universidad central del ecuador … · 2.2 formulación del proyecto integrador ... 3.6 reservas...

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS

PETRÓLEOS Y AMBIENTAL

CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS

PROYECTO INTEGRADOR

“DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DEL SECTOR “BLOQUE DE ORO”,

LOCALIZADO EN EL FRENTE ADRIANO DEL ÁREA MINERA EL

GUAYABO, UBICADA EN EL CANTÓN SANTA ROSA,

PROVINCIA DE EL ORO”

Trabajo de Titulación, Modalidad Proyecto de Investigación previo a

la obtención del Título de Ingeniero de Minas

AUTOR: Romero González Jefferson Antonio

TUTOR: Ing. Adán Viterbo Guzmán García

Quito, julio 2017

ii

AGRADECIMIENTO

A Dios, por darme fuerza y salud para lograr todos los objetivos que me eh

propuesto.

A mis padres, Alberto Romero y Melva González, por darme la vida,

inculcarme valores y aconsejarme siempre para cada día ser mejor persona,

porque gracias a su apoyo eh podido luchar en todo momento y todos sus

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

A mis hermanos Miguel y Luis por estar conmigo darme siempre su apoyo.

A mis abuelitos los cuales tienen un gran corazón, y han sabido guiarme

con sus consejos.

A mi familia en general que de una u otra manera supieron darme ánimos

para siempre seguir adelante.

iii

DEDICATORIA

A mis padres, que con gran esfuerzo han sabido dar todo lo que estuvo a su

alcance y mucho más para que sus hijos salgan adelante.

A mis abuelitos, tíos, primos y más familiares que tuvieron muchas

palabras de aliento hacia mí.

A mis maestros, por compartir sus conocimientos para desarrollarme como

persona y en mi carrera universitaria.

A mi tutor Ing. Adán Guzmán, por guiarme y ayudarme en la culminación

de mi proyecto de titulación.

A la empresa PLANBEORO S.A, por brindarme la posibilidad de realizar

mí trabajo de tesis en una de las minas a su cargo y poder acceder a toda la

información necesaria para la misma.

Al Ing. Hugo Sánchez, por la ayuda profesional prestada en las horas de

campo para la toma de la información solicitada.

iv

DERECHOS DE AUTOR

Yo, Jefferson Antonio Romero González en calidad de autor y titular de los derechos

morales y patrimoniales del trabajo de titulación “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DEL

SECTOR “BLOQUE DE ORO”, LOCALIZADO EN EL FRENTE ADRIANO DEL

ÁREA MINERA EL GUAYABO, UBICADA EN EL CANTÓN SANTA ROSA,

PROVINCIA DE EL ORO”, modalidad proyecto de investigación, de conformidad con

el Art. 114 del CÓDIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMÍA SOCIAL DE LOS

CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E INNOVACIÓN, concedemos a favor de la

Universidad Central del Ecuador una licencia gratuita, intransferible y no exclusiva para

el uso no comercial de la obra, con fines estrictamente académicos. Conservo a mi

favor todos los derechos de autor sobre la obra, establecidos en la normativa citada.

Asimismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la

digitalización y publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de

conformidad a lo dispuesto en el Art. 144 de la Ley Orgánica de Educación Superior.

El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma

de expresión y no infringe el derecho de autor de terceros, asumiendo la responsabilidad

por cualquier reclamación que pudiera presentarse por esta causa y liberando a la

Universidad de toda responsabilidad.

Firma:

-----------------------------------------------------

Jefferson Antonio Romero González

CC: 1105115198

[email protected]

v


FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,



APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE

DEL TUTOR

Yo, Adán Viterbo Guzmán García en calidad de Tutor del Trabajo de

Titulación: “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DEL SECTOR “BLOQUE DE

ORO”, LOCALIZADO EN EL FRENTE ADRIANO DEL ÁREA MINERA

EL GUAYABO, UBICADA EN EL CANTÓN SANTA ROSA,

PROVINCIA DE EL ORO”, elaborado por el señor JEFFERSON

ANTONIO ROMERO GONZÁLEZ, estudiante de la carrera de Ingeniería

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

de la Universidad Central del Ecuador, considero que el mismo reúne los

requisitos y méritos necesarios en para optar el Título de Ingeniero de Minas

cuyo tema es: considero que reúne los requisitos y méritos necesarios en el

campo metodológico, en el campo epistemológico y ha superado en control

anti-plagio, para ser sometido a la evaluación del jurado examinador que se

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

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

titulación determinado por la Universidad Central del Ecuador.

En la ciudad de Quito a los 6 días del mes de julio del año 2017

Firma

_____________________________

Adán Viterbo Guzmán García

Ingeniero de Minas

C.I 1800727115

TUTOR DE TESIS

vi


FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,



APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE

DEL TRIBUNAL

El Delegado del Subdecano y los Miembros del proyecto integrador

denominado: “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DEL SECTOR “BLOQUE DE

ORO”, LOCALIZADO EN EL FRENTE ADRIANO DEL ÁREA MINERA

EL GUAYABO, UBICADA EN EL CANTÓN SANTA ROSA,

PROVINCIA DE EL ORO”, preparada por el señor ROMERO GONZÁLEZ

Jefferson Antonio, Egresado de la Carrera de Ingeniería de Minas, declaran

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

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

En la ciudad de Quito DM a los 6 días del mes de julio del 2017.

________________________

Ing. Carlos Ortiz

DELEGADO DEL SUBDECANO

________________________ ________________________

Ing. Fabián Jácome Ing. Silvio Bayas

MIEMBRO DEL TRIBUNAL MIEMBRO DEL TRIBUNAL

vii

CAPÍTULO I ............................................................................................... 23

1. ANTECEDENTES ............................................................................ 23

1.1 Trabajos realizados ...................................................................... 23

1.2 Justificación del proyecto ............................................................ 23

1.3 Beneficiarios ................................................................................ 24

1.3.1 Directos .................................................................................... 24

1.3.2 Indirectos .................................................................................. 24

1.4 Relevancia del proyecto .............................................................. 24

1.5 Aportes del proyecto .................................................................... 25

1.6 Recursos disponibles ................................................................... 25

CAPÍTULO II ............................................................................................. 26

2. MARCO LOGICO ............................................................................. 26

2.1 Planteamiento del problema ........................................................ 26

2.2 Formulación del proyecto integrador .......................................... 26

2.3 Variables ...................................................................................... 26

2.3.1 Dependientes e Independientes ................................................ 26

2.4 Objetivos ...................................................................................... 28

2.4.1 General ..................................................................................... 28

2.4.2 Específicos ................................................................................ 28

2.5 Factibilidad del proyecto ............................................................. 28

2.6 Acceso a la información .............................................................. 29

CAPÍTULO III ............................................................................................ 29

3. MARCO TEÓRICO .......................................................................... 29

3.1 Ubicación del área de estudio ...................................................... 29

3.2 Situación actual del área de estudio ............................................ 31

3.3 Geología del área minera El Guayabo ......................................... 34

3.4 Geología del Frente Adriano ....................................................... 35

3.5 Mineralización de la zona minera El Guayabo ........................... 36

3.6 Reservas disponibles en el sector Bloque de Oro ....................... 36

3.7 Volumen y tonelaje de mineral en el bloque de oro .................... 40

viii

3.8 Identificación de los parámetros a investigarse........................... 42

3.8.1 Muestreo ................................................................................... 42

3.8.2 Ensayos de Laboratorio ............................................................ 42

3.8.2.1 Propiedades Físico-Mecánicas .............................................. 42

3.7.2.2.1 Peso Específico ...................................................................... 42

3.7.2.2.2 Peso Volumétrico ................................................................... 43

3.7.2.2.3 Esponjamiento ........................................................................ 43

3.8.2.2 Resistencia de las rocas ......................................................... 44

3.8.2.2.1 Resistencia a la compresión simple ................................... 44

3.8.2.2.2 Resistencia a la tracción ..................................................... 45

3.8.2.2.3 Resistencia al cizallamiento ............................................... 46

3.8.2.2.4 Coeficiente de resistencia de la roca .................................. 47

3.9 Caracterización del macizo rocoso .............................................. 48

3.9.1 Litología ................................................................................... 48

3.9.2 Orientación de las discontinuidades ......................................... 48

3.9.3 Resistencia de la Matriz Rocosa (MPa) ................................... 49

3.9.4 Separación entre diaclasas ........................................................ 49

3.9.5 Abertura .................................................................................... 49

3.9.6 Rugosidad ................................................................................. 49

3.9.7 Relleno y agua freática ............................................................. 49

3.9.8 Obtención del índice RMR (Rock Mass Rating) ..................... 50

3.9.9 Clasificación de Barton ............................................................ 51

3.9.9.1 Rock Quality Designation (RQD) ......................................... 51

3.9.9.2 Índice de diaclasado (Jn) ....................................................... 52

3.9.9.3 Índice de rugosidad (Jr) ......................................................... 52

3.9.9.4 Índice de alteración en las juntas (Ja) ................................... 54

3.9.9.5 Coeficiente reductor por la presencia de agua (Jw) .............. 54

3.9.9.6 Estado tensional del macizo rocoso (SRF) ........................... 55

3.9.9.7 Definición del índice de calidad Q ........................................ 56

3.9.10 Resultados del Análisis Geomecánico .................................. 58

3.10 Características relevantes del proyecto .................................... 58

ix

3.11 Determinación de las variables a ser utilizadas en el proyecto 59

CAPÍTULO IV ............................................................................................ 60

4. DISEÑO METODOLÓGICO ........................................................... 60

4.1 Tipo de estudio ............................................................................ 60

4.2 Universo del proyecto .................................................................. 60

4.3 Muestra del proyecto integrador .................................................. 60

4.4 Técnicas a utilizarse .................................................................... 60

4.5 Alternativas de solución al problema planteado ......................... 61

4.6 Planteamiento de la propuesta en base a resultados .................... 62

4.7 Procesamiento de datos ............................................................... 62

4.8 Interpretación de resultados ......................................................... 63

CAPITULO V ............................................................................................. 64

5. DISEÑO DE EXPLOTACION ...................................................... 64

5.1 Labores de acceso al sector Bloque de Oro ................................. 64

5.1.1 Ubicación del pozo (pique inclinado) ...................................... 64

5.1.2 Sección del pozo ....................................................................... 64

5.1.2.1 Sección proyecto ................................................................... 65

5.1.2.2 Sección luz ............................................................................ 67

5.1.2.3 Sección franqueo ................................................................... 67

5.1.3 Profundidad del pozo ............................................................... 67

5.1.4 Servicios e instalaciones del pozo ............................................ 68

5.1.5 Capacidad operativa del pozo .................................................. 69

5.2 Perforación y voladura del pozo .................................................. 69

5.2.1 Dirección de los barrenos ......................................................... 81

5.2.2 Diámetro de los barrenos .......................................................... 81

5.2.3 Profundidad de los barrenos ..................................................... 81

5.2.4 Explosivos a utilizarse en la voladura del pozo ....................... 81

5.2.4.1 Tipo de explosivo .................................................................. 81

5.2.4.2 Carga en los barrenos de cuele y contracuele ....................... 82

5.2.4.3 Carga en los barrenos de contracuele .................................... 88

5.2.4.4 Carga de los barrenos de precorte ......................................... 91

x

5.2.4.5 Método de iniciación de la voladura ..................................... 95

5.2.4.6 Secuencia de carga y encendido ............................................ 96

5.2.5 Avance (profundización) del pozo ........................................... 98

5.2.6 Fortificación del pozo ............................................................... 98

5.2.7 Levantamiento del mineral por el pozo .................................... 99

5.2.7.1 Dimensiones del balde de levantamiento .............................. 99

5.2.7.2 Cable de levantamiento del balde ......................................... 99

5.2.7.3 Elección del tambor y winche de levantamiento .................... 103

5.2.8 Tiempo de excavación del pozo ............................................. 105

5.2.9 Diseño del pozo ...................................................................... 106

5.3 Parque de enganche ................................................................... 107

5.4 Preparación de la explotación del sector Bloque de Oro .......... 108

5.4.1 Dimensiones de bloques y cámaras ........................................ 110

5.4.2 Dimensión de pilares y umbrales ........................................... 111

5.4.3 Volumen de los umbrales y los pilares .................................. 111

5.4.4 Galerías de preparación .......................................................... 113

5.4.5.1 Sección de labores de nivel ..................................................... 113

5.4.5.2 Diagrama de perforación de galerías de nivel ........................ 115

5.4.5.3 Chimeneas en la explotación minera ...................................... 136

5.4.5.4 Franjas de Explotación ............................................................ 148

5.4.5 Método de explotación minera ............................................... 158

5.4.6 Producción diaria .................................................................... 162

5.4.7 Ventilación de las labores minero-productivas ...................... 163

5.4.7.1 Ventilación de los frentes de avance de las labores mineras

164

5.4.8 Transporte del mineral explotado ........................................... 167

5.4.9 Equipo y maquinaria requerida .............................................. 169

5.4.9.1 Perforación neumática ......................................................... 169

5.4.9.2 Compresor ........................................................................... 169

5.4.9.3 Útiles de perforación ........................................................... 170

5.4.9.4 Elección del tipo de Barrenos ............................................. 170

xi

5.4.9.5 Elección del tipo de Brocas ................................................. 171

5.4.10 Personal necesario ............................................................... 173

5.5 Parámetros económicos – financieros ....................................... 173

5.5.1 Costos de mano de Obra ......................................................... 174

5.5.2 Costo de materiales (EPP) e insumos ..................................... 175

5.5.3 Costos de equipos y maquinaria ............................................. 176

5.5.4 Costos unitarios para cada actividad en la preparación del

campo minero ...................................................................................... 177

5.5.4.1 Costo Pozo (Labor de acceso) ............................................. 177

5.5.5 Ley de corte del Mineral ........................................................ 197

5.5.6 Inversión necesaria ................................................................. 199

5.5.7 Financiamiento y Amortización de la inversión .................... 200

5.5.8 Ingresos y egresos provenientes de la explotación minera .... 201

5.5.9 Tasa interna de retorno (TIR) ................................................. 202

5.5.10 Valor actual neto (VAN) ..................................................... 203

5.5.11 Rentabilidad del proyecto ................................................... 204

CAPÍTULO VI .......................................................................................... 205

6. IMPACTOS DEL PROYECTO ...................................................... 205

6.1 Impactos técnicos ...................................................................... 205

6.2 Impactos social- económicos ..................................................... 205

6.3 Impactos ambientales ................................................................ 205

CAPÍTULO VII ......................................................................................... 207

7. CONCLUCIONES, RECOMENDACIONES Y GLOSARIO ....... 207

7.1 Conclusiones .............................................................................. 207

7.2 Recomendaciones ...................................................................... 209

7.3 Glosario ......................................................................................... 210

CAPÍTULO VIII ....................................................................................... 213

8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS ........................................................ 213

8.1 Bibliografía impresa .................................................................. 213

8.2 Anexos ....................................................................................... 214

ANEXO 1 ............................................................................................ 214

xii

RESULTADOS DE ENSAYOS DE LABORATORIO .................... 214

ANEXO 2 ............................................................................................ 221

SONDAJES JDH-13 Y GY-02 ........................................................... 221

ANEXO 3 ............................................................................................ 229

VISTA ISOMETRICA DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN ........... 229

ANEXO 4 ............................................................................................ 231

VISTA FRONTAL DEL BLOQUE DE EXPLOTACIÓN ................ 231

ANEXO 5 ............................................................................................ 233

MAPA DE UBICACIÓN DEL BLOQUE DE ORO DENTRO DE LA

CONCESIÓN EL GUAYABO ........................................................... 233

xiii

INDICE DE TABLAS

Tabla 1. Resultados de ensayos de peso específico en rocas extraídas ...... 43

Tabla N.2 Resultados de ensayos de peso Volumétrico en rocas extraídas 43

Tabla 3. Tabla del coeficiente de esponjamiento ........................................ 44

Tabla 4. Tabla de resistencia a la compresión simple realizado en el

laboratorio de Mecánica de Rocas de la Universidad central del Ecuador. 45

Tabla.5 Tabla de discontinuidades tomada en el campo ............................. 48

Tabla.6 Clasificación de Deere (1967) del espaciado de las juntas ............ 49

Tabla. 7 Parámetros de clasificación y sus valores ..................................... 50

Tabla.8 Ajuste de valores por la orientación de las juntas .......................... 50

Tabla.9 Determinación de la clase de macizo rocoso ................................. 51

Tabla.10 Número de familia de Juntas. Jn .................................................. 52

Tabla. 11 Perfiles de rugosidad. La longitud de los perfiles se encuentra

entre 1 y 10 metros (ISRM. 1981) .............................................................. 53

Tabla.12 Rugosidad de las juntas. Jr ........................................................... 53

Tabla. 13 Meteorización de las juntas. Ja ................................................... 54

Tabla. 14 Agua en las juntas. Jw ................................................................. 55

Tabla.15 Tensiones en la excavación. S.R.F ............................................... 56

Tabla.16 Clasificación de Barton et al. (1974) de los macizos rocosos.

Tipos de macizos rocosos ............................................................................ 58

Tabla.17 Parámetros para el diseño de excavación del Pozo ...................... 66

Tabla.18 Parámetros para el diseño del cuele ............................................. 70

Tabla.20 Resumen de número de cartuchos por barreno y cantidad de carga

en la segunda cuña del cuele en V. ............................................................. 88

Tabla.21 Resumen de número de cartuchos por barreno y cantidad de carga

en los barrenos de contracuele. ................................................................... 91

Tabla.22 Resumen de unidades de cartuchos por barreno y cantidad de

carga de precorte. ........................................................................................ 92

Tabla.23 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel. 93

Tabla.24 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación

en pozo de preparación. ............................................................................... 93

Tabla.25 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en el

pozo de preparación. ................................................................................... 95

xiv

Tabla.26 Peso y resistencia de cables ....................................................... 101

Tabla.27 Parámetros para calcular la sección de las galerías de nivel ..... 114

Tabla.28 Cuadro resumen del cálculo del burden y espaciamiento del cuele

y contracuele de las galerías de nivel. ....................................................... 116

Tabla.29 Parámetros para el cálculo del número de barrenos en la malla de

perforación de las galerías de nivel. .......................................................... 117

Tabla.30 Salida de los disparos en la voladura de las galerías de nivel ... 122

Tabla.31 Parámetros para el cálculo de la cantidad de carga en los barrenos

de las galerías de nivel. ............................................................................. 123

Tabla.32 Resumen de la cantidad de explosivo por disparo utilizado en las

galerías de nivel. ........................................................................................ 133

Tabla.33 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de la

galería de nivel. ......................................................................................... 133

Tabla.34 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel.

................................................................................................................... 134


en galerías de nivel. ................................................................................... 134

Tabla.36 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en

galerías de nivel. ........................................................................................ 136

Tabla.37 Cálculo del Burden y espaciamiento del cuele y contracuele de las

chimeneas. ................................................................................................. 137

Tabla.38 Resumen de la cantidad de explosivos por disparo utilizados en

las chimeneas. ............................................................................................ 139

Tabla.39 Parámetros para el cálculo de la carga explosiva en barrenos de

las chimeneas. ............................................................................................ 140

Tabla.40 Resumen de la cantidad de explosivos por disparo utilizados en

las chimeneas. ............................................................................................ 145

Tabla.41 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de las

chimeneas. ................................................................................................. 145


................................................................................................................... 146


en las chimeneas. ....................................................................................... 146

Tabla.44Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en las

chimeneas. ................................................................................................. 148

xv

Tabla.45 Número de barrenos en la malla de perforación de la franja de

explotación ................................................................................................ 151

Tabla.46 Parámetros para el cálculo de la carga en la franja de explotación.

................................................................................................................... 153

Tabla. 48 Carga total en los barrenos realizados en la franja de explotación.

................................................................................................................... 154

Tabla.47 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de la

franja de explotación. ................................................................................ 155

Tabla.49 Costo de carga explosiva por cada voladura en la franja de

explotación. ............................................................................................... 155


en la franja de explotación. ....................................................................... 156

Tabla.51 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en la

franja de explotación. ................................................................................ 157

Tabla.52 Numero de viajes por cada voladura de la franja de explotación.

................................................................................................................... 169

Tabla.53 Características de las barras ....................................................... 171

Tabla.54 Tipos de brocas de botones. ....................................................... 172

Tabla.55 Salario Real de pago de un perforista ........................................ 174

Tabla.56 Resumen de costos de mano de obra ......................................... 175

Tabla.57 Costos de Equipo de protección personal EPP. ......................... 176

Tabla.58 Costos de la herramienta menor de Mina .................................. 176

Tabla.59 Costos de maquinaria y equipos para el proyecto. ..................... 176

Tabla.60 Costo Unitario calculado para la perforación del pozo.............. 178

Tabla.61 Costo Unitario calculado para carga de S.E y Disparo del pozo.

