera No metálicos 44,99
7 500972 ISIMANCHI TORRES TORRES ELVIO ENRIQUE Materiales de construcción
No metálicos 30,99
8 500970 SAN CARLOS TORRES TORRES ELVIO ENRIQUE Materiales de construcción
No metálicos 18,99
9 274 BELLAVISTA ALTO ASO.PEQ. MINS. AUTO. BELLAVISTA
ALTO Sustitución No metálicos 9,99
10 590368 E.E.R.S.S.A-ISIMANCHI
EMPRESA ELECTRICA REGIONAL DEL SUR S.A.
Materiales de construcción
No metálicos 6,99
11 590901 LOS NEGRITOS ALVARADO NARVAEZ ROSULA
EVIGAIL Minería artesanal No metálicos 5,99
237
12 590955 GUAYUSA PACCHA NARVAEZ ZOILA ROSAURA Minería artesanal No metálicos 5,99
13 590902 LAS HERMANO CHAMBA PACCHA DANILO GUSTAVO Minería artesanal No metálicos 5,99
14 591213 CELUB LOAIZA VEGA JORGE ANDRES Minería artesanal No metálicos 5,99
15 591051 LEON VEGA AIXA
YASSMIN LEON VEGA AIXA YASSMIN Minería artesanal No metálicos 5,99
16 590918 LOS GUAYUSOS ALDAZ ALBA SANTOS BERNARDO Minería artesanal No metálicos 5,99
17 591974 LA FORTUNA ZOZORANGA TOLEDO PEDRO
ANTONIO Minería artesanal No metálicos 3,99
18 590996 JUSTIN SOBERON CHACON CAROLINA
CECIBEL Minería artesanal No metálicos 2,99
19 590535 HERMANOS COLALAS
COLALA LALANGUI NORMY EFREN Minería artesanal No metálicos 5,99
20 591473 EL LUCERO RENTERIA CHIRIBOGA VERONICA
MABEL Minería artesanal No metálicos 3,99
21 591911 EL ENCANTO JIMENEZ MALACATOS JOSE MIGUEL Minería artesanal No metálicos 3,99
22 591312 GP-ZCH-
CHINCHIPE-6 GOBIERNO PROVINCIAL DE ZAMORA
CHINCHIPE Materiales de construcción
No metálicos 5,99
23 500931 SANTA RITA TORRES TORRES ELVIO ENRIQUE Materiales de construcción
No metálicos 2,99
238
8.4. LISTADO DE TABLAS
TABLA No 2.1: COORDENADAS UTM DEL ÁREA MINERA “ISIMANCHI -
MAYO” ......................................................................................................... 21
TABLA No 4.1: RECURSOS MEDIDOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI .... 40
TABLA No 4.2: RECURSOS MEDIDOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF ..... 40
TABLA No 4.3: RECURSOS INDICADOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI. 41
TABLA No 4.4: RECURSOS INDICADOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF.. 41
TABLA No 4.5: RECURSOS INFERIDOS DEL YACIMIENTO ISIMANCHI.. 42
TABLA No 4.6: RECURSOS INFERIDOS CONSIDERANDO EL CUT-OFF... 42
TABLA No 4.7: RECURSOS TOTALES DEL YACIMIENTO ISIMANCHI .... 43
TABLA No 5.1: COMPOSICIÓN QUÍMICA DE LAS CALIZAS ISIMANCHI 44
TABLA No 5.2: DISTRIBUCIÓN DE DENSIDADES POR LITOLOGÍA......... 46
TABLA No 5.3: ENSAYO DE PESO ESPECÍFICO ......................................... 47
TABLA No 5.4: VALORES REFERENCIALES DE FACTORES DE
ESPONJAMIENTO ........................................................................................ 49
TABLA No 5.5: ENSAYO DE RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN DE LA
CALIZA......................................................................................................... 51
TABLA No 5.6: ENSAYO DE RESISTENCIA A LA TRACCIÓN DE LA
CALIZA......................................................................................................... 53
TABLA No 5.7: CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS SEGÚN
PROTODYAKONOV ..................................................................................... 55
TABLA No.5.8: ÍNDICE RQD EN FUNCIÓN DE LA CALIDAD DE LA
ROCA ............................................................................................................ 58
TABLA No 5.09: CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO CON RELACIÓN AL
ÍNDICE RMR................................................................................................. 62
TABLA No 5.10: CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI
(RMR), SONDAJE ISI – 05............................................................................. 63
TABLA Nº 5.11: PARÁMETROS ANALIZADOS EN EL RMR...................... 64
239
TABLA No 5.12: CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO CON RELACIÓN AL
ÍNDICE RMR................................................................................................. 64
TABLA No 5.13: CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI
(RMR), SONDAJE ISI – 01............................................................................. 65
TABLA No 5.14: CLASIFICACIÓN DE LOS SISTEMAS DE EXPLOTACIÓN
SEGÚN EL PROFESOR E.F. SHESHKO ....................................................... 71
TABLA No 5.15: MAGNITUD DE ÁNGULOS PARA LOS TALUDES DE LOS
BORDES EN RECESO EN FUNCIÓN DE LA PROFUNDIDAD. .................... 75