................................................................................................................... 179

Tabla.62 Costo Unitario calculado para Limpieza y Desalojo del pozo. . 180

Tabla.63 Costo Unitario calculado para las Instalaciones del pozo. ........ 181

Tabla.64 Costo Unitario calculado para la Implementación del sistema de

levantamiento del pozo. ............................................................................. 182

Tabla.66 Costo Unitario de Perforación de las labores de preparación. ... 184

Tabla.67 Costo Unitario de carguío de S.E y disparo de las labores las

labores de nivel .......................................................................................... 185

xvi

Tabla.68 Costo Unitario de carguío de S.E y disparo de las labores

chimeneas. ................................................................................................. 186

Tabla.69 Costo Unitario de colocación de rieles en galerías de nivel. ..... 187

Tabla.70 Costo Unitario de ventilación en labores de preparación. ......... 188

Tabla.71 Costo Unitario de Desagüe en labores de preparación. ............. 189

Tabla.72 Costo Total para labores de preparación. ................................... 190

Tabla.73 Costo Unitario de la perforación de la franja de explotación. ... 191

Tabla.74 Costo Unitario del carguío de la S.E y disparo de la franja de

explotación. ............................................................................................... 192

Tabla.75 Costo Unitario del transporte interno del mineral. .................... 193

Tabla.76 Costo Unitario del transporte del mineral hacia la superficie. ... 194

Tabla.77 Costo Unitario del transporte del mineral hacia la planta de

Beneficio. .................................................................................................. 195

Tabla.78 Costo Unitario del procesamiento del mineral. ......................... 196

Tabla.79 Costo Total de producción. ........................................................ 197

Tabla.80 Parámetros para el cálculo de la ley de corte. ............................ 198

Tabla.81 Costo Unitario para la maquinaria inicial. ................................. 199

Tabla.82 Amortización de la inversión inicial. ......................................... 201

Tabla.83 Flujo de Caja o cash flow para el cálculo del VAN. .................. 202

Tabla.84 Flujo de caja actualizada. ........................................................... 203

xvii

ÍNDICE DE MAPAS

Mapa. 1 Ubicación Geografía de la concesión minera El Guayabo ........... 30

Mapa. 2 Límites de la concesión minera El Guayabo ................................ 31

Mapa.3 Mapa topográfico actualizado de la mina frente Adriano 2016. ... 33

Mapa. 4 Geología regional del área minera El Guayabo ............................ 34

Mapa. 5 Valoración de contenido de Cu en el sector Bloque de Oro ......... 39

xviii

ÍNDICE DE GRÁFICOS

Gráfico N.1 Exploración mediante sondajes realizados por empresa ODIN

MINING ...................................................................................................... 37

Gráfico N.2 Corte Geológico en la sección JDH-09 – GY-02 ................... 37

Grafico N. 3 Valoración de contenido de Au según muestreo realizado en el

sector bloque de Oro ................................................................................... 40

Gráfico N.4 Sondajes en el área minera El Guayabo vistos en el programa

AutoCAD Civil 3D. ..................................................................................... 41

Gráfico N.5 Distribución de servicios e instalaciones del pozo. ................ 68

Gráfico N.6 Diagrama de disparo cuele en V, corte análisis de avance. .... 70

Gráfico N.7 Vista superior de diagrama de disparo con cuele en V ........... 76

Gráfico N.8 Corte B-B1.Avance programado con el diagrama de disparo en

V .................................................................................................................. 77

Gráfico N.9 Distribución de cuele, contracuele y barrenos periféricos para

el pozo de preparación................................................................................. 79

Grafico N.10 Corte C-C1 Distribución de todos los barrenos a lo largo del

pozo. ............................................................................................................ 80

Gráfico N.11 Secuencia de encendido en la malla de perforación del pozo

..................................................................................................................... 97

Gráfico N.12 Vista isométrica y frontal del diseño del pozo .................... 106

Grafico N.13 Esquema del parque de enganche en la preparación del

bloque. ....................................................................................................... 107

Gráfico N.14 Esquema de las labores de preparación del bloque ............ 109

Gráfico N.15 Dimensiones de la galería de nivel ..................................... 115

Gráfico N.16 Diseño de cuele y contracuele para perforación de las galerías

de nivel. ..................................................................................................... 117

Gráfico N.17 Diagrama de perforación de las galerías de nivel. .............. 122

Gráfico N.18 Diseño de cuele y contracuele para perforación de las

chimeneas .................................................................................................. 137

Grafico N.19 Diagrama de disparo en las chimeneas. .............................. 139

. .................................................................................................................. 151

Grafico N.20 Corte A-A1. Ubicación de la Franja de explotación. .......... 151

xix

Gráfico N.21 Malla de perforación de la Franja de explotación en el

bloque. ....................................................................................................... 152

Gráfico N.23 Trasiego del material en las cámaras de almacenamiento. . 161

Gráfico N.24 Formación de bóvedas en el proceso de trasiego. ............... 162

Gráfico.N.25 Sistema de ventilación impelente teórico ........................... 163

Gráfico.N.26 Sistema de ventilación en las labores de explotación. ........ 164

Gráfico.N.27 Transporte del mineral por medio de vagones. ................... 168

xx

ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS

Fotografia.1 Acceso a la Mina Frente Adriano. .......................................... 32

Fotografía 2. Muestra de roca representativa del sitio de explotación ....... 48

Fotografía. 3 Discontinuidades en el macizo rocoso de la mina Frente

Adriano ........................................................................................................ 52

Fotografía.4. Ubicación del pozo dentro de la mina frente Adriano. ......... 64

Fotografía.5 Zona de compresores de la Mina frente Adriano ................. 170

xxi

TEMA: “Diseño de explotación del sector “Bloque de Oro”, localizado en el Frente Adriano

del Área Minera El Guayabo, ubicada en el cantón Santa Rosa, provincia de El Oro”

Autor: Jefferson Antonio Romero González

Tutor: Adán Viterbo Guzmán García

RESUMEN

Este Proyecto Minero, relacionado con el "Diseño del método de explotación para extraer

el mineral existente en el" Bloque de Oro ", sección" Frente Adriano ", parte de la"

propiedad minera El Guayabo ", ubicado en el Distrito del Oro del Cerro Pelado, Ubicada

en la localidad de El Guayabo, provincia de Santa Rosa, provincia de El Oro, tiene como

objetivo definir las dimensiones, la forma y las medidas geométricas del método elegido

(Cámaras y Pilares), así como los servicios operativos necesarios para realizar la actividad

minera .

Para lograr esta propuesta, el proyecto tiene en cuenta los principales parámetros técnico-

operacionales, económico-financieros y socio-ambientales ya que todos ellos tienen una

fuerte incidencia en las actividades de explotación minera, debido a que esta mina

aportará una cantidad bastante importante de refinado oro.

Los parámetros técnicos, relacionados con el diseño del método de explotación,

consideran: Las reservas de mineral, profundidad de la mina, número de nivel y subnivel,

su forma y sección, dirección y elementos geométricos, tasa de producción diaria,

diagramas de perforación y chorreado, servicios de salud y seguridad a ser instalados y

equipo de minería a ser usado.

Las variables económicas están relacionadas con la inversión (capital), los costos

generales, la cantidad del beneficio y los impuestos nacionales y locales.

Los parámetros sociales y ambientales son muy importantes ya que tienen que ser

manejados cuidadosamente para asegurar la viabilidad del proyecto y garantizar los

beneficios para el gobierno y los inversionistas

El proyecto tiene que organizarse de tal manera que logren su plena sostenibilidad en

armonía con el medio ambiente, sin interrumpir o afectar las actividades socio-

económicas naturales desarrolladas por la comunidad local.

PALABRAS CLAVE: BLOQUE DE ORO / MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

SUBTERRÁNEA / PERFORACIÓN / VOLADURA / CÁMARAS Y PILARES

xxii

TITLE: "Design of exploitation of the sector" Bloque de Oro ", located in the Adriano

Front of the Mining Area El Guayabo, located in the Santa Rosa canton, province El

Oro"

Author: Jefferson Antonio Romero González

Tutor: Adán Viterbo Guzmán García

This Mining Project, related to the “Design of the exploitation method to mine the ore

existing into the “Bloque de Oro”, “Frente Adriano” section, part of “El Guayabo mining

property”, placed in to the Cerro Pelado Gold District, located on the El Guayabo Village,

Santa Rosa Country, El Oro province, aims to define the dimensions, the shape and the

geometrical measures of the elected method (Rooms and Pillars), as well as the operating

services needed to carry out the mining activity.

To achieve this proposal, the project take into account the main technical-operational,

economic-financial and social-environmental parameters since all of them have a strong

incidence into the mining operation activities, due to this mine will supply a quite

important amount of refined gold.

The technical parameters, related to the design of the exploitation method consider: Ore

reserves, depth of the mine, level and sub-level number, its shape and section, direction

and geometrical elements, daily production rate, drilling and blasting diagrams, operating,

health and safety services to be installed and mining equipment to be used.

The economic variables are related to the investment (capital), general costs, profit

amount and national and local taxes.

The social and environmental parameters are very important since they have to be

carefully managed in order to ensure viability of the project and guarantee benefits to the

government and the investors

The project has to the organized in such a way that achieve its full sustainability in

harmony with the environmental, without interrupt or affect the natural socio-economic

activities developed by the local community.

KEYWORDS: BLOCK OF GOLD / OPERATION METHOD UNDERGROUND /

DRILLING / FLOODING / ROOMS AND PILLARS.

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

document in Spanish.

________________________

Ing. Adán Viterbo Guzmán García

Certified Translator

ID: 180072711-5

23

CAPÍTULO I

1. ANTECEDENTES

1.1 Trabajos realizados

En el proyecto minero El Guayabo, Mina Frente Adriano se efectuaron los

siguientes trabajos:

Labores exploratorias realizadas por parte de la Empresa ODÍN

MINING & EXPLORATION.

Explotación Mediante cámaras y pilares por parte de la compañía

PLANBEORO S.A

Estudios de impacto ambiental requeridos para que se otorgue la

concesión minera.

Proyecto integrador de diseño de excavación del pique en la Mina

frente Adriano operado por la compañía PLANBEORO S.A. (Oscar

Sambachi, 2016)

1.2 Justificación del proyecto

El Proyecto que se está planteando es muy importante porque permitirá

aumentar la producción de la mina, aplicar innovación tecnológica e

incrementar la rentabilidad.

Incrementar reservas mineras indispensables para el crecimiento del

potencial económico actual.

Aumento de la vida útil de la mina que se da consecuentemente a partir del

aumento de las reservas.

Conocimiento más detallado del yacimiento tendiendo la posibilidad de

incrementar la exploración conforme avance el proyecto.

24

1.3 Beneficiarios

1.3.1 Directos

El presente estudio tiene como beneficiaros directos a:

Empresa PLANBEORO titular de la explotación minera en la mina El

Guayabo.

Los trabajadores por la seguridad que brinda el desarrollo del

proyecto.

La comunidad, por el empleo que genera las diferentes actividades en

el ámbito minero.

El estudiante que va a realizar su proyecto de titulación.

1.3.2 Indirectos

Los beneficiarios indirectos son:

Aplicación de tecnología en la realización del proyecto.

Los comercios que se encuentran dependiendo de la actividad minera

de la zona.

Movilidad económica del sector en beneficio de la comunidad.

1.4 Relevancia del proyecto

La mina El Guayabo frente Adriano requiere del diseño de explotación del

bloque de mineral, para que de esta manera incremente la producción e

ingresos.

También permitirá, una vez culminado el proyecto, poder realizar una

exploración a profundidad, en el sentido del buzamiento del yacimiento, ya

que se cuenta con los datos hasta determinada cota

Proyectar inversiones para la explotación de nuevos frentes de trabajo en el

área minera.

Incrementar la vida útil de la mina con el aumento de reservas probadas.

25

Ampliar el conocimiento geológico del sector de una manera más detallada

para la realización de los trabajos de forma técnica.

1.5 Aportes del proyecto

El proyecto integrador aportará con el diseño de explotación más adecuado

para la extracción del mineral del bloque de una manera técnica y que cumpla

con los parámetros de seguridad y a su vez que sea rentable para la empresa

minera.

Aplicación de tecnología en el proyecto como software de apoyo para que

el rendimiento de la explotación aumente.

Mejoramiento de la actividad minera en el frente Adriano.

Cumplimiento estricto de la seguridad en todas las labores mineras que se

realizan.

1.6 Recursos disponibles

Para desarrollar este proyecto se tiene los siguientes recursos:

Recursos humanos, el estudiante como investigador y su tutor.

Recursos bibliográficos: artículos científicos, libros, manuales, tesis.

Información proporcionada por la empresa PLANBEORO S.A.

Recursos económicos, que serán cubiertos por el estudiante y el

concesionario minero.

Aplicación de tecnología software minero

26

CAPÍTULO II

2. MARCO LOGICO

2.1 Planteamiento del problema

La mina El Guayabo frente Adriano no dispone de un diseño de explotación

para la extracción del mineral por lo cual se plantea solucionar de forma

técnica el requerimiento de la empresa de un diseño de explotación, con la

finalidad de tecnificar la explotación, mejorar la seguridad y aumentar la

producción.

Por eso se plantea la siguiente pregunta:

¿Como aumentar la producción y mejorar la rentabilidad en la explotación

de la mina frente El Guayabo Frente Adriano?

2.2 Formulación del proyecto integrador

Para la realización de proyecto se ejecutarán estudios geológicos,

geotécnicos, cálculo de reservas probables, ley de corte, ritmo de producción.

Principalmente el problema del proyecto se enfoca directamente en el estudio

y la realización eficiente del diseño de explotación del sector “Bloque de

Oro”, del área minera El Guayabo, mina frente Adriano.

2.3 Variables

2.3.1 Dependientes e Independientes

Según el análisis del proyecto las variables dependientes e independientes

que se tomarán en cuenta se plantean a continuación.

DEPENDIENTES INDEPENDIENTES

Diseño

Geología

Yacimiento

Geomecánica

Maquinaria

Ritmo de producción

Elementos del diseño

27

Método de extracción

Geología

Litología

Estructural

Contactos

Formación

Fallas

Yacimiento

Forma

Dimensiones

Reservas: Cantidad y Calidad

Límites del yacimiento

Alteraciones

Geomecánica

Ensayos

De compresión

simple

Peso Específico

Peso Volumétrico

Caracterización del macizo rocoso

Rock Mass Rating-

RMR

Rock Quality

Designation-RQD

Maquinaria Extracción

Carguío

Transporte

Desagüe

Ventilación

Ritmo de Producción Reservas

Inversión

Proyecto

Método de extracción Características del yacimiento

Características de los métodos

Selección del método

Elementos del diseño Dimensionamiento

28

2.4 Objetivos

2.4.1 General

Realizar el diseño del sistema de explotación para la extracción del mineral

aurífero existente en el Bloque de Oro en la concesión El Guayabo frente

Adriano.

2.4.2 Específicos

Recaudar información sobre los trabajos actuales y pasados dentro de

la Mina El Guayabo frente Adriano.

Analizar la Geología regional y local del sector del proyecto.

Determinar la forma y dimensiones del yacimiento.

Realizar ensayos geomecánicos para determinar la calidad de la roca

de caja y del material mineralizado.

Seleccionar la maquinaria para los diferentes trabajos dentro de la

explotación minera.

Calcular el ritmo de producción del frente de trabajo.

Determinar el método de explotación.

Analizar las operaciones mineras del diseño seleccionado.

Elaborar el diseño de explotación.

2.5 Factibilidad del proyecto

El proyecto integrador es factible por las siguientes razones:

El concesionario permitirá el acceso a toda la información que existe

sobre el tema.

Los técnicos de la mina colaborarán en la elaboración del proyecto

integrador.

El estudiante aplicará todos sus conocimientos adquiridos en el aula

universitaria para elaborar el proyecto.

29

Para la elaboración del proyecto integrador se cuenta con el apoyo de

la Universidad en la parte académica con tutores y revisores.

2.6 Acceso a la información

Se tiene la aprobación del representante legal de la mina para poder obtener

la información del área, tener acceso a los archivos, mapas, y todo lo que se

requiera para poder el presente trabajo.

CAPÍTULO III

3. MARCO TEÓRICO

3.1 Ubicación del área de estudio

El área minera El Guayabo está situada al Sur-Oeste del país,

específicamente en el Sector Cerro Pelado que pertenece a la parroquia

Torata del cantón Santa Rosa provincia de El Oro en las estribaciones de la

cordillera occidental.(ver mapa N1).

30

Mapa. 1 Ubicación Geografía de la concesión minera El Guayabo

MACHALA

PASAJE

SANT A ROSA

580000

580000

600000

600000

620000

620000

640000

640000

660000

660000

680000

680000

9560000

9560000

9580000

9580000

9600000

9600000

9620000

9620000

9640000

9640000

9660000

9660000

9680000

9680000

QUITO

Machala#Y

#Y

#Y

Cuenca

Guayaquil

Loja

400000

400000

500000

500000

600000

600000

700000

700000

800000

800000

900000

900000

1000000

1000000

1100000

1100000

9400000

9400000

9500000

9500000

9600000

9600000

9700000

9700000

9800000

9800000

9900000

9900000

10000000

10000000

10100000

10100000

10200000

10200000

GRÁFICAS

ESCALAS:

MAPA:

PARRO QUIA: PINTAG

Julio 2005

UBICACIÓN GEOGRÁFICA

1

ÁREA MINERA: LAS MINAS

LASSO IZA RAFAEL

N

EW

S

100000 0 100000 200000 M20000 0 20000 40000 M

1

Mapa N°Fecha:

Escalas:

ÁREA MINERA: EL GUAYABO

(CÓDIGO: 225)

Febrero 2006

Indicadas

UBICACIÓN GEOGRÁFICA

NN

N

N

N

N

N

N

NN

N

N

N

N

N

N

NN

N

Ì

Ì

åú

â

%a

414425

484

496

288

798

950

770

776

374

769

424

453

530

403

1083

1177

1101

1021

R ío Santa Rosa

Q. Raspas

Q. Zabayan

Río

Pi lot o

Q. Ro me ro

Q. L

as M

ora

s

Río S anta Rosa

Torata

Playón

Sabayán

La Chilca

Cam arones

Las Dam as

Cam pamento

Ecuaba

Cerro La Chi lca

Cerro Benigno

Cerro E l Mirador

Cerro Pelado

Reventador

Lom a E l Guayabo

La Mora

Cordill era Dumari

A S ta. Rosa

El Guayabo

Frente explotación

Adriano

Frente explotación

Ecuaba

Q.

Gu

ay a

bo

Q.

Adr

ian

o

Q.

Mo

lino

Fig

ue

roa

Q.

To

ma

de

Ag

ua

Sa

ba

yan

620000

620000

622000

622000

624000

624000

626000

626000

628000

628000

630000

630000

632000

632000

9600000

9600000

9602000

9602000

9604000

9604000

9606000

9606000

9608000

9608000

2000 0 2000 4000 M

CERR O P EL ADO

E.CUA BA

ADRIA NO

31

Mapa. 2 Límites de la concesión minera El Guayabo

3.2 Situación actual del área de estudio

Actualmente la Mina El Guayabo específicamente el frente Adriano está en

fase de explotación.

El ingreso se lo realiza en el socavón principal, conectándose por medio de

las labores mineras del primer nivel.

Se aplica explotación subterránea, por el método de cámaras y pilares, por la

modalidad de explotación pertenece al régimen de la pequeña minería.

32

Se explota un yacimiento aurífero-cuprífero, en ciertos frentes prevalece uno

de los dos minerales pero los bloques detectados tienen una similitud en

forma y mineralización.

Para acceder a la zona del proyecto en el bloque mineralizado, se han

franqueado cruceros en dirección al nuevo frente con fines exploratorios y

se ha realizado un mapeo sistemático con lo cual se dispone de la

información necesaria para elaborar la tesis. (Ver Mapa N.2)

Los accesos abiertos en la mina son dos: El primero el socavón que se

encuentra en la línea principal de ingreso y el segundo socavón que se

encuentra en la zona de compresores teniendo más cercanía a otro frente de

la mina que se encuentra en explotación. (Ver Fotografía N.1)

Fotografia.1 Acceso a la Mina Frente Adriano.

Se realiza el arranque del mineral mediante perforación y voladura, la

longitud de perforación de los barrenos es de 1,80m.

Existen chimeneas para la preparación de los bloques los mismos que luego

sirven para el transporte del mineral mediante el trasegado por gravedad

hasta llegar a los buzones de carga.

33

El transporte del mineral hacia el exterior de la mina se lo realiza utilizando

transporte por ferrocarril en vagonetas con locomotoras eléctricas, estas se

descargan en una tolva exterior que trasladan el mineral hacia la planta de

beneficio ubicada fuera de la concesión.

Mapa.3 Mapa topográfico actualizado de la mina frente Adriano 2016.

34

3.3 Geología del área minera El Guayabo

Mapa. 4 Geología regional del área minera El Guayabo

El yacimiento por sus características es de tipo epitermal. La mineralización

se relaciona con intersección de estructuras Norte-Sur y Noreste,

intersecciones de estructuras de bajo ángulo con estructuras N-S de alto ángulo

y contactos con los intrusivos que también pueden ser mineralizados. La

mineralización constituida principalmente de: pirita, arsenopirita, pirrotina,

calcopirita y oro.

El yacimiento se presenta en forma de stockworcks, brechas y vetas.

Stockworcks: Se encuentra al noreste del Área, aquí tenemos cuarcitas y

dioritas de edad Terciarias; dentro de la cual está la veta Tinoco (pirita,

arsenopirita, cuarzo, oro), la cual se encuentra rodeada de fracturas rellenas de

limonita con rumbos ENE y NS. Valores menores a 100 ppb de Au-Cu existen

en este stockwork.

35

Brechas: Posiblemente son explosivas como Black Brecha, Cerro Pelado,

Abejas Brecha, Adriano y Cascarillo. Estas se relacionan con la intersección

de estructuras N-S y NE, al parecer representan zonas favorables para

mineralización.

Zonas de contacto: Entre rocas antiguas e intrusivos Terciarios representan

zonas favorables para mineralización como en Adriano, Cascarillo,

Murciélago, Mirador.

Vetas: Se encuentran en el área vetas de cuarzo-arsenopirita con espesores

centimétricos a decimétricos (Tinoco, Adriano, Quezada, Pata Quemada,

Cerro Pelado) y cuarzo-arsénico (Guayabo-Ecuaba). Longitud de la veta

Tinoco es de 700 metros con una profundidad de 80 m. (Tomado del

documento redactado por la compañía Newmont sobre la Geología local)

3.4 Geología del Frente Adriano

El área minera específicamente en el Frente Adriano se tiene estudiado e

identificando un tren estructural de la mineralización con dirección N45oE

que consiste en brechas hidrotermales en los contactos entre gneis e

intrusivos dioríticos con mineralización de pirita, pirrotina, calcopirita,

arsenopirita y cuarzo sericìtica.

El Frente Adriano está caracterizado por encontrarse una mineralización

aurífera en brechas dacíticas cuarcíticas, dentro de una alteración cuarzo

sericítica.

La mineralización es compleja por contar con sitios de alto y bajo

enriquecimiento, mediante los logs de perforación realizadas por la empresa

Odín y Newmont y se determinó cuerpos económicos dentro del área

concesionada, como cerro pelado y el tren Adriano. (Tomado del documento

redactado por la compañía Newmont sobre la Geología local).

36

3.5 Mineralización de la zona minera El Guayabo

Las características del yacimiento son:

Rocas encajantes conformadas por rocas metamórficas de la zona que están

consolidadas (roca de caja estable).

Inclinación del cuerpo mineral: vertical.

Distribución compleja del mineral pero identificable en la operación minera.

La mineralización tiene origen hidrotermal, la mayoría están formados por

relleno de filones y fisuras irregulares ramificadas, stockworcks o chimeneas

de brecha, el emplazamiento se puede verificar en muchas zonas, pero es

más frecuente los rellenos de espacios abiertos.

Pueden estar relacionados con cuerpos intrusivos de tipo granodiorítico, la

mayoría de menas son volcánicos, las rocas están muy alteradas

primordialmente por clorita, arcillas, sílice, pirita.

3.6 Reservas disponibles en el sector Bloque de Oro

El bloque de oro es una zona ya estudiada por ODIN MINING &

EXPLORATION mediante perforaciones (Ver Gráfico N.1). Considerando

esto y el perfil geológico mostrado en el Grafico N.2 se puede saber de

manera estimada cuales son los límites donde existe mineralización.

37

Gráfico N.1 Exploración mediante sondajes realizados por empresa ODIN MINING

Gráfico N.2 Corte Geológico en la sección JDH-09 – GY-02

38

Teniendo esta información se asume que la dirección del bloque es NW-SE.

No se puede tener con certeza las reservas disponibles ya que no se ha

realizado un estudio de exploración a detalle en la zona. Las estimaciones

que se tiene son debidas al mapeo que se realizó en el socavón principal,

también algunos cruceros que sirvieron para determinar la continuación de

la mineralización hacia el Sureste, a partir de donde se encuentra ubicada una

de las perforaciones más representativas denominada GY-02 y JDH-13 (Ver

anexo N.2) , las mismas que al analizarla se puede asegurar que hasta los 30

m de profundidad existe valores representativos de los minerales a explotar,

que son esenciales para tomar en cuenta en el diseño de explotación.

Para dicho análisis se calcula el volumen estimado del bloque de oro

teniendo en cuenta el mapeo geológico realizado en el socavón principal de

la mina, los cruceros de exploración y la profundidad que se alcanzó con las

perforaciones que se realizaron en este sector.

La forma del bloque se ha definido como prismática circular en relación al

muestreo realizado (ver mapa N.4 y Grafico N.3) y también la similitud con

la que se presenta este tipo de bloques en la zona que ya está en explotación.

39

Mapa. 5 Valoración de contenido de Cu en el sector Bloque de Oro

40

Grafico N. 3 Valoración de contenido de Au según muestreo realizado en el sector

bloque de Oro

El área del bloque de oro tiene alrededor de 20609 m2 y una profundidad

estimada de 30m, con una alta posibilidad que esta continúe y se determine

en una exploración posterior.

3.7 Volumen y tonelaje de mineral en el bloque de oro

De acuerdo con las dimensiones del cuerpo de una altura aproximada de 30

m y un ancho de 120m y un largo de 510m (Ver Anexo 5) y los resultados

de los valores tanto de perforación como de muestreo, realizado en el

franqueo de las galerías, se estima una ley media de Au= 5,1 g/ton.

41

El cálculo de reservas se realiza mediante el método de Análisis Geométrico

por polígonos con el programa Autocad Civil 3D 2015 y se puede estimar el

volumen del bloque de Oro (Ver Gráfico N.4).

Gráfico N.4 Sondajes en el área minera El Guayabo vistos en el programa AutoCAD

Civil 3D.

Este se basa en realizar el cálculo de áreas de cada uno de los polígonos que

se forman alrededor de las perforaciones realizadas en la zona de estudio.

Es así que haciendo la estimación se tiene un área total de 20609 m2.

El volumen se da mediante el cálculo del área y la potencia estimada del

yacimiento que da un total de 618285m3.

Esto transformando en toneladas resultaría:

618285 𝑚3𝑥 2,85𝑇𝑜𝑛

𝑚3 = 1´762112 𝑇𝑜𝑛

Estas serían reservas probables, ya que cubre aquellas áreas donde existe la

probabilidad de que se determine mineral, pero existen limitaciones acerca

de la precisión de los datos.

Para el posterior cálculo de ley de corte, se tomará el 50 % del número de

reservas que pasarán a ser probadas, ya que este es el margen de error entre

reservas probables y probadas.

42

Es decir que tendremos como reservas probadas 881056 Ton.

3.8 Identificación de los parámetros a investigarse

3.8.1 Muestreo

En el área de estudio para la realización del diseño de explotación se tomaron

dos muestras representativas en el frente Adriano las cuales son:

M1: Tomada en el nivel principal en el sector inicial de excavación

del pozo de preparación para explotación.

M2: Se tomó esta muestra del sector donde se encuentra la

mineralización.

3.8.2 Ensayos de Laboratorio

Se ha analizado las muestras tomadas en el campo de estudio analizando sus

propiedades físico-mecánicas como son:

Ensayos de compresión

Peso especifico

Peso volumétrico

Coeficiente de esponjamiento

3.8.2.1 Propiedades Físico-Mecánicas

3.7.2.2.1 Peso Específico

Se define por el peso de la muestra (Wm) por unidad de volumen de la

muestra (Vm) (Tabla N.1).

𝛾 = 𝑤𝑚

𝑉𝑚

43

Tabla 1. Resultados de ensayos de peso específico en rocas extraídas (Ver Anexo N.1).

Código Peso Específico (g/cm3)

M1 2,85

M2 2,88

Autor: Jefferson Romero, 2017

Fuente: Laboratorio de Mecánica de Rocas de la Universidad Central del Ecuador.

3.7.2.2.2 Peso Volumétrico

Es la relación entre el peso de la muestra y el volumen de la muestra (Ver

Tabla N.2).

𝛺 =𝐺

𝑉

Donde:

𝛺: Peso volumétrico de la roca (g/cm3)

G: Peso de la muestra en estado natural (g)

V: Volumen total de la roca considerando fisuras y poros (cm3)

Tabla N.2 Resultados de ensayos de peso Volumétrico en rocas extraídas (Ver Anexo N.1).

Código Peso Volumétrico (t/m3)

M1 2,63

M2 2,68


Fuente: Laboratorio de Mecánica de Rocas de la Universidad Central del Ecuador.

3.7.2.2.3 Esponjamiento

Es la propiedad que tiene la roca de aumentar su volumen después de

separarse del macizo rocoso. El coeficiente de esponjamiento se obtiene

mediante la fórmula:

𝐾𝑒 = 𝑉𝑚

𝑉

44

Donde:

Ke: Coeficiente de esponjamiento

Vm: Volumen de roca volada (m3)

V: Volumen de roca en el macizo (m3)

Tabla 3. Tabla del coeficiente de esponjamiento

Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004

3.8.2.2 Resistencia de las rocas

3.8.2.2.1 Resistencia a la compresión simple

La resistencia a la compresión es la carga (o peso) por unidad de área a la

que el material falla, por fracturación por cizalla o extensional (Tabla.4). Esta

propiedad es muy importante en la mecánica de materiales, tanto en situación

no confinada (uniaxial) como confinada (triaxial).

La resistencia a la compresión está determinado por la fórmula:

45

𝑅𝑐 = 𝑃𝑚𝑎𝑥

𝐹0

Donde:

Rc: Resistencia a la compresión uniaxial (Kg/cm2)

Pmax: Carga máxima sobre la muestra en el instante del fracturamiento (Kg)

F0: Área transversal inicial de la muestra, cm2

Tabla 4. Tabla de resistencia a la compresión simple realizado en el laboratorio de

Mecánica de Rocas de la Universidad central del Ecuador. Ver anexo 1.

Muestra Sección

(mm2)

Carga Máxima (KN) Resistencia a la compresión (MPa)

M1 2704 260,2 96,23

M2 2704 120,7 44,64


3.8.2.2.2 Resistencia a la tracción

Se considera este índice para la evaluación de las rocas. El límite de

resistencia a la tracción puede ser calculado por distintos métodos en las

muestras de roca.

Existe un método para determinar la resistencia a la tracción indirecta

(Ensayo Brasileño), este se da sobre probetas cilíndricas, aunque también se

puede usar sobre probetas primaticas y cúbicas. En el caso de las probetas

cilíndricas se somete a una fuerza de compresión que es aplicada a una banda

estrecha y en toda su longitud. El resultado de la fuerza de tracción ortogonal

resultante origina que la probeta rompa a tracción. (Brady, B.H.G., Brown,

E.T Rock Mechanics for Underground Mining)

La Resistencia a la tracción está dada mediante la fórmula:

𝑅𝑡𝑟 =𝜋𝑆

2𝐿𝑑

46

Donde:

Rtr: Resistencia a la tracción

L: Longitud de la probeta (mm)

d: Dimensión de la sección transversal de la probeta (mm)

S: Incremento de la tensión (MPa/s)

Mediante la experimentación, se puede determinar empíricamente la

resistencia a la tracción de la muestra de roca mediante la fórmula:

𝑅 𝑐 = 20 𝑅𝑡𝑟

3.8.2.2.3 Resistencia al cizallamiento

En los ensayos de la roca al cizallamiento (corte) se determina la magnitud

de cohesión y el ángulo de fricción interna.

La resistencia al cizallamiento se da cuando en este caso un cuerpo de roca

se resiste a desplazarse una parte en relación con otra.

Se determina mediante:

𝑅𝑐 =3𝑅𝑐𝑖𝑧

𝑅𝑡𝑟

Donde:

Rc: Resistencia a la compresión (Kg/cm2)

Rciz: Resistencia al Cizallamiento

Rtr: Resistencia a la Tracción

47

3.8.2.2.4 Coeficiente de resistencia de la roca

El coeficiente de rozamiento o de fricción (μ) Determina la oposición al

deslizamiento que ofrecen dos cuerpos en contacto.

El ángulo φ, que corresponde a la tan φ= μ, se denomina ángulo de resistencia

interno de la roca.

El coeficiente de resistencia según M. Protodiakonov se determina mediante

la siguiente fórmula:

μ =𝑅𝑐

100

Donde:

Rc: resistencia a la compresión uniaxial (Kg/cm2)

Al tener el valor de Rc, entonces:

μ =718,23

100

μ = 7,18

Y mediante esto tenemos el ángulo de resistencia interna de 82.070.

tan φ = μ

φ = 82.070

48

3.9 Caracterización del macizo rocoso

3.9.1 Litología

Fotografía 2. Muestra de roca representativa del sitio de explotación

En el lugar del proyecto se tiene una mineralización de brechas, con una

composición dacítica-cuarcítica, con una alteración cuarzo-sericítica y

presencia de vetillas de cuarzo-carbonatos-sulfuros.

Litológicamente el Frente Adriano se encuentra en el complejo Melange

Palenque, existe una BRECHA PIPE Y BLACK BRECHA (Fotografía 2).

Un cuerpo que tiene un rumbo NE-SW. Esta zona se caracteriza por tener

texturas muy claras con fragmentos angulares y también redondeados con

una matriz de sílice y turmalina.

3.9.2 Orientación de las discontinuidades

Tabla.5 Tabla de discontinuidades tomada en el campo

FAMILIA RUMBO/BUZAMIENTO AZIMUT

BUZ./BUZAMIENTO

F1 N12E/53SE 102/53

F2 N15E/77SE 105/77


49

3.9.3 Resistencia de la Matriz Rocosa (MPa)

Este valor se tomará la Tabla N.4, que se realizó mediante los ensayos de

laboratorio de las muestras tomadas en el frente donde se realizará el

proyecto integrador.

3.9.4 Separación entre diaclasas

El espaciado entre los planos de discontinuidad se condiciona el tamaño de

los bloques de la matriz rocosa y por lo tanto, define la importancia que

tendrá el comportamiento mecánico del macizo rocoso (Tabla.6).

Tabla.6 Clasificación de Deere (1967) del espaciado de las juntas


3.9.5 Abertura

El parámetro se alude al espacio que se encuentra entre dos diaclasas o

discontinuidades, que se debe considerar para el cálculo del RMR. Este

parámetro puede ser muy variable en diferentes zonas de un mismo macizo

rocoso.

3.9.6 Rugosidad

La descripción y medida de la rugosidad tiene como principal objetivo la

evaluación de la resistencia al corte de los planos de discontinuidad, esta

aumenta la resistencia al corte (τ), que decrece con el aumento de la abertura

y por lo general con el espesor del relleno.

3.9.7 Relleno y agua freática

La presencia de relleno dirige el comportamiento de la discontinuidad. La

mayoría de diaclasas analizadas no presentan rellenos, eventualmente en

50

diaclasas con aberturas moderadamente abiertas (ISRM, 1981), se encontró

material duro como cuarzo menor a 5 mm.

3.9.8 Obtención del índice RMR (Rock Mass Rating)

Tabla. 7 Parámetros de clasificación y sus valores


Calculando el RMR sumando todos los parámetros tenemos (Tomado de

Tabla.7:

𝑅𝑀𝑅 = 7 + 20 + 15 + 25 + 4

𝑹𝑴𝑹 = 𝟕𝟏

Tabla.8 Ajuste de valores por la orientación de las juntas


51

Después de la corrección y puesto que el proyecto se realizará dentro de una

mina y la orientación del rumbo y buzamiento es favorable tal como se indica

en la Tabla. 8 se resta del valor inicial del RMR 2 puntos y como resultado

daría un RMR de 69.

Tabla.9 Determinación de la clase de macizo rocoso


3.9.9 Clasificación de Barton

3.9.9.1 Rock Quality Designation (RQD)

El cálculo del RQD está en función del número de fisuras por metro,

determinado al realizar el levantamiento litológico-estructural en el área o

zona predeterminada de la operación minera.

El RQD se puede calcular dependiendo del número de familias de juntas

diferenciables en el frente de trabajo (Ver Fotografía. 4). Así tenemos que:

𝑅𝑄𝐷 = 110 − 2.5 𝐽𝑣

Para rocas con la cantidad de juntas por m3 menor a 4,5 se toma un RQD de

100.

𝑅𝑄𝐷 = 100 𝑝𝑎𝑟𝑎 𝐽𝑣 < 4,5

Jv: Número de familia de juntas.

52

Fotografía. 3 Discontinuidades en el macizo rocoso de la mina Frente Adriano

3.9.9.2 Índice de diaclasado (Jn)

Se trata del número de familia de juntas que están presentes en la zona de

estudio. Se toma en cuenta los valores presentes en la siguiente tabla:

Tabla.10 Número de familia de Juntas. Jn


3.9.9.3 Índice de rugosidad (Jr)

Se toma en cuenta la apreciación de campo de las caras en las

discontinuidades (Descripción en Tabla. 11). , cuando se realizó el estudio

en la zona .

53

Tabla. 11 Perfiles de rugosidad. La longitud de los perfiles se encuentra entre 1 y 10

metros (ISRM. 1981)


Tabla.12 Rugosidad de las juntas. Jr


54

3.9.9.4 Índice de alteración en las juntas (Ja)

Se puede apreciar en el análisis geomecánico realizado que las juntas

aparecen selladas de forma impermeable y que tienen un relleno de cuarzo

muy duro. El valor se toma de la Tabla.13.

Tabla. 13 Meteorización de las juntas. Ja


3.9.9.5 Coeficiente reductor por la presencia de agua (Jw)

Determinado por la presencia de agua y a su vez la influencia de la misma

en el macizo rocoso.

Se determina este coeficiente mediante la Tabla.14:

55

Tabla. 14 Agua en las juntas. Jw


3.9.9.6 Estado tensional del macizo rocoso (SRF)

Depende exclusivamente de las tensiones existentes en el macizo rocoso.

Tenemos a continuación el análisis mediante la Tabla.15 de valores del SRF:

56

Tabla.15 Tensiones en la excavación. S.R.F


3.9.9.7 Definición del índice de calidad Q

En esta clasificación se catalogan los macizos rocosos según el denominado

índice de calidad Q, basado en los 6 parámetros siguientes:

57

RQD: Rock Quality designation.

Jn: Número de familia de juntas.

Jr: Rugosidad de las juntas.

Ja: Meteorización de las Juntas

Jw: Coeficiente reductor que tiene en cuenta la presencia de agua.

SRF: “Stress reduction Factor”.

El valor de Jr y Ja dependen también de la presencia de relleno y del tamaño

de las juntas.

Mediante los parámetros indicados, se define la calidad del macizo rocoso

de la siguiente manera:

𝑄 =𝑅𝑄𝐷

𝐽𝑛 𝑥

𝐽𝑟

𝐽𝑎 𝑥

𝐽𝑤

𝑆𝑅𝐹

Remplazando los valores obtenidos en el campo mediante el uso de las tablas

de cada uno de los parámetros siguientes se tiene que:

𝑄 =100

4 𝑥

2

0.75 𝑥

0.66

1

𝑸 = 𝟒𝟒

Revisando la Tabla.16 del índice de calidad Q tenemos:

58

Tabla.16 Clasificación de Barton et al. (1974) de los macizos rocosos. Tipos de macizos

rocosos


El índice Q tiene un alto grado de fiabilidad, ya que está basado en un

elevado número de casos que comprenden diversos tamaños de túneles, tipos

de excavaciones y calidades de macizos rocosos.

Para el proyecto que se está realizando se puede definir que la calidad de la

roca en la que se va a trabajar es MUY BUENA.

3.9.10 Resultados del Análisis Geomecánico

Los datos obtenidos de las diferentes clasificaciones muestran que el macizo

rocoso está compuesto litológicamente de rocas no foliadas (brechas),

presenta una calidad buena, los valores de RMR (69) y Q (44), las

correlaciones de estos 2 sistemas de clasificación mostraron datos similares.

Para el presente informe se han analizado los resultados, manteniendo un

criterio conservador, se concluye que la roca es de CALIDAD BUENA.

3.10 Características relevantes del proyecto

El correcto diseño de explotación en la mina frente Adriano es una necesidad

inminente para la optimización de sus labores y el mejoramiento del

rendimiento de la mina.

La elección del sistema de explotación permite la buena realización de los

trabajos de preparación, corte y arranque que se desarrollan dentro del

yacimiento. Tomando en cuenta las características minero-geológicas que

59

poseen los depósitos minerales determina que una mina utilice diferentes

sistemas de explotación.

La efectividad del diseño seleccionado dependerá de la correcta ejecución de

todas las labores de acceso y labores de explotación, conjuntamente con los

trabajos de arranque y posteriormente con el transporte del material

mineralizado.

3.11 Determinación de las variables a ser utilizadas en el

proyecto

Analizando las características del proyecto se define las variables más

relevantes para la correcta solución al problema planteado, dado por: La

caracterización del macizo rocoso, análisis geológico-minero, el

dimensionamiento del bloque a explotar, cantidad de reservas con las que se

cuenta, elección de maquinaria a utilizar, costos de explotación, y la elección

del sistema de explotación. Para todo lo mencionado nos ayudaremos con

programas como Excel 2013 para todos los cálculos y tablas utilizadas y

AutoCAD 2015 para los diseños de las labores de acceso y de explotación.

60

CAPÍTULO IV

4. DISEÑO METODOLÓGICO

4.1 Tipo de estudio

El estudio que se va a realizar es de tipo descriptivo ya que se analizará la

situación actual del frente de trabajo donde se realizará el diseño de

explotación.

Se lo considera prospectivo debido a que los resultados que se obtendrán se

aplicarán en la mina y en otros frentes de trabajo de características similares.

También se lo califica como de campo, porque en el área de explotación

minera se recogerá los datos que nos servirá para la implementación del

proyecto.

4.2 Universo del proyecto

El universo del este proyecto es el área Minera El Guayabo explotado por la

compañía PLANBEORO S.A.

4.3 Muestra del proyecto integrador

La muestra que se analizara corresponde al Frente Adriano específicamente

el sector Bloque del Oro.

4.4 Técnicas a utilizarse

Para la obtención de la información y el desarrollo del proyecto se tiene una

base bibliográfica de la Mina Frente Adriano.

Realización de los ensayos de Compresión Uniaxial para muestras del

mineral a explotarse y de la zona de labores de preparación.

Análisis de las propiedades geo-mecánicas del macizo rocoso.

Estudio de la Geología local y regional.

Conocimiento de las dimensiones del yacimiento, límites y la cantidad de

reservas.

61

Evaluación de la información digital y la base de datos de campo mediante

tablas, y digitalización en programas de diseño.

4.5 Alternativas de solución al problema planteado

El método de explotación actual en la mina frente Adriano es el Shrinkage

stoping que es un método aplicable a estructuras verticales, principalmente

para explotaciones menores. Este método consiste en utilizar el mineral

quebrado como piso de trabajo para seguir explotando de manera ascendente.