TABLA No 5.16: ÁNGULO PARA TALUDES EN TRABAJO Y EN RECESO
EN FUNCIÓN DEL COEFICIENTE DE PROTODIAKONOV. ........................ 76
TABLA No 5.17: MAGNITUD DE LOS COEFICIENTES (a, b, N) EN
FUNCIÓN DE LAS CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA Y ÁNGULO DE
TALUD DEL BORDE .................................................................................... 78
TABLA No 5.18: MAGNITUD DE LOS COEFICIENTES (a, b, N) .................. 78
TABLA No 519: COEFICIENTES DE SEGURIDAD PARA EL TIEMPO DE
SERVICIO DE LOS BORDES ........................................................................ 79
TABLA No 5.20: VALORES DE COHESIÓN PARA SUELOS Y ROCAS NO
ALTERADOS ................................................................................................ 81
TABLA No 5.21: RESERVAS TOTALES DEL YACIMIENTO ISIMANCHI ... 96
TABLA No 5.22: BURDEN ESTABLECIDO EN FUNCIÓN DEL DIÁMETRO
DEL BARRENO DE PERFORACIÓN ...........................................................101
TABLA No 5.23: ESPACIAMIENTO ESTABLECIDO EN FUNCIÓN DEL
DIÁMETRO DEL BARRENO DE PERFORACIÓN .......................................102
TABLA No 5.24: VALORES DE K EN FUNCIÓN DE LA RESISTENCIA A LA
COMPRESIÓN Y TIPO DE ROCA ................................................................103
TABLA No 5.25: VALORES DE tr EN FUNCIÓN DE LA MAQUINARIA DE
CARGUÍO ....................................................................................................112
TABLA No 5.26: VALORES PARA tr EN FUNCIÓN DEL TIPO DE ROCA ...114
TABLA No 5.27: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LOS BOOSTER.......120
TABLA No 5.28: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LOS BOOSTER.......122
240
TABLA No 5.29: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL ANFO ...................123
TABLA No 5.30: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL EMULSEN 720 .....124
TABLA No 5.31: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL TRACTOR ............127
TABLA No 5.32: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LA EXCAVADORA
......................................................................................................... ………130
TABLA No 5.33: CARACTERÍSTICAS TÈCNICAS DE LA PERFORADORA....
.....................................................................................................................133
TABLA No 5.34: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LA CARGADORA DE
RUEDAS ......................................................................................................139
TABLA No 5.35: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL VOLQUETE .........143
TABLA No 5.36: DISTRIBUCIÓN DE TRABAJOS PARA LA MAQUINARIA
SELECCIONADA .........................................................................................148
TABLA No 06.1: COSTOS PRE-OPERACIONALES (ALTERNATIVAS .......153
TABLA No 06.2: COSTO DE INVERSIÓN FIJA) ..........................................154
TABLA No 06.3: COSTO HORARIO DE UN TRACTOR...............................155
TABLA No 06.4: COSTO HORARIO DE UNA EXCAVADORA ...................157
TABLA No 06.5: COSTO HORARIO DE LA PERFORADORA .....................158
TABLA No 06.6: COSTO HORARIO DE UNA PALA CARGADORA ...........160
TABLA No 06.7: COSTO HORARIO DE UN VOLQUETE ............................161
TABLA No 06.8: COSTO HORARIO DE UN COMPRESOR .........................163
TABLA No 06.9: COSTOS POR ÚTILES DE PERFORACIÓN Y
EXPLOSIVOS...............................................................................................164
TABLA No 06.10: COSTOS POR MANO DE OBRA .....................................165
TABLA No 06.11: RESUMEN DE COSTOS OPERACIONALES ...................166
TABLA No 06.12: PARÁMETROS PARA EL PAGO DE PATENTES DE
ACUERDO AL ART. 34 DE LA LEY DE MINERÍA ......................................167
TABLA No 06.13: PATENTES DE CONSERVACIÓN ISIMANCHI ..............168
TABLA No 06.14: COSTO ANUAL DE PRODUCCIÓN ................................168
241
TABLA No 06.15: INGRESOS ANUALES DEL PROYECTO ........................170
TABLA No 06.16: EGRESOS ANUALES DEL PROYECTO ISIMANCHI .....170
TABLA No 06.17: IMPUESTOS MINEROS...................................................172
TABLA No 06.18: INGRESOS QUE RECIBE EL ESTADO ESTABLECIDOS
EN LA LEY DE MINERÍA ............................................................................173
TABLA No 06.19: RENTABILIDAD DEL PROYECTO ISIMANCHI ............174
TABLA No 06.20: CUMPLIMIENTO Art. 408 DE LA CONSTITUCIÓN DEL