Este mineral permite un soporte adicional de las paredes hasta que la cámara

se complete y quede listo para el vaciado.

El método se basa en excavar el mineral por tajos horizontales en una

secuencia ascendente. Una porción del mineral arrancado equivalente al

volumen o esponjamiento es extraída por la base, y lo demás queda como

base para los trabajos de arranque.

La alternativa que se ha planteado mediante el análisis geomecánico, el

yacimiento y el volumen de extracción del mineral, es la de abrir un pozo de

acceso al bloque de oro, de manera tal que este sirva para el transporte del

personal, la ventilación y el desagüe. Este a su vez se conectará con el parque

de enganche, desde donde el mineral y la roca estéril se transportarán a la

superficie.

El arranque del mineral se lo ejecutará desde las franjas de explotación en

forma de bancos ascendentes.

En este sistema los pisos se dividen en bloques mientras que los bloques en

cámaras y pilares.

La variante seleccionada es la siguiente: con la ubicación del largo de las

cámaras en dirección al ancho del yacimiento dejando pilares entre ellas.

Esta variante se usa con yacimientos de potencia mayor a 12 metros.

62

4.6 Planteamiento de la propuesta en base a resultados

Una vez obtenidos los resultados de análisis geológico-minero,

geomecánico, la forma del yacimiento, cantidad de reservas, sistema de

extracción mineral, la maquinaria con la que se cuenta, podemos establecer

el método de explotación idóneo para este tipo de yacimiento.

Se propone un diseño de explotación con espacio de arranque abierto que es

utilizado para yacimientos con roca de caja y mineral estables y en depósitos

minerales de diferentes condiciones minero-geológicas y con cualquier

inclinación.

La variante seleccionada es por arranque de mineral con ubicación del largo

de las cámaras en dirección al ancho del yacimiento, ya que es la opción más

adecuada para aplicar en este proyecto minero, considerando los resultados

obtenidos.

4.7 Procesamiento de datos

La información tomada en el campo, concretamente en la mina Frente

Adriano, se procesó en oficina, y se analizó mediante el uso de programas

informáticos que permitieron la elaboración de mapas, gráficos y tablas.

Además mediante el análisis de las muestras de roca tomadas en el lugar de

preparación del bloque las cuales fueron enviadas al Laboratorio de

Mecánica de rocas de la Universidad Central del Ecuador, se calculó el

coeficiente de esponjamiento, calidad del macizo rocoso (RMR, RQD).

A partir de lo mencionado anteriormente, y por las propiedades Geo-

mecánicas, se decidió escoger un método de explotación mediante el uso del

espacio abierto, con la variante de la ubicación de las cámaras en dirección

al ancho del yacimiento, dejando pilares entre ellos.

63

4.8 Interpretación de resultados

El estudio del diseño de explotación del “Bloque de Oro” de la mina frente

Adriano, fue necesario analizar la geología local y regional, la

mineralización y composición mineralógica del bloque.

Luego se identificaron los parámetros para la caracterización del macizo

rocoso, estos son: propiedades físico-mecánicas de la roca mineralizada y

roca encajante.

Los resultados obtenidos fueron:

Resistencia a la compresión simple de 96,23 MPa de la roca en la que se

realizara el acceso (pozo) y 44,64MPa para la roca mineralizada de las

muestras tomadas en el campo.

Los valores geomecánicos del RMR es de 69 y Q de Barton 44, las

correlaciones entre estos 2 sistemas de clasificación concluyen que es un tipo

de roca de calidad Buena.

Geológicamente se tiene una black brecha, con texturas claras y fragmentos

angulares, y una alteración cuarzo sericítica en la mineralización.

Evaluación de reservas probadas es de 881056 Toneladas con relación al área

y la potencia del yacimiento.

La información tomada en el campo, se realizó bajo la supervisión del

Ingeniero Hugo Sánchez.

64

CAPITULO V

5. DISEÑO DE EXPLOTACION

5.1 Labores de acceso al sector Bloque de Oro

5.1.1 Ubicación del pozo (pique inclinado)

El pozo está ubicado a 160 m desde la bocamina siguiendo la galería

principal accediendo por una labor secundaria. Se tiene en cuenta que la

ubicación de este pozo ya se encuentra establecida como se muestra en la

fotografía N. 5.

Fotografía.4. Ubicación del pozo dentro de la mina frente Adriano.

Fuente: Jefferson Romero, 2016

5.1.2 Sección del pozo

La forma de la sección transversal del pozo se establece mediante el análisis

de las propiedades físico-mecánicas de la roca por donde va a excavarse el

pozo, el estado del macizo rocoso, la presión del macizo rocoso del sector,

65

la funcionabilidad del pozo, tiempo de servicio, el material que se usará para

la fortificación.

Los pozos por lo general pueden tener diferentes tipos de secciones, ya sean

rectangulares, circulares o de forma elíptica.

Teniendo en cuenta lo mencionado anteriormente se establece que el pozo

realizado en el bloque de oro de la mina frente Adriano tendrá una sección

rectangular.

Se escoge este tipo de sección ya que es una de las formas más empleadas

en el ámbito minero y nos brinda algunas ventajas como:

Facilidad de instalación de marcos de madera para la fortificación.

Facilidad para colocar estructuras de hormigón en los lugares que se

requiera por inestabilidad de la roca.

La sección ayuda a una buena distribución de los servicios que se

requiere para la explotación.

También presenta desventajas como:

La descarga de los esfuerzos en las paredes del pozo es mala con

respecto a una sección circular.

Crea resistencia en la circulación del aire para la ventilación.

Se toma en cuenta las desventajas del tipo de sección pero al tratarse de una

roca de calidad buena y debido al área de apertura que ocupara el pozo se

aplicaran todas las normas de seguridad.

5.1.2.1 Sección proyecto

Para el cálculo de la sección del pozo se tomará en cuenta los parámetros

relacionados a los servicios de utilización, tales como: el levantamiento del

balde con mineral, el transporte del personal y los servicios auxiliares.

66

Para el diseño del pozo se necesitan tener en cuenta varios parámetros

reflejados a continuación en la Tabla N.17:

Tabla.17 Parámetros para el diseño de excavación del Pozo

PARÁMETRO DIMENSIONES UNIDADES

Ancho del balde (A) 965 mm

Largo del balde (B) 1100 mm

Holguras a lo ancho de la sección,

reglamentadas por las normas de seguridad

minera (L)

300

mm

Fortificaciones y travesaños de hormigón

armado (E)

160 mm

Guías metálicas (a) 100 mm

Compartimento de

escaleras

Largo(m) 1400 mm

Ancho (s) 1100

Compartimento de

servicios

Largo(m1) 1400 mm

Ancho (s1) 500

Holgura para instalación de mangueras y

ventilación (hv)

500

mm


Para el cálculo de las dimensiones de los lados del pozo tenemos:

Cálculo del largo del pozo (Lt)

𝐿𝑡 = 𝐴 + 2𝑎 + 3𝐸 + 𝑚 + ℎ𝑣

𝐿𝑡 = 965 + 2(100) + 3(160) + 1400 + 500

𝐿𝑡 = 3545 𝑚𝑚

𝑳𝒕 = 𝟑, 𝟔𝒎

Cálculo del ancho del pozo (At)

𝐴𝑡 = 𝐵 + 2𝐿 + 2𝐸

𝐴𝑡 = 1100 + 2(300) + 2(160)

𝐴𝑡 = 2020 𝑚𝑚

67

𝑨𝒕 = 𝟐 𝒎

5.1.2.2 Sección luz

Se define como la sección luz del pozo al área útil de la labor sin tener en

cuenta la fortificación del contorno. Se calcula mediante la siguiente

fórmula:

𝑆𝑙𝑢𝑧 = (2𝐴 + 4𝑎 + 3𝐸 + 𝑚)𝑥 (𝑠 + 𝑠1)

𝑆𝑙𝑢𝑧 = (2(965) + 4(100) + 3(160) + 1400)𝑥 (1100 + 1100)

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 9262000 𝑚𝑚2

𝑺𝒍𝒖𝒛 = 𝟗, 𝟑 𝒎𝟐

5.1.2.3 Sección franqueo

Se debe tomar en cuenta que debido a los trabajos de voladura el área que se

genera tiene una forma irregular a esto se le denomina sección de franqueo.

Todo dependerá del explosivo utilizado, la densidad de la carga y el tipo de

voladura.

En este caso no diferirá mucho la sección de franqueo con la sección luz ya

que se realizará una voladura con precorte.

𝑆𝑓𝑟 = (1,05 − 1,20)𝑥 𝑆𝑙𝑢𝑧

𝑆𝑓𝑟 = 1,05 𝑥 9,3𝑚2

𝑺𝒇𝒓 = 𝟗, 𝟕𝟔 𝒎𝟐

5.1.3 Profundidad del pozo

En el diseño de explotación, se tiene que desde el nivel inferior a 30 m de

distancia.

68

El pozo debe realizarse desde la cota 900 y teniendo en cuenta lo anterior se

deberá franquear 5 m más para poder contar con un buzón de

almacenamiento de 100 toneladas.

En total se tendrá un pozo de 35 m, con opción de seguir explorando y

determinar si la mineralización continúa a profundidad.

5.1.4 Servicios e instalaciones del pozo

Gráfico N.5 Distribución de servicios e instalaciones del pozo.


Los servicios que prestará el pozo de acceso son los siguientes (Ver Gráfico

N.5):

Acceso del personal hacia el nivel inferior por medio de escaleras

debidamente implementadas y el retorno del mismo.

Acarreo del mineral desde el buzón de trasiego desde el nivel 1 hasta el nivel

0 en donde se abastecerá de mineral y se realizará el carguío a las vagonetas

que trabajan en el nivel principal.

69

Las instalaciones requeridas en el pozo para servicio de operaciones de

explotación son:

Instalación eléctrica para abastecer de energía en la zona de explotación y el

uso de los motores para el desagüe y el levantamiento del mineral.

Instalación de tuberías para el abastecimiento de aire comprimido a los

martillos perforadores usados para el arranque del mineral.

Tuberías para la extracción de agua del nivel inferior al existir una cantidad

considerable de la misma.

5.1.5 Capacidad operativa del pozo

La capacidad operativa del pozo será el levantamiento de 100 toneladas de

mineral al día, al existir un aproximado de 200 toneladas al día que se explota

en otro frente de la Mina Adriano y así no excederse en los volúmenes de

producción para seguir en el rango de la pequeña minería para minerales

metálicos (menos de 300 toneladas/día) de acuerdo como consta en la Ley

de Minería.

5.2 Perforación y voladura del pozo

Para un diagrama de avance en un pozo en este caso inclinado, se debe

utilizar un diseño de perforación y voladura ideal que nos permita arrancar

las rocas de diferente tipo de dureza sin ningún tipo de problema.

La dificultad para el desalojo, nos induce a fragmentar las rocas en un tamaño

lo suficientemente pequeño para ser cargados y elevados con facilidad. Esto

se puede dar a partir del aumento de la carga individual del explosivo, o una

menor separación entre los barrenos.

El diseño de la malla de perforación y voladura para el pozo se realizará con

los datos obtenidos del campo. Primero se deberán diseñar los taladros de

cuele, para posteriormente realizar los taladros auxiliares, de piso y de

contorno.

70

Los parámetros para el diseño del cuele serán:

Tabla.18 Parámetros para el diseño del cuele

PARÁMETROS UNIDAD FÓRMULA

Diámetro del barreno (D) mm 38

Piedra Máxima (Vmax) m 20 x D

Concentración de carga de fondo (qf) Kg/m 990 x D2

Longitud de carga de fondo (Lf) m 0.33x L

Concentración de carga de columna

(qf)

Kg/m 0.5 x qf

Longitud de retacado (h0) m 0.3 x V

Número de cuñas a lo ancho del pozo

-

-


Tomado: Técnica Sueca de Voladura, Gustafsson

Para este tipo de labor minera como es el pozo, se requerirá una de los tipos

de voladuras más usuales y con mejor efectividad denominada cuele en cuña

o en V (ver Gráfico.9).

Gráfico N.6 Diagrama de disparo cuele en V, corte análisis de avance.


71

Los cueles en V necesitan cierta anchura del pozo para lograr un correcto

avance. En labores estrechas, el ángulo de la cuña se reduce y la voladura se

hace un poco más dificultosa.

La precisión de la perforación es uno de los factores de mayor influencia

sobre el resultado de la voladura, cuanto más se acerque al esquema de

perforación teórico, mayor será el efecto rompedor de los barrenos.

La piedra dependerá de la cantidad de explosivo a cargarse en los barrenos

dependiendo su diámetro.

Para la malla de perforación debemos calcular la disposición de los barrenos

de contorno, mediante estos se realiza la técnica de precorte, la cual nos

permite detonar los barrenos periféricos antes de iniciar la pega y delimitar

el contorno de la excavación, y a su vez permitiendo que los trabajos de saneo

sea más sencillo y la estabilidad de la roca circundante sea menos afectada.

Para el diseño de los barrenos de precorte, se toma lo que está postulado en

el libro de Voladura Sueca de Rune Gustafsson.

Se escogerá un espaciamiento de entre 0,35 y 0,60 m, cuando el diámetro el

barreno oscila entre 32 y 40 mm.

La piedra (Vp) para los taladros periféricos tiene que respetar la relación

entre el espaciamiento y la piedra que es:

𝐸

𝑉𝑝= 0,8

Entonces teniendo en cuenta esto se debe tomar un valor de Vp= 0,5, incluido

el emboquillado, esta distancia será desde el fondo de los taladros hasta el

interior del pozo. (Tomado de Técnica Sueca de Voladura, Gustafsson).

Calculo del número de taladros para los hastiales 1:

72

𝑁ℎ𝑠1 = 𝐿ℎ𝑠1

𝐸𝑡

𝑁ℎ𝑠1 = 3,4

0,4= 8,5 ≈ 9 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁ℎ𝑠1 = 10 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠

El espaciamiento práctico que tendrá será:

𝐸ℎ𝑝1 = 𝐿ℎ𝑠1

𝑁ℎ𝑠1

𝐸ℎ𝑝1 = 3,4𝑚

10

𝐸ℎ𝑝1 = 0,34 𝑚

Definiendo los parámetros usados tenemos:

Nhs1: Número de taladros en el hastial uno.

Lhs1: Longitud del hastial uno descontando los 100 mm en cada extremo.

Et: Espaciamiento teórico.

Ehp1: Espaciamiento práctico de los barrenos de contorno en hastial uno.

Calculo del número de taladros para los hastiales dos:

𝑁ℎ𝑠2 = 𝐿ℎ𝑠2

𝐸𝑡

𝑁ℎ𝑠2 = 1,8

0,40= 4,5 ≈ 5 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁ℎ𝑠2 = 6 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠

Los barrenos de cada extremo del pozo serán contabilizados como barrenos

del hastial uno, por esta razón cuatro es el número real de taladros en el

hastial dos.

73

En consecuencia serán cuatro taladros para los hastiales dos.

Haciendo el reajuste práctico del espaciamiento 2 tenemos:

𝐸ℎ𝑝2 = 𝐿ℎ𝑠2

𝐸𝑡2

𝐸ℎ𝑝2 = 1,8𝑚

5

𝐸ℎ𝑝2 = 0,36 𝑚

Definiendo los parámetros usados tenemos:

Nhs2: Número de taladros en el hastial 2.

Lhs2: Longitud del hastial 2 descontando los 100 mm en cada extremo.

Et2: Espaciamiento teórico.

Ehp2: Espaciamiento práctico de los barrenos de contorno en hastial 2.

Ya que hemos calculado los barrenos periféricos de los hastiales, se deberán

calcular los barrenos de cuele, por medio de la piedra y el espaciamiento.

Se debe tomar en cuenta que según el libro de López Jimeno, debemos

utilizar 3 cuñas en V a lo ancho de la sección del mismo partiendo desde el

centro.

El número de cuñas se calcula mediante la piedra máxima y con relación al

avance que se tiene previsto.

El valor de piedra en estas perforaciones se realiza considerando el diámetro

del barreno, entonces tenemos que:

𝑉𝑚𝑎𝑥 = 20 𝑥 𝐷

𝑉𝑚𝑎𝑥 = 20 𝑥 0.038𝑚

𝑉𝑚𝑎𝑥 = 0.76 𝑚

74

El número de cuñas (Nc) está dado por:

𝑁𝑐 = 𝐴𝑣

𝑉𝑚𝑎𝑥

Para calcular el avance, se formula la siguiente expresión:

𝐴𝑣 = 𝑅𝑟𝑏 𝑥 𝑆𝑖𝑛 𝜎

Donde:

Av: Avance programado.

Rrb: Rendimiento real del barreno con respecto a su longitud.

σ: Ángulo de perforación del cuele en “V”.

Entonces calculamos el número de cuñas mediante los valores de los

parámetros anteriores.

𝐴𝑣 = 1,10𝑥 𝑆𝑖𝑛 60

𝐴𝑣 = 0,95 𝑚

𝑁𝑐 = 0,90

0,76

𝑁𝑐 = 1,18 ≈ 2

Se tiene que perforar tres cuñas a lo ancho del pozo, cada cuña son dos “V”

superpuestas.

Y el espaciamiento se calcula, en base al ancho del cuele tomado

gráficamente. (Ver Gráfico N.7)

𝐸𝑐 =𝐴𝑐

𝑁𝑒

𝐸𝑐 =1,20

2

75

𝐸𝑐 = 0.60 𝑚

Donde:

Ec: Espaciamiento entre las cuñas en “V” del cuele.

Ac: Ancho del cuele tomado del gráfico teórico.

Ne: Número de espacios que se requieren en función al número de cuñas en

“V”.

Para obtener la piedra del contracuele, se tiene en cuenta la distancia entre la

cara libre más próxima, es decir la cara dejada por el cuele y el barreno

cargado.

Se debe cumplir la siguiente expresión:

𝑉𝑐𝑐 ≤ 0,5 𝑅𝑟𝑏 − 0,2

𝑉𝑐𝑐 ≤ 0,35 𝑚

Donde:

Vcc: Piedra del contracuele.

Rrb: Rendimiento real del barreno con respecto a su longitud.

76

Gráfico N.7 Vista superior de diagrama de disparo con cuele en V


77

Gráfico N.8 Corte B-B1.Avance programado con el diagrama de disparo en V


Número de barrenos de contracule

𝑁𝑐𝑐 = 𝐿𝑐𝑐

𝑉𝑐𝑐

𝐿𝑐𝑐 = 𝑆𝑙 − 𝑍𝑏𝑝 − 𝑆𝑐

Donde:

Ncc: Número de barrenos de contracuele.

Lcc: Longitud del contracuele.

Sl: Semi longitud del pozo.

Zbp: Zona desde el borde de la sección hasta los barrenos periféricos.

78

Sc: Semi longitud del cuele.

𝐿𝑐𝑐 = 1,7 − 0,43 − 0,63

𝐿𝑐𝑐 = 0,64𝑚

𝑁𝑐𝑐 = 0,64

0,35

𝑁𝑐𝑐 = 1,8 ≈ 2 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

El avance que alcanzan los barrenos de contracuele está entre 0,95 y 1,1m,

lo cual depende del ángulo de la perforación.

Mediante los cálculos realizados, el esquema de perforación de cuele en “V”

consta de 54 barrenos en total, 30 de precorte, 12 de cuele y 12 de contracuele

(Ver Gráfico N. 9).

79

Gráfico N.9 Distribución de cuele, contracuele y barrenos periféricos para el pozo de preparación.


80

Grafico N.10 Corte C-C1 Distribución de todos los barrenos a lo largo del pozo.


81

5.2.1 Dirección de los barrenos

La dirección que se le da a los barrenos será la misma que tendrá el pozo

N600W tanto cuele, contracuele y de destroza a excepción de los barrenos de

contorno que serán perforados con un emboquillado de 10 grados para poder

mantener la sección del pozo y acercarse de mejor manera a la forma real del

mismo. (Gráfico N.10).

5.2.2 Diámetro de los barrenos

El diámetro de los barrenos será de 38 mm que se ajustan al tipo de martillo

perforador usado que se planteó anteriormente la YT-28 y se encuentra en el

rango de las especificaciones del mismo la cual está determinado en el

catálogo. También se toma en cuenta que generalmente en minería

subterránea se utiliza este diámetro dando buenos resultados en las voladuras

que se realizan.

5.2.3 Profundidad de los barrenos

La profundidad de los barrenos es de 1,8 m que se puede utilizar tomando en

cuenta el tipo de martillo seleccionado (Ver subíndice 5.4.9). De esta manera

se podrán optimizar los trabajos con el mayor avance posible y disminución

de los turnos de trabajo para culminar el pozo.

5.2.4 Explosivos a utilizarse en la voladura del pozo

5.2.4.1 Tipo de explosivo

Para determinar el explosivo que se utilizará en la voladura se deben tomar

en cuenta algunos factores como: el tipo de labor que se va a realizar, tipo de

roca, presencia de agua, diámetro de los barrenos y la seguridad que brinden

dichos explosivos.

Los explosivos idóneos según los factores mencionados serán:

Carga de fondo Explogel Amón (Explocen S.A)

Carga de columna Emulsen 910

82

Este tipo de explosivos son resistentes al agua y tienen un amplio poder

rompedor y generador de gases, que permiten el fracturamiento adecuado del

macizo rocoso, se ha tomado en cuenta la alta efectividad en labores

similares para diseños de pozos.

5.2.4.2 Carga en los barrenos de cuele y contracuele

Cálculo de la cantidad de carga en los barrenos de cuele (Primera

cuña)

Concentración de la carga de fondo (Ccf)

𝐶𝑐𝑓 = 900 𝑥 𝐷2𝑥10%

𝐶𝑐𝑓 = 900 𝑥 (0.038)2 + 10%

𝐶𝑐𝑓 = 1,57 𝐾𝑔/𝑚

Donde:

D: Diámetro del barreno (m).

Para el franqueo de pozos es necesario elevar la carga de cada barreno ya

que se necesita fragmentar el macizo rocoso en tamaños más pequeños con

respecto a labores horizontales para que las actividades de limpieza y

desalojo sean más fáciles. El consumo de explosivos en el pozo es un 10%

mayor al de una galería.

Longitud de la carga de fondo (hcf)

ℎ𝑐𝑓 = 1

3𝑥 𝐿𝑟𝑏

ℎ𝑐𝑓 = 1

3𝑥 1,1 𝑚

ℎ𝑐𝑓 = 0,36𝑚

Donde:

83

Lrb: Longitud real del barreno con el rendimiento real (m)

Peso de la carga de fondo

𝑄𝑐𝑓 = 𝐶𝑐𝑓1 𝑥 ℎ𝑐𝑓1

𝑄𝑐𝑓 = 1,57𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,36𝑚

𝑄𝑐𝑓 = 0,57 𝐾𝑔

Número de cartuchos de Explogel para carga de fondo

𝑁 =𝑄𝑐𝑓

𝑃

Donde P es el peso del cartucho de explogel Amon, entonces tenemos:

𝑁 =0,57

0,27

𝑁 = 2,11 ≈ 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

𝑵 = 𝟐, 𝟐𝟏 ≈ 𝟐 𝑪𝒂𝒓𝒕𝒖𝒄𝒉𝒐𝒔 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒈𝒆𝒍 𝑨𝒎𝒐𝒏 𝒑𝒐𝒓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐

Longitud de retacado (h0)

ℎ0 = 0,3 𝑉𝑚𝑎𝑥

ℎ0 = 0,3 (0,76)

ℎ0 = 0,2

Se toma la mínima longitud de retacado para la mayor eficiencia de la

voladura.

84

Concentración de carga de columna (Ccc)

𝐶𝑐𝑐 = 0,5 𝑥 𝐶𝑐𝑓1

𝐶𝑐𝑐 = 0,5 𝑥 1,57𝐾𝑔/𝑚

𝑪𝒄𝒄 = 𝟎, 𝟕𝟖𝟕 𝑲𝒈/𝒎

Longitud de carga de Columna (hcc)

ℎ𝑐𝑐 = 𝐿𝑟𝑏 − (ℎ𝑐𝑓1 + ℎ0)

ℎ𝑐𝑐 = 1,1 − (0,36 + 0,2)

𝒉𝒄𝒄 = 𝟎, 𝟓𝟒 𝒎

Peso de la carga de columna (Qcc)

𝑄𝑐𝑐 = 𝐶𝑐𝑐1 𝑥 ℎ𝑐𝑐1

𝑄𝑐𝑐 = 0,787𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,54𝑚

𝑸𝒄𝒄 = 𝟎, 𝟒𝟑𝑲𝒈

Número de unidades de Emulsen 910 para carga de Columna (Ncc)

𝑁𝑐𝑐 =𝑄𝑐𝑐1

𝑃𝑒𝑚

𝑁𝑐𝑐 =0,43𝐾𝑔

0,235 𝐾𝑔

𝑵𝒄𝒄 = 𝟏, 𝟖𝟐

Donde:

Pem: Peso de la emulsión 910

Se utilizarán 2 unidades de Emulsen 910 como carga de columna.

Según los cálculos anteriores se puede resumir las longitudes de carga de

fondo y columna así como la concentración de los mismos, en los cuadros

85

de cuele y contracuele. También el número de unidades de explogel y de

emulsen ocupadas en cada uno de los barrenos utilizando las mismas

fórmulas anteriores.

Tabla.19 Resumen de número de cartuchos por barreno y cantidad de carga en la

primera cuña del cuele en V.

DESCRIPCIÓN Primera cuña

(Cuele)

Número Total del barrenos 6

Número de cartuchos de Explogel Amon por barreno 2

Número de cartuchos de emulsen 910 por barreno 2

Cantidad de carga por barreno (EXPLOGEL AMON) (Kg) 0,57

Cantidad de carga por barreno (EMULSEN 910) (Kg) 0,43

Cantidad de carga total de explosivo por barreno (Kg) 1,00


Calculo de la cantidad de carga en los barrenos de cuele (Segunda

cuña)

Concentración de la carga de fondo (Ccf)

𝐶𝑐𝑓 = 900 𝑥 𝐷2𝑥10%

𝐶𝑐𝑓 = 900 𝑥 (0.038)2 + 10%

𝐶𝑐𝑓 = 1,57 𝐾𝑔/𝑚

Donde:

D: Diámetro del barreno (m).

Longitud de la carga de fondo (hcf)

ℎ𝑐𝑓2 = 1

3𝑥 𝐿𝑟𝑏2

ℎ𝑐𝑓2 = 1

3𝑥 0,86 𝑚

86

ℎ𝑐𝑓2 = 0,27𝑚

Donde:

Lrb2: Longitud real del barreno con el rendimiento real de la segunda cuña

tomada gráficamente. (m)


𝑄𝑐𝑓 = 𝐶𝑐𝑓 𝑥 ℎ𝑐𝑓2

𝑄𝑐𝑓 = 1,57𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,27𝑚

𝑄𝑐𝑓 = 0,42 𝐾𝑔


𝑁 =𝑄𝑐𝑓

𝑃


𝑁 =0,47

0,27

𝑵 = 𝟏, 𝟕𝟒 ≈ 𝟐 𝑪𝒂𝒓𝒕𝒖𝒄𝒉𝒐𝒔 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒈𝒆𝒍 𝑨𝒎𝒐𝒏 𝒑𝒐𝒓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐


ℎ0 = 0,3 𝑉𝑚𝑎𝑥

ℎ0 = 0,3 (0,76)

ℎ0 = 0,2

Concentración de carga de columna (Ccc)

𝐶𝑐𝑐2 = 0,5 𝑥 𝐶𝑐𝑓1

87

𝐶𝑐𝑐2 = 0,5 𝑥 1,57𝐾𝑔/𝑚

𝑪𝒄𝒄𝟐 = 𝟎, 𝟕𝟖𝟕 𝑲𝒈/𝒎

Longitud de carga de Columna (hcc)

ℎ𝑐𝑐2 = 𝐿𝑟𝑏 − (ℎ𝑐𝑓1 + ℎ0)

ℎ𝑐𝑐2 = 0,86 − (0,27 + 0,2)

𝒉𝒄𝒄𝟐 = 𝟎, 𝟑𝟗 𝒎

Peso de la carga de columna (Qcc)

𝑄𝑐𝑐2 = 𝐶𝑐𝑐1 𝑥 ℎ𝑐𝑐1

𝑄𝑐𝑐2 = 0,787𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,39𝑚

𝑸𝒄𝒄𝟐 = 𝟎, 𝟑𝟏𝑲𝒈


𝑁𝑐𝑐2 =𝑄𝑐𝑐2

𝑃𝑒𝑚

𝑁𝑐𝑐2 =0,31𝐾𝑔

0,235 𝐾𝑔

𝑵𝒄𝒄𝟐 = 𝟏, 𝟑𝟐

Donde:



Considerando los cálculos anteriores se puede resumir las longitudes de

carga de fondo y columna así como la concentración de los mismos, en los

cuadros de cuele y contracuele. También el número de unidades de explogel

y de emulsen ocupadas en cada uno de los barrenos utilizando las mismas

formulas anteriores.

88

Tabla.20 Resumen de número de cartuchos por barreno y cantidad de carga en la

segunda cuña del cuele en V.

DESCRIPCIÓN Segunda cuña

(Cuele)



Número de cartuchos de emulsen 910 por barreno 2





5.2.4.3 Carga en los barrenos de contracuele

Para la carga de fondo de los barrenos de contracuele se toma un peso de

carga de fondo teórico según la Voladura sueca de Gustafsson. Se disminuye

teóricamente un 60% de la concentración de la carga de fondo con respecto

a la del cuele.

Concentración de la carga de fondo (Qcfd)

𝑸𝒄𝒇𝒅 = 𝟏, 𝟓𝟕 𝑲𝒈

Longitud de la carga de fondo (hcfd)

ℎ𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 1

3 𝑥 𝐿𝑐𝑐

ℎ𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 1

3 𝑥 0,95

ℎ𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 0,32𝑚

Donde:

L: Longitud de la unidad de explogel amon (cm)

89

N: Numero de cartuchos de explogel por barreno.


𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 𝐶𝑐𝑓𝑐𝑐 𝑥 ℎ𝑐𝑓𝑐𝑐

𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 1,57𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,32𝑚

𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 0,50 𝐾𝑔


𝑁 =𝑄𝑐𝑓𝑑

𝑃


𝑁 =0,50

0,27

𝑵 = 𝟏, 𝟖𝟓 ≈ 𝟐 𝑪𝒂𝒓𝒕𝒖𝒄𝒉𝒐𝒔 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒈𝒆𝒍 𝑨𝒎𝒐𝒏 𝒑𝒐𝒓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐

Longitud de retacado (h0-cc)

ℎ0−𝑐𝑐 = 0,3 𝑥 𝑉𝑐𝑐

ℎ0−𝑐𝑐 = 0,2 𝑥 0,35𝑚

ℎ0−𝑐𝑐 = 0,07 𝑚 ≈ 0,1 𝑚

Concentración de carga de columna (Ccc-cc)

𝐶𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 0,4 𝑥 𝐶𝑐𝑓

𝐶𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 0,4 𝑥 1,57𝐾𝑔/𝑚

𝐶𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 0,628 𝐾𝑔/𝑚

Longitud de carga de Columna (hccd)

ℎ𝑐𝑐𝑑 = 𝐿𝑟𝑏 − (ℎ𝑐𝑓−𝑐𝑐 + ℎ0−𝑐𝑐)

90

ℎ𝑐𝑐𝑑 = 0,95 − (0,32 + 0,1)

ℎ𝑐𝑐𝑑 = 0,43𝑚

Peso de la carga de columna (Qcc-cc)

𝑄𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 𝐶𝑐𝑐−𝑐𝑐 𝑥 ℎ𝑐𝑐−𝑐𝑐

𝑄𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 0,628𝐾𝑔

𝑚 𝑥 0,43𝑚

𝑄𝑐𝑐−𝑐𝑐 = 0,27 𝐾𝑔


𝑁𝑐𝑐−𝑐𝑐 =𝑄𝑐𝑐𝑑

𝑃𝑒𝑚

𝑁𝑐𝑐 =0,27𝐾𝑔

0,235 𝐾𝑔

𝑵𝒄𝒄 = 𝟏, 𝟏𝟓

Donde:



Se puede resumir el cálculo de las cargas de fondo y de columna para los

barrenos del tercer cuadrante y los de destroza a continuación.

91

Tabla.21 Resumen de número de cartuchos por barreno y cantidad de carga en los

barrenos de contracuele.

DESCRIPCIÓN Contracuele



Número de cartuchos de Emulsen 910 por barreno 2





5.2.4.4 Carga de los barrenos de precorte

Para la carga de fondo de los barrenos de precorte según la Voladura sueca

de Gustafsson se necesita una concentración de carga mínima de 0,18kg/m

para el diámetro del barreno utilizado que es de 38 mm. Para los barrenos de

precorte se utilizará un explosivo de bajo poder rompedor llamado

SOFTRON.

Concentración de la carga de fondo (Ccf-p)

𝐶𝑐𝑓−𝑝 = 0,18 𝐾𝑔/𝑚


ℎ0 = 0,5 𝑥 𝑉𝑝

ℎ0 = 0,5 𝑥 0,5𝑚

ℎ0 = 0,25 𝑚

Longitud de carga explosiva (hcex).

ℎ𝑐𝑒𝑥 = 𝐿𝑐𝑡𝑜 − ℎ0

ℎ𝑐𝑒𝑥 = 1,1 − 0,25

92

ℎ𝑐𝑒𝑥 = 0,85 𝑚

Carga explosiva (Qcex)

𝑄𝑐𝑒𝑥 = 𝐶𝑐𝑓−𝑝 𝑥 ℎ𝑐𝑒𝑥

𝑄𝑐𝑒𝑥 = 0,18 𝑥 0,85

𝑄𝑐𝑒𝑥 = 0,153 𝐾𝑔

Número de unidades de SOFTRON en los barrenos de contorno (Ncex)

𝑁𝑐𝑒𝑥 : 𝑄𝑐𝑒𝑥

𝑃𝑐𝑒𝑥

Donde:

Pcex: Peso de la unidad de SOFTRON (Kg).

𝑁𝑐𝑒𝑥 : 0,153

0,141

𝑁𝑐𝑒𝑥: 1,08

Se utilizará 1 unidad de SOFTRON como carga en los barrenos de

precorte.

Definimos todos los parámetros anteriores para los barrenos de precorte y la

resumimos en la Tabla N.22.

Tabla.22 Resumen de unidades de cartuchos por barreno y cantidad de carga de

precorte.

DESCRIPCIÓN Precorte


Número de unidades de SOFTRON por barreno 1

Cantidad de carga por barreno (SOFTRON) (Kg) 0,153



93

Costo de la carga explosiva para la voladura en el pozo.


DESCRIPCIÓN CANTIDAD PRECIO COSTO TOTAL

Explogel Amon 11,94 Kg 4,36 $/Kg 52,06 $

Emulsen 910 7,68 Kg 0,65 $/Kg 4,99 $

Softron 30 unidades 1,45 $/unidad 43,50 $

Mecha deflagrante 50,4 m 0,26 $/m 13,10 $

Conectores 24 unidades 0,47$/unidad 11,28 $

Adaptador de Softron 30 unidades 0,55$/unidad 16,50 $

Fulminante N0 8 24 unidades 0,26 $/unidad 6,24 $

Total costo de explosivos (Tce) - - 147,67 $/por disparo


Fuente: EXPLOCEM C.A

Costo de carga explosiva por metro de avance

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜

𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=

𝑇𝑐𝑒

𝐴𝑟



147,67 $

1,1 𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 134,25 $/𝑚

Útiles de perforación en el pozo

Tabla.24 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en pozo de

preparación.

PARAMETROS SIMBOLOGIA VALOR UNIDADES

Longitud del pozo de preparación Lpz 35 m

Número de barrenos por disparo Nb 54 u

Vida útil de broca de 38 mm VUbr 100 m de

perforación

Vida útil del barreno de inserción cónica de

1,8m

VUba 250 m de

perforación


94

Consumo de brocas de cincel de diámetro 38mm

El número de brocas a utilizar en las galerías de nivel está dado por la

siguiente fórmula (Tomado del Manual de perforación ATLAS COPCO):

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛

𝑉𝑈𝑏𝑟

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑝𝑧 𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑟

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 35 𝑥 54

100

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 18,9 ≈ 19 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠

Consumo de barrenos de inserción cónica hexagonal.

El uso de barrenos de longitud 1,2m está dado por:

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛

𝑉𝑈𝑏𝑎

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑝𝑧 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑝𝑧𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑎

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 35 𝑥 54

250

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 7,56 ≈ 8 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠

95

Se recomienda tener 9 barrenos en consideración por imprevistos que puedan

ocurrir en las operaciones de perforación.

Costo de útiles de perforación

Tabla.25 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en el pozo de

preparación.

PARÁMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)

Broca de cincel de 38 mm 19 75$/unidad 1425

Barreno hexagonal de 1,8m 9 150$/unidad 1350

Costo total de útiles de perforación (CTUP) - - 2775


Costo de útiles de perforación para el pozo

𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜


𝐶𝑇𝑈𝑃

𝐴𝑟



2775$

1,1𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 2522,72$/𝑚

5.2.4.5 Método de iniciación de la voladura

Para la aplicación de la voladura se necesita de un tipo de iniciador que active

y proporcione la fuerza necesaria que genere el impulso inicial.

El sistema de iniciación se produce mediante mechas de seguridad, mecha

rápida, conectores, retardadores, cordones detonantes y fulminantes, los

cuales pueden combinarse para la práctica de la voladura.

Para el avance del pozo mediante la voladura se utilizará un método

utilizando detonador no eléctrico de retardos cortos que dan un mejor

rendimiento.

96

También ocupamos la ayuda de micro retardos que controla la salida de

manera ordenada de los barrenos, disminuye el efecto sísmico, y existe una

mejor fragmentación del macizo rocoso y resta el esponjamiento, lo que

consecuentemente ayuda a los trabajos posteriores a la voladura.(Tomado

del catálogo EXPLOCEN C.A)

Figura.1 Conectores no eléctricos

Fuente: Catálogo EXPLOCEN C.A

5.2.4.6 Secuencia de carga y encendido

Luego de la realización de la malla de perforación se taparán los barrenos

con tacos de madera para que no exista el ingreso de finos o residuos. Se

deberán sopletear las perforaciones mediante aire comprimido para liberarlo

del agua que se encuentre en los mismos.

Una vez realizado la limpieza de los barrenos se realizará el disparo de

manera secuencial con detonadores no eléctricos y con dispositivos de

retardo, que servirán para la mejor fragmentación de roca y la correcta

definición de la sección.

Para el diagrama de disparo se tiene que los barrenos periféricos son los

primeros en salir para dar la sección definida a la labor, luego los de cuele y

por último los de contracuele (Gráfico N.11).

97

Gráfico N.11 Secuencia de encendido en la malla de perforación del pozo


98

5.2.5 Avance (profundización) del pozo

El avance de la profundización del pozo se realizará de manera convencional

mediante perforación manual, utilizando martillos tipo Jack Leg. El largo de

los barrenos es de 1,20 m y el diámetro de barrenación es de 38 mm.

La malla de perforación de acuerdo al diseño es de 54 taladros. Los gastos

de los barrenos dependen de la calidad de los elementos de perforación

usados y de la dureza de la roca.

La voladura empleada es por el método de corte con cuele en “V” que brinda

un mayor efecto del explosivo y mejor fragmentación de roca. El avance con

respecto a la longitud de las perforaciones es entre el 90, debemos considerar

también que el ángulo respecto a la dirección del avance es de 30o, entonces

el avance real sera alrededor de 0,81m por cada voladura realizada.

5.2.6 Fortificación del pozo

Para la fortificación del pozo tenemos que tomar en cuenta el tipo de sección,

la calidad de la roca, campos tensionales, tiempo de vida útil de la labor,

presencia de agua para poder seleccionar el sostenimiento adecuado para este

tipo de labores mineras.

Al tratarse de una labor definitiva que servirá para el transporte del mineral

del bloque a explotarse y por la presencia media de agua se aplicará una

estructura de hormigón y de acero.

La resistencia a la tracción aumentará mediante el uso de la armadura de

acero, mientras que el hormigón los esfuerzos de compresión en el pozo.

La resistencia del hormigón utilizado debe ser mayor a 150kg/cm2, su

espesor debe ser entre 20 a 30 cm por cada lado de la sección.

99

Las varillas de acero utilizadas en el armazón deben de ser de un diámetro

de 12 mm y colocadas 4 varillas horizontalmente, mientras las varillas de la

estructura de distribución oscila entre 8 a 12 mm, y una disposición vertical

entre 30 y 50cm.

5.2.7 Levantamiento del mineral por el pozo

Para el levantamiento de mineral en labores inclinadas es necesario emplear

la maquinaria, equipos y la infraestructura necesaria para dar una solución al

transporte vertical.

Depende del análisis de todos los parámetros requeridos, para un correcto

desarrollo de los trabajos de movilización de mineral desde subniveles

inferiores y obtener una gran efectividad en rendimiento.

5.2.7.1 Dimensiones del balde de levantamiento

Para la extracción del mineral es necesario el diseño y la elaboración de un

balde según la producción del frente explotado.

Las dimensiones del balde son:

Largo (l): 1,1m

Ancho (a): 0.93m

Profundidad: 0.85m

La forma del balde será de un prisma rectangular con capacidad de

transportar hasta 1,8 toneladas de roca volada.

5.2.7.2 Cable de levantamiento del balde

La elección del cable para el levantamiento del balde desde los subniveles

de explotación, debe tener en cuenta varios factores pero en este caso

tomaremos el más importante que será el peso máximo a ser levantado por

el pozo.

100

Las fórmulas para el sistema de levantamiento son tomadas del libro

“Elementos de Maquinas, Guía Teórica de A. Clavijo”.

Capacidad del balde

𝐶𝑏𝑎𝑙𝑑𝑒 = 𝑙 𝑥 𝑎 𝑥 𝑝

𝐶𝑏𝑎𝑙𝑑𝑒 = 1,1 𝑥 0,965 𝑥 0,85

𝐶𝑏𝑎𝑙𝑑𝑒 = 0,90 𝑚3

Peso del balde cargado

𝑊𝑏𝑐 =𝐶𝑏𝑎𝑙𝑑𝑒 𝑥 𝜑 𝑥 𝜓

𝐾𝑒

𝑊𝑏𝑐 =0,90𝑚3𝑥 2,85𝑡/𝑚3 𝑥 0,9

1,60

𝑊𝑏𝑐 = 1,44 ≈ 1,5 𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎𝑠

Donde:

φ: Peso Volumétrico de la roca (t/m3).

Ke: Coeficiente de esponjamiento.

𝟁: Coeficiente de llenado del balde.

Peso del balde

𝑊𝑣 = 0,625 𝑥 𝑊𝑏𝑐

𝑊𝑣 = 0,625 𝑥 1,5

𝑊𝑣 = 0,937𝑡𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎𝑠 = 937 𝐾𝑔

Considerando la seguridad para los sistemas de levantamiento en labores

inclinadas, se toma un factor de seguridad de 7. Entonces la carga que debe

soportar el cable será:

𝐹𝑐 = 𝐹𝑠 𝑥 (𝑊𝑏𝑐 + 𝑊𝑣)

101

𝐹𝑐 = 7 𝑥 (1500 + 937)

𝐹𝑐 = 17059 𝐾𝑔

Donde:

Fc: Carga parcial que puede soportar el cable (kg).