ECUADOR ...................................................................................................175
242
8.5. LISTADO DE FOTOGRAFÍAS
FOTOGRAFÍA 2.1: REMANENTE DE BOSQUE SECUNDARIO EN EL
ÁREA ............................................................................................................ 24
FOTOGRAFÍA 2.2: VEGETACIÓN ANTRÓPICA - CULTIVOS Y PASTI-
ZALES .......................................................................................................... 25
FOTOGRAFÍA 2.3: RELIEVE DEL MONTE IRUNUMÁ (PROYECTO
ISIMANCHI).................................................................................................. 25
FOTOGRAFÍA 2.4: RELIEVES TÍPICOS PRESENTES EN LA CONCESIÓN
MINERA ISIMANCHI ................................................................................... 26
FOTOGRAFÍA 2.5: RELIEVES TÍPICOS EN LA ZONA DE PERFORACIONES
DEL PROYECTO MINERO ISIMANCHI ....................................................... 27
FOTOGRAFÍA 4.1: AFLORAMIENTOS DE CALIZA ( LOMA IRINUMÁ) ... 34
FOTOGRAFÍA 5.1: ENSAYO DE COMPRESIÓN UNIAXIAL ....................... 58
FOTOGRAFÍA 5.2: ESPACIAMIENTO DE LAS JUNTAS.............................. 59
FOTOGRAFÍA 5.3: PERSISTENCIA .............................................................. 59
FOTOGRAFÍA 5.4: APERTURA .................................................................... 60
FOTOGRAFÍA 5.5: RUGOSIDAD .................................................................. 60
FOTOGRAFÍA 5.6: RELLENO DE LAS JUNTAS........................................... 61
FOTOGRAFÍA 5.7: ORIENTACIÓN DE DISCONTINUIDADES .................... 62
243
8.6. LISTADO DE FIGURAS
FIGURA 2.1: UBICACIÓN GEOGRÁFICA DEL PROYECTO “ISIMANCHI” 20
FIGURA 2.2: UBICACIÓN CARTOGRÁFICA DEL ÁREA MINERA
ISIMANCHI-MAYO ...................................................................................... 13
FIGURA 2.3: MAPA DE.ACCESIBILIDAD AL ÁREA DE ESTUDIO ............ 29
FIGURA 4.1: MAPA GEOLÓGICO REGIONAL ............................................ 32
FIGURA 4.2: MAPA GEOLÓGICO LOCAL ................................................... 35
FIGURA 4.3: MAPA ESTRUCTURAL DEL ÁREA MINERA ISIMANCHI-
MAYO ........................................................................................................... 37
FIGURA 5.1: TRACCIÓN DIRECTA ............................................................. 51
FIGURA 5.2: ENSAYO DE TRACCIÓN INVERSA ........................................ 52
FIGURA 5.3: MEDIDOR DE RESISTENCIA AL CORTE ............................... 54
FIGURA 5.4: RQD (SONDAJE ISI 01- PROFUNDIDAD 70-80 m) .................. 57
FIGURA 5.5: CALIDAD GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO DEL
SONDAJE ISI – 01 EN RELACIÓN AL RMR ................................................. 67
FIGURA 5.6: GEOMORFOLOGÍA DEL ÁREA DE ESTUDIO........................ 69
FIGURA 5.7: PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE EXPLOTACIÓN ............. 72
FIGURA 5.8: DIRECCIÓN ÓPTIMA DE EXPLOTACIÓN EN FUNCIÓN DE
LOS PLANOS DE ESTRATIFICACIÓN ......................................................... 73
FIGURA 5.9: ÁNGULO DE TALUD DE LOS BANCOS ................................. 74
FIGURA 5.10: PLATAFORMA DE TRABAJO ............................................... 89
FIGURA 5.11: PLATAFORMA DE RESGUARDO ......................................... 90
FIGURA 5.12: ANCHO DE LA RAMPA (DOBLE VÌA).................................. 95
FIGURA 5.13: LONGITUD DE PERFORACIÓN ...........................................104
FIGURA 5.14: CARGADO DE UN BARRENO PARA BANCOS DE 10 m .....115
FIGURA 5.15: ESQUEMA DE VOLADURA DEL BANCO ...........................116
FIGURA 5.16: ESQUEMA DE DIMENSIONAMIENTO DE LA VOLADURA
DEL BANCO ................................................................................................117
244
FIGURA 5.17: INICIADORES A.P.D (BOOSTER).........................................120
FIGURA 5.18: EXPLOGEL AMON ...............................................................121
FIGURA 5.19: ANFO ...................................................................................123
FIGURA 5.20: EMULSEN 720 ......................................................................124
FIGURA 5.21: DIMENSIONES DEL TRACTOR CAT D8T ...........................127
FIGURA 5.22: DIMENSIONES DE LA EXCAVADORA CAT 330B ..............130
FIGURA 5.24: ESPECIFICACIONES DE LA PERFORADORA INGERSOLL
RAND ECM 590 ...........................................................................................134
FIGURA 5.25: DIMENSIONES DE LA CARGADORA CAT 980C ................139