Se debe evidenciar que en la carga parcial no está incluido el peso del cable,

ni los esfuerzos que se presentan por fricción en cables y poleas.

Para este proyecto se recomienda un cable de diámetro 7/8´

aproximadamente 2,22 cm (Ver Tabla.26).

Tabla.26 Peso y resistencia de cables

Fuente: Catálogo CABLEMAX

El peso del cable esta dado en kg por cada 100 m del mismo, considerando

que se podría realizar una profundización del pozo se tiene Wcable= 202 kg.

102

Esfuerzo de extensión

𝜎𝑒

𝑊𝑥𝑎

𝑔

𝜎𝑒 =2639𝐾𝑔 𝑥 0,7𝑚/𝑠2

9,8𝑚/𝑠2

𝜎𝑒 = 188,55𝐾𝑔

Donde:

W: Carga total a levantar (Wbc+ Wv+ Wcable) (Kg).

a: Aceleración del sistema (0,7- 1 m/s2).

g: Aceleración de la gravedad (9,8 m/s2).

Esfuerzo de curvatura

𝜎𝑐 =𝐴 𝑥 𝐸 𝑥 𝑑ℎ

𝐷

𝜎𝑐 =1,87 𝑥 600000 𝑥 0,14

133,2

𝜎𝑐 = 1179𝑘𝑔

Donde:

A: Área de la sección del cable (cm2).

E: Módulo de elasticidad del cable (Kg/cm2).

D: Diámetro del tambor (cm).

dh: Diámetro del hilo del cable (cm).

Factor de seguridad

𝑅𝑅

𝑊𝑇> 7

103

Donde:

RR: Resistencia de rotura de cable (Wbc+ Wv+ Wcable +σe + σc) (kg).

WT: Carga total calculada

32800

4006.55> 7

𝟖, 𝟏𝟖 > 𝟕

Podemos indicar que se cumple con las normas de seguridad, con el diámetro

del cable de acero escogido.

5.2.7.3 Elección del tambor y winche de levantamiento

Diámetro de la polea

Para el cálculo del diámetro de polea se debe de tomar en cuenta la relación

que existe con el diámetro del cable. Entonces tenemos la siguiente fórmula:

𝐷𝑝𝑜𝑙𝑒𝑎 = 25 𝑑

𝐷𝑝𝑜𝑙𝑒𝑎 = 25 𝑥(0,022 𝑚)

𝐷𝑝𝑜𝑙𝑒𝑎 = 0,55𝑚

Altura de empotramiento

Mediante el diámetro se puede calcular la altura de empotramiento y el peso

que debe soportar toda la estructura.

𝐻𝑒 = ℎ2 + ℎ3 + 0,75𝑟𝑝𝑜𝑙𝑒𝑎

𝐻𝑒 = 1,8 + 4 + 0,75 (0,275)

𝐻𝑒 = 6𝑚

Donde:

h2: Altura del balde incluido aparato de amarre

104

h3: Altura de libre seguridad

rpolea: Radio de la polea

Peso de la estructura

𝑊𝑒𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎 = 0,22𝑥 𝐻𝑒 𝑥 √𝑆𝑚𝑎𝑥

𝑊𝑒𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎 = 0,22𝑥 6 𝑥 √32,8

𝑊𝑒𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎 = 7,55 𝑇𝑜𝑛

Peso Total a soportar

𝑊𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝑊𝑏𝑐 + 𝑊𝑣 + 𝑅 + 𝑊𝑝𝑜𝑙𝑒𝑎 + 𝑊𝑒𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎

𝑊𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = (1500 + 937 + 202 + 170(0,55)2 + 7550)𝐾𝑔

𝑾𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍 = 𝟏𝟎𝟐𝟒𝟎 𝑲𝒈 = 𝟏𝟎, 𝟐𝟒𝑻𝒐𝒏

Diámetro del tambor

El diámetro del tambor se relaciona con el diámetro del cable utilizado, así:

𝐷𝑡𝑎𝑚𝑏𝑜𝑟 = 30𝑑

𝐷𝑡𝑎𝑚𝑏𝑜𝑟 = 30 𝑥 0,022𝑚

𝐷𝑡𝑎𝑚𝑏𝑜𝑟 = 0,66𝑚

Determinando el peso total de la estructura, el diámetro del tambor, el

diámetro del cable a utilizar y por la producción posterior que se tendrá, se

puede elegir un winche de levantamiento para el transporte del mineral por

el pozo, el cual será modelo JSC CR-111 (Figura.2) con una potencia de

motor de 70HP, capacidad de levantamiento de 2,5 Ton, un factor de

seguridad que concuerda con el utilizado que es igual a 7, una velocidad de

105

levantamiento de 0 a 75 m por minuto, una resistencia del cable mayor al

requerido.

Figura.2 Modelo del winche JSC CR-111

Fuente: Catalogo J.S.C Equipos mineros S.A

5.2.8 Tiempo de excavación del pozo

El avance en la excavación del pozo será el 90 % de la perforación, esto es

81 centímetros. Los turnos por día en la mina son dos, así que en uno de los

turnos se llevará a cabo la perforación y voladura y el otro el acarreo del

material volado.

Como conocemos que el pozo tendrá una longitud de 35 m debemos de

relacionarlo con los metros de avance por día, así podemos determinar que:

𝑇𝑒𝑥𝑐 =𝐿𝑝

𝑙𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒

𝑇𝑒𝑥𝑐 =35𝑚

0.81𝑚/𝑑í𝑎

𝑇𝑒𝑥𝑐 = 43 𝑑í𝑎𝑠

El tiempo de excavación será 43 días, sin tomar en cuenta imprevistos que

se pueden presentar.

106

5.2.9 Diseño del pozo

El pozo para el Bloque de Oro en el frente Adriano es una labor de acceso

para la explotación de las reservas existentes en el sitio, cuenta con los

servicios requeridos para el transporte del mineral en la explotación de los

subniveles posteriores, sirve también para el transporte del personal por

medio de escaleras convencionales, y un compartimento para la ventilación,

servicios eléctricos, tuberías de agua y de aire comprimido, y tuberías de

desagüe hacia el nivel principal (Ver Gráfico N.12).

Gráfico N.12 Vista isométrica y frontal del diseño del pozo

Autor: Jefferson Romero, 2017.

107

5.3 Parque de enganche

El parque de enganche en la mayoría de minas está conformado por una serie

de cámaras o galerías. Este tipo de galerías están ubicadas cerca de los piques

principales, generalmente se utiliza para las diferentes actividades de la

mina, además de unir las galerías principales con el pozo de ventilación y

transporte (Grafico N.13).

Por el parque de enganche pasa el mineral transportado hacia el buzón de

carga del pozo y de ahí se levanta hacia la superficie. También se desplaza

el personal hacia la salida del pozo, se moviliza la maquinaria y se ventila la

mina.

En este caso utilizaremos un parque de enganche circular ya que esto nos

permite mejor movilidad y mayor productividad.

Grafico N.13 Esquema del parque de enganche en la preparación del bloque.


108

5.4 Preparación de la explotación del sector Bloque de Oro

Para la preparación de los niveles y bloques de mineral se franquea una

galería longitudinal que va a ser la base del nivel 1 (denominado así por

seguir la secuencia de las labores ya realizadas anteriormente), esta galería

tendrá una sección 2m x 1.80m. Se franqueara a la misma profundidad a la

que se encuentra el parque de enganche, el cual está conectado al pozo

principal en la cota 860, con rumbo N600W.

Cada 40 metros se cortan chimeneas de sección 1,50m x 1,50m, lo cual sirve

para dividir el bloque en 3 partes a lo ancho del yacimiento y poder extraer

el mineral de manera sistemática.

Entre los pilares se franquea galerías de corte de 1,80m x 0,80 m que sirven

de acceso para la apertura de las franjas de explotación (Ver Gráfico N.14).

Si el macizo mineralizado es muy estable las galerías no se fortifican

simplemente se les da forma abovedada.

La explotación tiene como finalidad extraer el máximo de mineral sin poner

en peligro las condiciones de trabajo.

Las operaciones de arranque se deben planificar de tal forma que se tenga en

trabajo, varios bloques con mineral arrancado almacenado y algunas cámaras

en preparación y almacenamiento, la cantidad de cámaras dependerá de la

producción anual de la mina.

En el momento que se termine el trasiego de un número determinado de

cámaras, también se deberá terminar el arranque de un número idéntico.

109

Gráfico N.14 Esquema de las labores de preparación del bloque


110

5.4.1 Dimensiones de bloques y cámaras

El método de explotación se basa en excavar cámaras perpendiculares al

rumbo del cuerpo mineral, la dimensión de los niveles es de 30 metros de

altura, sin ninguna variación. En este caso dependiendo de la potencia del

yacimiento, son separados por pilares que contienen menos del 40% de

reservas minerales.

En el diseño de explotación se aprovechará la calidad autoportante del

macizo rocoso. Sin embargo se debe tomar en cuenta el fracturamiento de la

roca que nos obliga a prevenir el desprendimiento o desplazamiento de

mineral a cierta altura en la que ya no es seguro el mantenimiento de las

cámaras.

En este método de explotación, la recuperación de los pilares podrá ser

parcial, cuando acabe la vida útil del yacimiento.

La explotación con cámaras de almacenamiento se utiliza en yacimientos

con las siguientes características:

Techo y piso estables.

Límites regulares de mineral.

Mineral firme.

El mineral no debe degradarse durante su almacenamiento.

Las ventajas que presentan las cámaras de almacenamiento es que el

mineral se auto deposita en los buzones de trasiego, y puede verterse

dentro de las unidad de transporte a través de tolvas, y así se elimina los

trabajos de carga manual (trasiego del mineral arrancado).

111

5.4.2 Dimensión de pilares y umbrales

En el de método seleccionado se sacrifican reservas de mineral en pilares y

umbrales, las dimensiones se detallan a continuación:

Los umbrales de techo y de piso tendrán una altura de 3 metros, una longitud

de 40 m y la misma potencia del yacimiento y están divididos por las

chimeneas de acceso a las ventanas de preparación para la explotación.

Los pilares de entre bloques, se dejan a lo largo de los andenes y sus

dimensiones son de 2 m de largo por 3 metros de alto.

El objetivo del diseño de los pilares es maximizar la recuperación de la

unidad básica de explotación a través de un diseño viable y seguro.

Este diseño obedecerá a un análisis de las cargas y la resistencia del macizo

rocoso.

5.4.3 Volumen de los umbrales y los pilares

Debemos de tomar en cuenta el número de umbrales de techo y de piso en

cada una de las divisiones del bloque a explotarse, y son dos. Su volumen es:

𝑉𝑢𝑚 = 𝑑𝑣 𝑥 𝑑ℎ 𝑥 𝑝𝑢𝑚

𝑉𝑢𝑚 = (2 𝑥 40 𝑥 0,8)𝑚3

𝑉𝑢𝑚 = 64 𝑚3

Donde:

dv: Distancia vertical del umbral.

dh: distancia horizontal del umbral.

pum: potencia del umbral.

Como se considera 2 umbrales, entonces el volumen total será:

112

𝑉𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙𝑢𝑚 = 2 𝑥 𝑉𝑢𝑚

𝑉𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙𝑢𝑚 = 128 𝑚3

El tonelaje es igual a:

𝑇𝑢𝑚 = 128 𝑚3 𝑥 2,85 𝑇𝑜𝑛/𝑚3

𝑇𝑢𝑚 = 364,8 𝑇𝑜𝑛

El número de pilares de entre bloques es 6, tenemos 3 pilares en cada lado

del bloque.

El volumen de cada pilar será igual:

𝑉𝑝 = 𝑑𝑣1 𝑥 𝑑ℎ1 𝑥 𝑝1

𝑉𝑝 = 3𝑚 𝑥 2𝑚 𝑥 0,80𝑚

𝑉𝑝 = 4.8 𝑚3

Como se trata de 6 pilares, el volumen total será:

𝑉𝑇𝑝 = 6 𝑥 𝑉𝑝

𝑉𝑇𝑝 = 28,8 𝑚3

Donde:

Vp: Volumen de cada pilar.

dv1: Distancia vertical del pilar.

dh1: Distancia horizontal del pilar.

pm: Potencia del pilar en cada bloque.

Calculando el tonelaje total de los pilares tenemos:

113

𝑇𝑇𝑝 = 𝑉𝑇𝑝 𝑥 𝜌

𝑇𝑇𝑝 = 28,8 𝑚3 𝑥 2,85 𝑇𝑜𝑛/𝑚3

𝑇𝑇𝑝 = 82,08 𝑇𝑜𝑛

En cada uno de los bloques el tonelaje total dejado entre umbrales y pilares

será igual a:

Calculando el tonelaje total de los pilares tenemos:

𝑇𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝑇𝑢𝑚 + 𝑇𝑇𝑝

𝑇𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 364,8 𝑇𝑜𝑛 + 82,08 𝑇𝑜𝑛

𝑇𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 446,88 𝑇𝑜𝑛

Las reservas minerales dejadas en cada bloque serán iguales a:

% 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑇𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑥 100

𝑇𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒

% 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 446,88 𝑇𝑜𝑛 𝑥 100

1200 𝑇𝑜𝑛

% 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 37,16%

Se planifica una recuperación parcial de los pilares para reducir el porcentaje

de mineral dejado en los mismos, y así aprovechar de mejor manera los

recursos del yacimiento.

5.4.4 Galerías de preparación

5.4.5.1 Sección de labores de nivel

La sección de las labores de preparación será rectangulares, las cuales no

necesitarán sostenimiento, al contar con cámaras no mayores a 15 metros

que permiten el autosostenimieto de las mismas.

114

Para el cálculo de la sección de la galería se han tomado en cuenta algunos

parámetros descritos a continuación en la Tabla.27.

Tabla.27 Parámetros para calcular la sección de las galerías de nivel

PARÁMETRO SIMBOLOGÍA MEDIDA (mm)

Ancho de rieles ar 560

Altura de rieles hr 100

Altura de durmiente hd 150

Distancia de seguridad n 250

Distancia para servicios y cuneta m 650

Ancho de vagones B 900

Altura de vagones hv 1300

Altura del riel al techo ht 1900

Altura del piso al durmiente gr 300


Ancho (2a) = 1,80 m

Altura (h) = 2,20m

La sección luz será igual a:

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 2𝑎 𝑥 ℎ

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 1,80 𝑚 𝑥 2,20 𝑚

𝑆𝑙𝑢𝑧 = 3,96 𝑚2

La sección óptima de la galería será igual a la sección luz porque no se

utilizará fortificación en la misma (Gráfico N.15).

La sección voladura es igual a:

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 1,07 𝑥 𝑆𝑙𝑢𝑧

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 1,07 𝑥 3,96𝑚

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 4,24𝑚2

115

Gráfico N.15 Dimensiones de la galería de nivel


5.4.5.2 Diagrama de perforación de galerías de nivel

Para todas las labores ya sean galerías de corte, galerías de nivel, chimeneas

cortas y chimeneas, se usará el cuele de tiros paralelos con un barreno central

grueso que actuará como cara libre para la salida de los disparos del cuele y

contracuele.

116

Se puede calcular el diámetro de barreno central tomando en cuenta el largo

del mismo (1,80m) considerando un avance del 95% y, utilizando la

siguiente fórmula (Tomado de Técnica de Voladuras de Rune Gustafsson):

𝐷𝑏𝑣𝑎𝑐í𝑜 =41,67 𝐴𝑟𝑒𝑎𝑙

0,95− 16,51

𝐷𝑏𝑣𝑎𝑐í𝑜 =41,67 𝑥1,7

0,95− 16,51

𝐷𝑏𝑣𝑎𝑐í𝑜 = 58 𝑚𝑚

Se utilizarán 3 barrenos juntos de diámetro 38 mm, para compensar el

barreno vacío, ya que se empleará el mismo tipo de broca para todas las

perforaciones.

Según el manual de EXSA, se diseña el diagrama de perforación, calculando

el burden del cuele y contracuele y sus espaciamientos (Gráfico N.16).

Tabla.28 Cuadro resumen del cálculo del burden y espaciamiento del cuele y

contracuele de las galerías de nivel.

Cuadro NO 1ER

CUADRANTE

2DO

CUADRANTE

3ER

CUADRANTE

4TO

CUADRANTE

Burden (cm) B1= 1,5Dbvacio B2= B1√2 B3= 1,5 B2√2 B4= 1,5 B3√2

Espaciamiento E1= B1√2 E2= 1,5 B2√2 E3=1,5 B3√2 E4= 1,5 B4√2

Cuadro NO 1ER

CUADRANTE

2DO

CUADRANTE

3ER

CUADRANTE

4TO

CUADRANTE

Burden (cm) 9 12,7 27 57,4

Espaciamiento

(cm)

12,7 27 57,4 121,5

Parámetros calculados por: Jefferson Romero, 2017.

117

Gráfico N.16 Diseño de cuele y contracuele para perforación de las galerías de nivel.


Cálculo del número de barrenos de perforación

Para todos los cálculos correspondientes al número de barrenos se tomara en

cuenta las formulas postuladas en el libro “Técnica de Voladuras Sueca de

Rune Gustafsson”.

Para el cálculo del número de barrenos es necesario tomar en cuenta los datos

de la Tabla.25:

Tabla.29 Parámetros para el cálculo del número de barrenos en la malla de

perforación de las galerías de nivel.

PARÁMETRO VALOR UNIDADES

Densidad del Explosivo (δex) Explogel Amon 1,20 g/cm3

Peso específico de la roca (𝛾𝑟𝑥) 2,85 g/cm3

Diámetro del explosivo (Dex) 28,5 mm

Fuente: EXPLOCEN C.A

118

Calculo de los barrenos de piso

Burden

𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜 = 0,012 [(2 𝑥 𝛿𝑒𝑥

𝛾𝑟𝑥) + 1,5] 𝐷𝑒𝑥

𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜 = 0,012 [(2 𝑥 1,20

2,85) + 1,5] 28,5

𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜 = 0,80𝑚

Espaciamiento

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜 = 1,1 𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜 = 1,1 (0,80)

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜 = 0,88𝑚

Retacado

𝑇 = 0,2 𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜

𝑇 = 0,2 (0,8)

𝑇 = 0,16 𝑚

Número de barrenos de piso

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 =2𝑎

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 =1,80𝑚

0,80𝑚

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 = 2,25 ≈ 2 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 = 3 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠

119

Cálculo de los barrenos de Techo

Burden

𝐵𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 0,012 [(2 𝑥 𝛿𝑒𝑥


𝐵𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 0,012 [(2 𝑥 1,20

2,85) + 1,5] 28,5

𝐵𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 0,80𝑚

Espaciamiento

𝐸𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 1,1 𝐵𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜 = 1,1 (0,80𝑚)

𝐸𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 0,88𝑚

Retacado

𝑇 = 𝐵𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜

𝑇 = 0,80 𝑚

Número de barrenos de techo

𝑁𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 =2𝑎

𝐸𝑝𝑖𝑠𝑜

𝑁𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 =1,80𝑚

0,80𝑚

𝑁𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 2,25 ≈ 2 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁𝑡𝑒𝑐ℎ𝑜 = 3 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠

120

Cálculo de los barrenos de los hastiales

Burden

𝐵ℎ𝑠𝑡 = 0,012 [(2 𝑥 𝛿𝑒𝑥


𝐵ℎ𝑠𝑡 = 0,012 [(2 𝑥 1,20

2,85) + 1,5] 28,5

𝐵ℎ𝑠𝑡 = 0,80𝑚

Espaciamiento

𝐸ℎ𝑠𝑡 = 1,1 𝐵ℎ𝑠𝑡

𝐸ℎ𝑠𝑡 = 1,1 (0,80𝑚)

𝐸ℎ𝑠𝑡 = 0,88𝑚

Retacado

𝑇 = 𝐵ℎ𝑠𝑡

𝑇 = 0,80𝑚

Número de barrenos de hastiales

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 =ℎ

𝐸ℎ𝑠𝑡

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 =2,20𝑚

0,80𝑚

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 = 2,75 ≈ 3 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑠

𝑁𝑝𝑖𝑠𝑜 = 4 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠

121

Se considera que dos de los barrenos de los hastiales coinciden con el piso y

techo de cada hastial. Entonces debemos colocar dos perforaciones para cada

hastial.

Cálculo de los barrenos de destroza

Burden

𝐵𝑑𝑥 = 0,012 [(2 𝑥 𝛿𝑒𝑥


𝐵𝑑𝑥 = 0,012 [(2 𝑥 1,20

2,85) + 1,5] 28,5

𝐵𝑑𝑥 = 0,80𝑚

Espaciamiento

𝐸𝑑𝑥 = 1,1 𝐵𝑑𝑥

𝐸𝑑𝑥 = 1,1 (0,80𝑚)

𝐸𝑑𝑥 = 0,88𝑚

Retacado

𝑇 = 0,5 𝐵𝑝𝑖𝑠𝑜

𝑇 = 0,5 (0,8)

𝑇 = 0,4 𝑚

122

Diagrama de perforación de las galerías de nivel

Gráfico N.17 Diagrama de perforación de las galerías de nivel.


Tabla.30 Salida de los disparos en la voladura de las galerías de nivel

TIPO DE BARRENO N0 DE BARRENOS SALIDA DE DISPARO

Cuele y contracuele 12 1,2,3,4,5,6,7,8,9,10

Destroza 4 11,12

Hastiales 4 13

Techo 3 14,15

Piso 3 16

Vacío 1 -


123

CALCULO DE SUSTANCIA EXPLOSIVA PARA LOS

BARRENOS DE LAS GALERIAS DE NIVEL

Para el cálculo de la cantidad de explosivo a utilizarse se toma las

especificaciones y dimensiones de estos, en este caso se utilizará

EXPLOGEL AMON de 1”1/4 x 8” como carga de fondo y ANFO (nitrato

de amonio) como carga de columna.

Dependiendo del tipo de galerías de nivel se toma las constantes para la carga

de fondo y la concentración de la carga de columna indicada en el libro de

“Técnica Sueca de Voladuras de Rune Gustafsson”.

Dados los siguientes parámetros podremos calcular la cantidad de carga

explosiva para las galerías de nivel:

Tabla.31 Parámetros para el cálculo de la cantidad de carga en los barrenos de las

galerías de nivel.

PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDAD

Longitud del barreno Lb 1,8 m

Rendimiento de perforación Rperf 95 %

Longitud real de perforación Lrp 1,7 m

Rendimiento voladura Rvol 95 %

Avance real Ar 1,6 m

Diámetro de perforación Dh 38 mm

Long. Retacado barrenos de piso Tpiso 0,16 m

Long. Retacado barrenos hastiales Thst 0,80 m

Long. Retacado barrenos de techo Ttecho 0,80 m

Long. Retacado barrenos de destroza Tdx 0,40 m

Long. Retacado barrenos de cuele y contracuele Tc 0,10 m

Número de barrenos de piso Npiso 3 u

Número de barrenos hastiales Nhst 4 u

Número de barrenos de techo Ntecho 3 u

Número de barrenos de destroza Ndx 4 u

Número de barrenos de cuele Nc 4 u

124

Número de barrenos de contracuele Ncc 8 u

Masa en un cartucho de EXPLOGEL AMON MexA 0,197 Kg

Masa en un cartucho de ANFO MANFO 0,20 Kg

Long. De un cartucho de EXPLOGEL AMON LexA 22,86 cm


Cantidad de carga para los barrenos de piso

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 1

3𝑥 𝐿𝑟𝑝 𝑥

𝐷ℎ2

1000

𝑄𝑓 = 1

3𝑥 1,7 𝑥

(38)2

1000

𝑄𝑓 = 0,82 𝐾𝑔

Número de cartuchos para la carga de fondo

𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓

𝑚𝑒𝑥𝐴

𝑁𝑄𝑓 = 0,82

0,197

𝑁𝑄𝑓 = 4 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

Longitud de carga de fondo (hfp)

ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴

100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓

ℎ𝑓 = (22,86

100) 𝑥 4

ℎ𝑓 = 0,91 𝑚

125

Longitud de carga de columna (hcc)

ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑝)

ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,91 + 0,16)

ℎ𝑄𝑐 = 0,63 𝑚


𝐶𝑄𝑐 = 0,7 (𝐷ℎ

2

1000)

𝐶𝑄𝑐 = 0,7 (382

1000)

𝐶𝑄𝑐 = 1,01 𝐾𝑔/𝑚

Carga de columna

𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐

𝑄𝑐 = 0,63 𝑥 1,01

𝑄𝑐 = 0,64𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de piso

𝑄𝑇𝑝 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁𝑝

𝑄𝑇𝑝 = (0,82 + 0,64)𝑥 3

𝑄𝑇𝑝 = 4,38 𝐾𝑔

Cantidad de carga para los barrenos de techo

La carga de fondo para los barrenos del techo en una galería es de 0,30 Kg y

la concentración de carga de columna es de 0,30Kg/m.

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 0,30 𝐾𝑔

126

Número de cartuchos para la carga de fondo (NQf)


𝑚𝑒𝑥𝐴

𝑁𝑄𝑓 = 0,30

0,197

𝑁𝑄𝑓 = 1,52 ≈ 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠




ℎ𝑓 = (22,86


ℎ𝑓 = 0,45 𝑚


ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)

ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,45 + 0,80)

ℎ𝑄𝑐 = 0,45 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑐 = 0,45 𝑥 0,30

𝑄𝑐 = 0,135 𝐾𝑔

127

Carga total de los barrenos de techo

𝑄𝑇𝑡 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁𝑡

𝑄𝑇𝑡 = (0,30 + 0,135)𝑥 3

𝑄𝑇𝑡 = 1,31 𝐾𝑔

Cantidad de carga para los barrenos de los hastiales

La carga de fondo para los barrenos de los hastiales en una galería es de 0,30

Kg y la concentración de carga de columna es de 0,35Kg/m.

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 0,30 𝐾𝑔



𝑚𝑒𝑥𝐴

𝑁𝑄𝑓 = 0,30

0,197





ℎ𝑓 = (22,86


ℎ𝑓 = 0,45 𝑚

128



ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,45 + 0,80)

ℎ𝑄𝑐 = 0,45 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑐 = 0,45 𝑥 0,35

𝑄𝑐 = 0,16 𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de los hastiales

𝑄𝑇ℎ𝑠𝑡 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁ℎ𝑠𝑡

𝑄𝑇ℎ𝑠𝑡 = (0,30 + 0,16)𝑥 4

𝑄𝑇ℎ𝑠𝑡 = 1,84 𝐾𝑔

Cantidad de carga para los barrenos de destroza

La carga de fondo es de 0,60 Kg y la concentración de carga de columna es

de 0,40Kg/m.

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 0,60 𝐾𝑔



𝑚𝑒𝑥𝐴

129

𝑁𝑄𝑓 = 0,60

0,197





ℎ𝑓 = (22,86

100) 𝑥 3

ℎ𝑓 = 0,68 𝑚



ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,68 + 0,80)

ℎ𝑄𝑐 = 0,52 𝑚



Carga de columna


𝑄𝑐 = 0,52 𝑥 0,40

𝑄𝑐 = 0,21 𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de destroza

𝑄𝑇𝑑𝑥 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁ℎ𝑠𝑡

𝑄𝑇𝑑𝑥 = (0,60 + 0,21)𝑥 4

𝑄𝑇𝑑𝑥 = 3,24 𝐾𝑔

130

Cantidad de carga para los barrenos de cuele


de 0,30Kg/m.

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 0,25 𝐾𝑔



𝑚𝑒𝑥𝐴

𝑁𝑄𝑓 = 0,25

0,197





ℎ𝑓 = (22,86

100) 𝑥 2

ℎ𝑓 = 0,46 𝑚



ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,46 + 0,10)

ℎ𝑄𝑐 = 1,14 𝑚

131


𝐶𝑄𝑐 = 0,30𝐾𝑔/𝑚

Carga de columna


𝑄𝑐 = 1,14 𝑥 0,30

𝑄𝑐 = 0,34𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de cuele

𝑄𝑇𝑝 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁𝑐

𝑄𝑇𝑝 = (0,25 + 0,34)𝑥 4

𝑄𝑇𝑝 = 2,36 𝐾𝑔

Cantidad de carga para los barrenos de contracuele


de 0,35Kg/m.

Carga de fondo (Qf)

𝑄𝑓 = 0,45 𝐾𝑔



𝑚𝑒𝑥𝐴

𝑁𝑄𝑓 = 0,45

0,197


132




ℎ𝑓 = (22,86

100) 𝑥 3

ℎ𝑓 = 0,68 𝑚



ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,68 + 0,10)

ℎ𝑄𝑐 = 0,92 𝑚


𝐶𝑄𝑐 = 0,35𝐾𝑔/𝑚

Carga de columna


𝑄𝑐 = 0,92 𝑥 0,35

𝑄𝑐 = 0,32𝐾𝑔


𝑄𝑇𝑐𝑐 = (𝑄𝑓 + 𝑄𝑐)𝑥 𝑁𝑐𝑐

𝑄𝑇𝑐𝑐 = (0,45 + 0,32)𝑥 8

𝑄𝑇𝑐𝑐 = 6,16 𝐾𝑔

Resumiendo la cantidad de explosivo utilizado en los barrenos de las galerías

de nivel tenemos:

133

Tabla.32 Resumen de la cantidad de explosivo por disparo utilizado en las galerías de

nivel.

TIPO DE BARRENO N0 DE

BARRENOS

Carga de fondo

Total (Kg)

Carga de columna

Total (Kg)

Cuele 4 1,00 1,36

Contracuele 8 3,60 2,56

Destroza 4 2,40 0,84

Hastiales 4 1,20 0,64

Techo 3 0,90 0.41

Piso 3 2,46 1,92

Total de carga por

disparo

26 11,66 7,73


Tabla.33 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de la galería de

nivel.

INICIADORES MECHA

DEFLAGRANTE

CONECTORES FULMINANTES

UNIDAD (m/barreno) (unidad/barreno) (unidad/barreno)

CANTIDAD/BARRENO 2,1 1 1

TOTAL POR DISPARO 54,6 26 26


Carga Total

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝑄𝑓𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 + 𝑄𝑐𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 11,66 + 7,73

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 19,39 𝐾𝑔

Volumen de voladura (Vv)

𝑉𝑣 = 𝑆𝑣𝑜𝑙 𝑥 𝐴𝑟

𝑉𝑣 = 4,24 𝑥 1,6

𝑉𝑣 = 6,78 𝑚3

134

Costo de la carga explosiva para la voladura en galerías de nivel




Anfo 7,73 Kg 0,65 $/Kg 5,02 $









𝑇𝑐𝑒

𝐴𝑟



89,04 $

1,6 𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 55,65$/𝑚

Útiles de perforación en galerías de nivel

Tabla.35 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en galerías

de nivel.

PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDADES

Longitud de la galería de nivel Lgn 40 m

Número de barrenos por disparo Nb 26 -


perforación


1,8m

VUba 250 m de

perforación


135



siguiente fórmula:


𝑉𝑈𝑏𝑟


Entonces:

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑟


100





𝑉𝑈𝑏𝑎


Entonces:

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑎


250

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 4,16 ≈ 5 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

Se recomienda tener 5 barrenos en consideración por imprevistos que puedan

ocurrir en las operaciones de perforación.

136


Tabla.36 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en galerías de

nivel.

PÁRAMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)

Broca de cincel de 38 mm 11 75$/unidad 825




Costo de útiles de perforación por metro de avance



𝐶𝑇𝑈𝑃

𝐴𝑟



1575$

1,6𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 984,38$/𝑚

5.4.5.3 Chimeneas en la explotación minera

Como en el anterior caso de las galerías de nivel, en el caso de las chimeneas

se debe escoger la forma y el tipo de sección óptimo que se utilizará para

permitir el avance de la explotación.

La forma de las chimeneas será cuadrada, con una sección de 1,5m altura x

1,5m de ancho.

La sección luz es el producto de la altura y el ancho el cual es igual a 2,25m2.

La sección óptima será igual a la sección luz, pues no se necesita de

fortificación por la calidad del macizo rocoso.

La sección voladura es igual a:

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 1,03 𝑆𝐿𝑢𝑧

𝑆𝑣𝑜𝑙 = 2,32 𝑚2 ≈ 3 𝑚2

137

Diagrama de perforación

La malla de perforación para las chimeneas será mediante el cuele de tiros

paralelos con barreno central grueso (Grafico N.18), se toma en cuenta para

estos cálculos las fórmulas planteadas en el manual de voladura de EXSA.

Tabla.37 Cálculo del Burden y espaciamiento del cuele y contracuele de las chimeneas.

CUADRO N0 Cuele Contacuele

Valor de Burden (cm) 9,0 12,7

Espaciamiento (cm) 12,7 27,0


Gráfico N.18 Diseño de cuele y contracuele para perforación de las chimeneas


El número de barrenos se calcula, utilizando las formulas del manual de

EXSA.

Cálculo de barrenos de techo

Burden y espaciamiento

𝐵 = 0,70 𝑚

𝐸 = 0,77 𝑚

138

Retacado

𝑇 = 0,70𝑚

Número de barrenos de Techo

𝑁𝑇 = 3 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

Cálculo de barrenos de piso


𝐵 = 0,70 𝑚

𝐸 = 0,77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0,14𝑚

Número de barrenos de piso

𝑁𝑝 = 3 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

Cálculo de barrenos de los hastiales


𝐵 = 0,70 𝑚

𝐸 = 0,77 𝑚

Retacado

𝑇 = 0,70𝑚

Número de barrenos de los hastiales

𝑁ℎ𝑠𝑡 = 3 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠

139

Se considera que dos perforaciones en los hastiales corresponden al piso y

techo de la chimenea, es decir que el número de perforaciones para cada

hastial es de uno (Gráfico N.19).

Grafico N.19 Diagrama de disparo en las chimeneas.


Tabla.38 Resumen de la cantidad de explosivos por disparo utilizados en las

chimeneas.

TIPO DE BARRENO N0 DE BARRENOS SALIDA DE DISPARO

Cuele y contracuele 8 1,2,3,4,5,6,7,8

Hastiales 4 9

Techo 3 10,11

Piso 3 12,13

Vacío 1 -


140

CALCULO DE SUSTANCIA EXPLOSIVA PARA LOS

BARRENOS DE LAS CHIMENEAS

Dados los siguientes parámetros (Tabla N.39) podremos calcular la cantidad

de carga explosiva para los barrenos de la chimenea:

Tabla.39 Parámetros para el cálculo de la carga explosiva en barrenos de las

chimeneas.

PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDAD

Longitud del barreno Lb 1,8 m

Rendimiento de perforación Rperf 95 %

Longitud real de perforación Lrp 1,7 m

Rendimiento voladura Rvol 95 %

Avance real Ar 1,6 m


Long. Retacado barrenos de piso Tpiso 0,16 m

Long. Retacado barrenos hastiales Thst 0,80 m

Long. Retacado barrenos de techo Ttecho 0,80 m

Long. Retacado barrenos de cuele y contracuele Tc 0,10 m

Número de barrenos de piso Npiso 3 u

Número de barrenos hastiales Nhst 2 u

Número de barrenos de techo Ntecho 3 u

Número de barrenos de cuele Nc 4 u

Número de barrenos de contracuele Ncc 4 u

Masa en un cartucho de EXPLOGEL AMON MexA 0,197 Kg

Masa en un cartucho de ANFO MANFO 0,20 Kg

Long. De un cartucho de EXPLOGEL AMON LexA 22,86 cm


Cantidad de carga para barrenos de piso en las chimeneas

Carga de Fondo (Qfp)

𝑄𝑓𝑝 = 0,82 𝐾𝑔

141

Cantidad de cartuchos de explosivo en la carga de fondo



ℎ𝑓𝑝 = 0,46 𝑚

Longitud de carga de columna (hQc)

ℎ𝑄𝑐 = 1,08𝑚



Carga de columna

𝑄𝑐𝑝 = 1,09 𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de piso

𝑄𝑇𝑝 = 5,73𝐾𝑔

Cantidad de carga para barrenos de techo en las chimeneas

La carga de fondo es de 0,30 Kg y la concentración de carga de columna

es de 0,30 Kg/m.

Carga de Fondo (Qft)

𝑄𝑓𝑡 = 0,30𝐾𝑔




ℎ𝑓 = 0,23 𝑚


142

ℎ𝑄𝑐 = 0,67𝑚



Carga de columna

𝑄𝑐 = 0,20 𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de techo

𝑄𝑇𝑡 = 1,5 𝐾𝑔

Cantidad de carga para barrenos de los hastiales en las chimeneas


es de 0,35 Kg/m.

Carga de Fondo (Qfhs)

𝑄𝑓ℎ𝑠 = 0,30𝐾𝑔


𝑁𝑄𝑓ℎ𝑠 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

Longitud de carga de fondo (hfhs)

ℎ𝑓ℎ𝑠 = 0,23 𝑚


ℎ𝑄𝑐 = 0,67𝑚



Carga de columna

𝑄𝑐 = 0,23 𝐾𝑔

143

Carga total de los barrenos de los hastiales

𝑄𝑇ℎ𝑠 = 2,12 𝐾𝑔

Cantidad de carga para barrenos de cuele en las chimeneas


es de 0,30 Kg/m.

Carga de Fondo (Qfc)

𝑄𝑓𝑐 = 0,25𝐾𝑔


𝑁𝑄𝑓𝑐 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

Longitud de carga de fondo (hfhs)

ℎ𝑓𝑐 = 0,23 𝑚


ℎ𝑄𝑐 = 1,37 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑐 = 0,41 𝐾𝑔


𝑄𝑇𝑐 = 2,64 𝐾𝑔

144

Cantidad de carga para barrenos de contracuele en las chimeneas


es de 0,35 Kg/m.

Carga de Fondo (Qfcc)

𝑄𝑓𝑐𝑐 = 0,45𝐾𝑔


𝑁𝑄𝑓𝑐𝑐 = 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

Longitud de carga de fondo (hfcc)

ℎ𝑓𝑐 = 0,46 𝑚


ℎ𝑄𝑐 = 1,14 𝑚



Carga de columna

𝑄𝑐 = 0,40 𝐾𝑔

Carga total de los barrenos de los contracueles

𝑄𝑇𝑐 = 3,40 𝐾𝑔

En resumen en la Tabla N.40 tenemos la cantidad de explosivo por cada

tipo de barreno perforado:

145

Tabla.40 Resumen de la cantidad de explosivos por disparo utilizados en las

chimeneas.

TIPO DE BARRENO N0 DE

BARRENOS

Carga de fondo

Total (Kg)

Carga de columna

Total (Kg)

Cuele 4 1,00 1,64

Contracuele 4 1,80 1,60

Hastiales 2 0,60 0,46

Techo 3 0,90 0,90

Piso 3 2,46 3,27

Total de carga por

disparo

16 6,76 7,87


Tabla.41 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de las chimeneas.

INICIADORES MECHA

DEFLAGRANTE




TOTAL POR DISPARO 33,6 16 16


Carga Total de explosivo por cada voladura en la chimenea

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 13,99 𝐾𝑔

Volumen de voladura de chimenea (Vv)

𝑉𝑣 = 𝑆𝑣𝑜𝑙 𝑥 𝐴𝑟

𝑉𝑣 = 4,24 𝑥 1,6

𝑉𝑣 = 4,80 𝑚3

146





Anfo 7,87 Kg 0,65 $/Kg 5,12 $





Fuente: Catálogo EXPLOCEM C.A




𝑇𝑐𝑒

𝐴𝑟



55,01 $

1,6 𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 34,38 $/𝑚

Útiles de perforación en las chimeneas

Tabla.43 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en las

chimeneas.


Longitud de la chimenea Lch 15 m



perforación


1,8m

VUba 250 m de

perforación




siguiente fórmula:

147


𝑉𝑈𝑏𝑟

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑟


100





𝑉𝑈𝑏𝑎

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑎


250


Se recomienda tener tres barrenos en consideración de imprevistos que

puedan ocurrir en las operaciones de perforación.


148

Tabla.44Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en las

chimeneas.


Broca de cicel de 38 mm 5 75$/unidad 375



Fuente: Catálogo KRAHAM S.L y TECNOCHINA




𝐶𝑇𝑈𝑃

𝐴𝑟



675$

1,6𝑚


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 421,88$/𝑚

5.4.5.4 Franjas de Explotación

El diagrama de perforación es mediante tajo o rajo, la cara libre será una de

las caras de la chimenea (Grafico N.20).

El Burden se calcula mediante el modelo matemático de Pearse, que plantea

la siguiente fórmula:

𝐵 =𝐹𝑣 𝑥 𝐷𝑏

12𝑥 √

𝑃𝑑𝑒𝑡

𝑆𝑡𝑑, (𝑝𝑖𝑒𝑠)

Donde:

B: Burden (pies).

Db: Diámetro del barreno (plg).

Pdet: Presión de detonación de la carga explosiva (PSI).

Std: Resistencia a la tensión dinámica de la roca (PSI).

Fv: Factor de volabilidad.

149

La resistencia a la tensión dinámica está dada en función a la resistencia a la

compresión uniaxial (Ver tabla N.3), tal como se indica en la siguiente

formula:

𝑆𝑡𝑑 = 0,08 𝑅𝑐

Tenemos que la Resistencia a la Compresión Uniaxial es de 96,23 MPa.

Transformando a PSI:

𝑅𝑐 = 96,23 𝑀𝑃𝑎 𝑥 145,04 𝑃𝑆𝐼

1𝑀𝑃𝑎

𝑅𝑐 = 13957,2 𝑃𝑆𝐼

Entonces utilizando la Resistencia a la Compresión Uniaxial en la fórmula

de la resistencia a la tensión dinámica:

𝑆𝑡𝑑 = 0,08 (13957,2)

𝑆𝑡𝑑 = 1116,57 𝑃𝑆𝐼

Para el factor de volabilidad, está dado en función al índice de calidad de

roca ERQD, y este último se calcula mediante el producto del RQD y el JSF

en porcentaje. Estos valores se los tiene en los apéndices 3.9.9.2 y 3.9.9.7.

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 𝑅𝑄𝐷 𝑥 𝐽𝑆𝐹 (%)

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 95 𝑥 1 (%)

𝐸𝑅𝑄𝐷 = 95%

Entonces reemplazando en la fórmula de la volabilidad tenemos:

𝐹𝑣 = 1,96 − 0,27 ln(𝐸𝑅𝑄𝐷)

𝐹𝑣 = 1,96 − 0,27 ln(95)

𝐹𝑣 = 0,73

150

Para la presión de detonación de la carga explosiva, debemos de tomar en

cuenta la densidad y la velocidad de detonación del explosivo utilizado y la

formula es:

𝑃𝑑𝑒𝑡 = 432 𝑥 10−6𝑥 𝜌𝑒𝑥 𝑥 𝑉𝑑

2

1 + 0,8𝜌𝑒𝑥, 𝑀𝑃𝑎

Donde:

Vd: Velocidad de detonación del explosivo (m/s).

Ρex: Densidad del explosivo (g/cm3).

𝑃𝑑𝑒𝑡 = 432 𝑥 10−6𝑥 1,2 𝑔/𝑐𝑚3 𝑥 (2600𝑚

𝑠)2

1 + 0,8(1,2𝑔

𝑐𝑚3), 𝑀𝑃𝑎

𝑃𝑑𝑒𝑡 = 1787,95 𝑀𝑃𝑎

Transformando a PSI:

𝑃𝑑𝑒𝑡 = 1787,95 𝑀𝑃𝑎 𝑥 145,04 𝑃𝑆𝐼

1 𝑀𝑃𝑎

𝑃𝑑𝑒𝑡 = 259324,42 𝑃𝑆𝐼

Remplazamos los valores calculados anteriormente en la fórmula del burden,

así tenemos:

𝐵 =0,73 𝑥 1,5

12𝑥 √

259324,42

1116,57

𝐵 = 1,39 𝑝𝑖𝑒𝑠

Pasando a metros:

𝐵 = 1,39 𝑝𝑖𝑒𝑠0,3048𝑚

1 𝑝𝑖𝑒

151

𝐵 = 0,42 𝑚

𝐵 ≈ 0,40 𝑚

Para calcular el espaciamiento se da en función del Burden, así:

𝐸 = 1,3 𝐵

𝐸 = 1,3 𝑥 0,4

𝐸 = 0,5 𝑚

EL retacado será igual al valor del Burden, de 0,40 m.

.

Grafico N.20 Corte A-A1. Ubicación de la Franja de explotación.


Número de barrenos de la franja de explotación.

Tabla.45 Número de barrenos en la malla de perforación de la franja de explotación

LONGITUD DE MALLA DE

PERFORACIÓN

ANCHO DE LA FRANJA DE

EXPLOTACIÓN

NÚMERO DE

BARRENOS POR

PEGA

4m 2,5m 70


152

Malla de perforación para franja de explotación.

Gráfico N.21 Malla de perforación de la Franja de explotación en el bloque.


Se decidió utilizar una malla de perforación rectangular (Grafico N.21)

debido al tipo de sección que tiene la franja de explotación. El número de

perforaciones ha sido calculado considerando el Burden y el Espaciamiento

y adecuando a la sección voladura tenemos un total de 70 barrenos.

Carga en la malla de perforación de la franja de explotación.

Basado en las fórmulas que se proponen en el libro de voladura Sueca de

Rune Gustafsson, se utilizará como carga de fondo ANFO ALUMINIZADO

10%, y ocupará fulminantes ordinarios N.8 para la iniciación.

Los cálculos necesitarán los siguientes parámetros de la Tabla. 46:

153

Tabla.46 Parámetros para el cálculo de la carga en la franja de explotación.


Número de barrenos Nb 70 -

Potencia de Franja de explotación Pfr 2,5 m

Longitud de Franja de explotación Lfr 4 m

Burden B 0.4 m

Espaciamiento E 0.5 m

Retacado T 0.4 m


Rendimiento de voladura Rv 95 %

Rendimiento de perforación Rp 95 %

Longitud del barreno Lb 1.8 m


Carga de fondo

𝑄𝑓𝑒 =𝐷ℎ

2

1000

𝑄𝑓𝑒 =382

1000

𝑄𝑓𝑒 = 1,44 𝐾𝑔

Longitud de carga de fondo (hfe)

ℎ𝑓𝑒 = 1,3 𝐵

ℎ𝑓𝑒 = 1,3 (0.4)

ℎ𝑓𝑒 = 0,52 𝑚

Concentración de carga de fondo

𝐶𝐶𝑓𝑒 = 𝑄𝑓𝑒 𝑥 ℎ𝑓𝑒

𝐶𝐶𝑓𝑒 = 1,44 𝑥 0.52

𝐶𝐶𝑓𝑒 = 0,75 𝐾𝑔/𝑚

154

Carga de columna

𝑄𝑐 = 0,4𝑄𝑓𝑒

𝑄𝑐 = 0,4 (1,44)

𝑄𝑐 = 0,58 𝐾𝑔


ℎ𝑄𝑐 = 𝐿𝑏 − (ℎ𝑓𝑒 + 𝑇)

ℎ𝑄𝑐 = 1,8 − (0,52 + 0,4)

ℎ𝑄𝑐 = 0,88 𝑚

Concentración de Carga de columna

𝐶𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝑄𝑐

𝐶𝑄𝑐 = 0,88 𝑥 0,58


Resumen de la cantidad de explosivo utilizado en la voladura de la franja de

explotación (Tabla N.48).

Tabla. 48 Carga total en los barrenos realizados en la franja de explotación.

N0 DE BARRENOS Carga de fondo Total (Kg) Carga de columna Total (Kg)

70 100,8 40,56

155

Tabla.47 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de la franja de

explotación.

INICIADORES MECHA

DEFLAGRANTE




TOTAL POR DISPARO 147 70 70


Carga Total

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝑄𝑓𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 + 𝑄𝑐𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 100,8 + 40,56

𝑄𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 = 141.36 𝐾𝑔

Volumen de voladura (Vv)

𝑉𝑓𝑎 = 𝐿𝑓𝑟 𝑥 𝐿𝑏 𝑥 𝑃𝑓𝑟

𝑉𝑓𝑎 = 4 𝑥 1,8 𝑥 2,5

𝑉𝑣 = 18 𝑚3


Tabla.49 Costo de carga explosiva por cada voladura en la franja de explotación.


Anfo Aluminizado 10% 40,56 Kg 1,45 $/Kg 58,81 $


Mecha deflagrante 147 m 0,26 $/m 38,22$





156

Costo de explosivo por metro de avance en la explotación.


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 345,69

Útiles de perforación en la franja de explotación.

Tabla.50 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en la franja

de explotación.


Longitud de la franja de explotación Lfe 4 m



perforación


1,8m

VUba 250 m de

perforación


Fuente: Catalogo KRAHAM S.L Y TECNOCHINA


El número de brocas a utilizar en la franja de explotación está dado por la

siguiente fórmula:


𝑉𝑈𝑏𝑟

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑓𝑒 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑓𝑒𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑟


100


157




𝑉𝑈𝑏𝑎

𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑓𝑒 𝑥 𝑁𝑏

Entonces:

𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑓𝑒𝑥 𝑁𝑏

𝑉𝑈𝑏𝑎


250


Se recomienda tener tres barrenos en consideración de imprevistos que

puedan ocurrir en las operaciones de perforación.


Tabla.51 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en la franja de

explotación.


Broca de cicel de 38 mm 3 75$/unidad 225




Fuente: Catalogo KRAHAM S.L Y TECNOCHINA




𝐶𝑇𝑈𝑃

𝐴𝑟



675$

1,6𝑚

158


𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 421.87 $/𝑚

5.4.5 Método de explotación minera

El método de explotación que se utilizará será mediante arranque del mineral

y almacenamiento temporal de éste en los frentes de arranque y la variante

con ubicación del largo de las cámaras en dirección al ancho del yacimiento

dejando pilares entre ellas.

La descripción del método es la siguiente:

El piso se divide en bloques y este a su vez en cámaras y pilares, además de

los pilares entre cámaras también se deja pilares sobre la galería de transporte

y ventilación. Esta variante se utiliza en yacimientos de potencia mayor a

20m. La altura de los pisos depende de la estabilidad de la roca. El ancho de

los pilares depende de la altura de los bloques. (Ver Gráfico N.22)

160

El arranque en el bloque empieza en la franja inferior de altura 2 metros la

cual se corta a todo el ancho y largo de la cámara y está ubicada sobre el pilar

de la galería de trasiego. El material mineralizado es arrancado mediante

graderíos horizontales. Teniendo en cuenta que el macizo es estable el

arranque se realiza utilizando barrenos de 1,80 m de profundidad.

El largo de los graderíos es de 8 m con el objetivo de ampliar los trabajos de

perforación y el alto de 2,5 metros, luego de que se realizó la voladura es

necesario trasegar el 35% del mineral arrancado.

Para el sostenimiento de la galería de ventilación que coincide con la galería

del nivel 0, es necesario dejar un pilar de techo de ancho 3 metros.

Trasiego del mineral almacenado en la cámara

Luego del arranque del mineral y su almacenamiento, se continúa con el

proceso de trasiego hacia el sistema de transporte, sacando la misma cantidad

de mineral de todos los buzones para poder tener una superficie homogénea.

(Gráfico N.23).

161

Gráfico N.23 Trasiego del material en las cámaras de almacenamiento.


Antes de cada turno se debe controlar que no existan bóvedas (Gráfico N.24),

pues si estas existen pueden deformarse y ocasionar desplomes de los

buzones.

162

Gráfico N.24 Formación de bóvedas en el proceso de trasiego.


5.4.6 Producción diaria

Para calcular la producción diaria, se tomará en cuenta que se debe realizar

el trasiego del material mineralizado un 35% en la explotación.

𝑉𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = (𝑉𝑓𝑒) 𝑥 𝐾𝑒

Donde:

Vvolado: Volumen de material procedente de la voladura.

Vfe: Volumen de la franja de explotación.

Ke: Coeficiente de esponjamiento

El volumen de la franja de explotación fue calculado en el literal 5.4.5.4 y el

coeficiente se lo toma de la tabla N.3, asi remplazando en la ecuación anterior

tenemos:

𝑉𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = 18 𝑥 1,60

𝑉𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = 28,8 𝑚3

El tonelaje por cada voladura programada se calcula en función del producto

de el volumen en m3 por el peso específico que es de 2,85 Ton/m3.

163

𝑇𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = 𝑉𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 𝑥 𝜌

𝑇𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = 28,8𝑚3 𝑥 2,85 𝑇𝑜𝑛

𝑚3

𝑇𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑜 = 82,08 𝑇𝑜𝑛

Como se realizará dos turnos al día se tendrá dos veces el tonelaje es decir

alrededor de 164 Ton /día.

5.4.7 Ventilación de las labores minero-productivas

La ventilación en la minería subterránea es de vital importancia, ya que crea

un ambiente adecuado para el personal que se encuentra dentro de mina.

La ventilación para las labores dentro de la explotación se realiza mediante

el uso de ductos y ventiladores, los cuales alimentan de aire fresco a zonas

restringidas de la mina subterránea, y mediante las labores secundarias el aire

viciado es evacuado.

|

Gráfico.N.25 Sistema de ventilación impelente teórico

Tomado: Guía metodológica de seguridad para ventilación de mina. (Ing. Sergio

Andrade) SENARGEOMIN.

Se utilizará un sistema impelente (Gráfico N.25) el cual consta del ducto de

ventilación que baja por el pozo franqueado descrito anteriormente, llega a

las labores de transporte y a las ventanas de corte, y por las chimeneas que

conectan con la labor principal se dará la salida a los gases, aire contaminado

164

y polvo que se produce en las voladuras de las franjas de explotación

(Gráfico N.26).

Este sistema es uno de los más utilizados, dado que el ducto empleado es

flexible, de fácil instalación y desinstalación.

Gráfico.N.26 Sistema de ventilación en las labores de explotación.


5.4.7.1 Ventilación de los frentes de avance de las labores mineras

Cantidad de aire necesaria en los frentes

Es necesario realizar los cálculos que nos permitan conocer la cantidad de

aire óptima en los frentes de trabajo, en el que el personal se pueda

desempeñar de manera adecuada, sin poner en riesgo su salud.

La cantidad de aire se calcula mediante la fórmula:

𝑄𝑎 = 𝑁𝑝 𝑥 𝑉𝑎𝑝 𝑥 𝐾𝑎

Donde:

Qa: Cantidad de aire requerida en el frente de explotación.

Np: Número de personas que pueden estar simultáneamente en el frente.

165

Vap: Volumen de aire por persona.

Ka: coeficiente de seguridad en reserva de aire.

*Los valores se tomaron en otro sector de la mina que está en explotación,

que tiene características similares con el bloque a explotarse.

𝑄𝑎 = 12 𝑥 6 𝑥 1,40

𝑄𝑎 = 100,8 𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒/𝑚𝑖𝑛

Se debe tomar en cuenta las pérdidas de la cantidad de aire en la manga de

ventilación, en función a la longitud de las labores de nivel.

𝑄𝑎𝑝 = 𝑄𝑎 𝑥 (1 +%𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎 𝑥 𝐿

100)

Donde:

Qap: Cantidad de aire con pérdidas.

%perdida: Porcentaje de pérdida de la manga de ventilación por cada 100m.

L: Longitud hasta el final del frente de avance.

𝑄𝑎𝑝 = 𝑄𝑎 𝑥 (1 +0,05 𝑥 70

100)

𝑄𝑎𝑝 = 103,91𝑚3 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒/𝑚𝑖𝑛

Dependiendo del número de personas, ya establecido en los cálculos

anteriores, y el volumen de aire para cada persona por minuto, entonces el

volumen se calculará en base a la relación de la cantidad de aire con las

perdidas. Así:

𝑄𝑎𝑝1 = 𝑄𝑎𝑝

𝑁𝑝 𝑥 𝑉𝑎𝑝

𝑄𝑎𝑝1 = 100,4

12 𝑥 6

166

𝑄𝑎𝑝1 = 1,39

Depresión del ventilador

Para las galerías de nivel de sección cercana a 4 m2, se recomienda utilizar

una manga de ventilación de 0,4m de diámetro a razón del posible aumento

de labores tanto en extensión, como en profundidad.

Para la depresión del ventilador, tenemos que utilizar la fórmula siguiente:

𝜂 = 6,5 𝑥 ∝ 𝑥 𝐿 𝑥 𝑄𝑎𝑝1

2

Ф5

Donde:

𝝶: Depresión del ventilador.

α: Coeficiente de resistencia de la ventilación en las paredes de la manga.

(0,00015 < α <0,00020).

L: Longitud de la galería hasta la chimenea de entre bloques.

Qap1: Cantidad de aire en el frente con pérdidas.

Ф: Diámetro de la manga de ventilación.

𝜂 = 6,5 𝑥 0,00020 𝑥 100 𝑥 1,392

0,45

𝜂 = 17,17𝐾𝑔/𝑚2

Potencia del motor para el ventilador

Los parámetros que se necesitan conocer, que influyen en la eficiencia del

motor son: la altitud y la temperatura de la zona donde estará ubicado el

ventilador.

167

El proyecto está ubicado a una altura de 905 m.s.n.m y la temperatura

promedio es de 220C, para la eficiencia del motor se asume un porcentaje del

80%.

La potencia del motor del ventilador se calcula con la fórmula:

𝐾𝑣 = 1,05 𝑥 𝑄𝑎𝑝1 𝑥 𝜂

102 𝑥 𝜖

Donde:

𝝶: Depresión del ventilador.

Qap1: Cantidad de aire en el frente con pérdidas.

ϵ: Eficiencia del motor estimado.

𝐾𝑣 = 1,05 𝑥 1,39𝑥 17,17

102 𝑥 0,80

𝐾𝑣 = 0,30

𝐻𝑃𝑚𝑜𝑡𝑜𝑟 = 1,343 𝑥 𝐾𝑣

𝐻𝑃𝑚𝑜𝑡𝑜𝑟 = 0,41 ≈ 1𝐻𝑃

5.4.8 Transporte del mineral explotado

El volumen de mineral que se extrae por día se toma de lo calculado en el

apéndice 5.4.5, es decir alrededor de 60 Ton/día.

La cantidad de vagones disponibles, los tiempos de carga, de acarreo, de

descarga y maniobra se tomaron en el campo en otros frentes de arranque.

El acarreo del mineral se hará manualmente, esto quiere decir que los

vagones serán empujados sobre un sistema de rieles (Ver Gráfico N.27),

desde los buzones de trasiego del frente de explotación hasta el buzón

principal de alimentación que conecta al pozo, para luego proceder con el

levantamiento del balde por el winche, se deposita el mineral en un buzón en

168

el primer nivel, para que luego alimentar a las vagonetas de la locomotora y

transportar por la línea principal, al buzón de almacenamiento del mineral en

stock, que se encuentra a 200 m de la bocamina.

Gráfico.N.27 Transporte del mineral por medio de vagones.


Para cuando toda la franja de explotación en la extensión del bloque haya

sido explotada, se toma en cuenta que los buzones de trasiego deben de

extraerse la misma cantidad de material de cada uno para poder evitar la

formación de bóvedas.

169

Tabla.52 Numero de viajes por cada voladura de la franja de explotación.

LABOR

Tonelaje de

voladura

Vagones

disponibles

Número de

viajes

Tiempo de

maniobra

Tiempo de

desalojo

Tv n N0 viajes t tdesalojo

Ton unidades Viajes/vagón min horas

Franja de

explotación

60 5 12 9 1,8


5.4.9 Equipo y maquinaria requerida

5.4.9.1 Perforación neumática

Se usa una perforadora neumática manual de la marca TECNOCHINA

modelo YT-28 tipo Jack Leg que trabaja mediante percu-rotación en donde

la energía es distribuida en el golpe del pistón en la culata de la barra y el

giro que se produce en el barreno.

El uso de este modelo se aplica a los agujeros de perforación horizontalmente

o con la inclinación en rocas con la dureza media y alta (f=8-18). El diámetro

de los agujeros de voladura es generalmente 34-42 milímetros, y la

profundidad de los agujeros eficaces y económicos varía hasta 1.2m.

Este tipo de maquinaria generalmente trabaja con un brazo neumático

FT160BD que ayuda en el mejor manejo del martillo. (Tomado del catálogo

de TECNOCHINA.)

5.4.9.2 Compresor

En la mina Frente Adriano se trabaja con compresores marcas DOSSAN

XP375WCU y un compresor ATLAS COPCO XAS 375 JD6 (Fotografía. 6).

170

Fotografía.5 Zona de compresores de la Mina frente Adriano

Fuente: Jefferson Romero, 2016.

5.4.9.3 Útiles de perforación

Los útiles de perforación son todos los elementos que sirven de complemento

en los trabajos de perforación.

Los más empleados son las barras, brocas, manguitos de acoplamiento y

adaptadores de culata.

En los trabajos de perforación del proyecto se utilizarán barrenos de 1.80m

en labores de preparación y explotación y para labores de acceso de 1,20m.

Según lo anterior mencionado se deberá de describir la elección del tipo de

barras y brocas de perforación posteriormente.

5.4.9.4 Elección del tipo de Barrenos

Para definir un tipo de barreno adecuado para la perforación del pozo se debe

tener en cuenta la calidad de la roca en la que se está trabajando, esto se

171

analizó anteriormente en la clasificación del macizo rocoso y se tomará como

calidad de roca BUENA.

El tipo de barreno usado también lo determina el martillo perforador que se

utiliza. A razón de esto se cuenta con la misma marca del martillo (YT_28

TECNOCHINA) que requiere barrenos hexagonales en este caso

utilizaremos una barra de longitud 1.2m para los avances en el pozo, y 1.8m

para las siguientes labores en la explotación del bloque (Tabla.53).

Tabla.53 Características de las barras

Longitud (mm) Diámetro de la punta (mm) Peso Aproximado (kg)

1200 38 4.5

1800 38 6.5


Fuente: Catalogo TECNOCHINA

5.4.9.5 Elección del tipo de Brocas

Se debe considerar para la elección de las brocas factores como la resistencia

de la roca, perforabilidad, abrasividad que producen el deterioro de los útiles

de perforación. Se considera también las estructuras presentes en el macizo

rocoso y sus características mineralógicas, determinando los minerales

abrasivos que existan.

En la construcción del pozo se ocupará brocas de botones de carburo de

tungsteno marca KRHAM de 38 mm ya que son utilizados para la apertura

de labores mineras subterráneas en rocas de buena calidad (Tabla. 54).

Cuenta con 5 botones en el contorno y dos centrales, y dos orificios de

barrido uno en el centro y uno en la parte superior de la broca.

172

Tabla.54 Tipos de brocas de botones.

Fuente: Catálogo KRHAM S.L

173

5.4.10 Personal necesario

La mano de obra que intervendrá directamente en la operación de

preparación y explotación del bloque serán:

Ingeniero de Minas

Ingeniero Geólogo

Supervisor del proyecto

Técnico Electricista

Perforista

Ayudante de perforación

Obrero

Enmaderador

Ayudante de enmaderación

Mecánico

Buzonero

Winchero

Conductor de locomotora

Se necesitará para los respectivos cálculos: el salario nominal, días promedio

mensuales y días laborables al año.

Los días laborables se obtienen restando de los días del año menos los días

feriados decretados, y vacaciones de los trabajadores.

5.5 Parámetros económicos – financieros

Para la estimación económica del proyecto se considerará todos los costos

directos e indirectos y así tener un costo total o costo de producción para

conocer la viabilidad del proyecto.

Los costos son el resultado de la sumatoria de las inversiones que se realizara

para la adquisición de todos los elementos necesarios para el avance del

proyecto, cumpliendo la normativa técnica y legal.

Para el proyecto de diseño de explotación de la Mina Adriano en la zona

denominada Bloque de Oro, se realizaran diferentes actividades de

preparación y explotación del campo minero, tales como: Perforación y

voladura, colocación de sostenimiento, Guías de levantamiento, instalación

de agua y electricidad, ventilación y desagüe, ubicación y colocación de

rieles.

Para este análisis económico se considera los costos unitarios de cada

actividad realizada, y la contabilización de los costos por mano de obra, por

174

insumos y materiales, costos de equipos requeridos y maquinaria y gastos

administrativos.

5.5.1 Costos de mano de Obra

Para los costos de mano de obra se parte de un salario nominal, contando con

los beneficios sociales que este tiene por ley.

Partiremos del costo de la mano de obra de un perforista (Tabla.55) y luego

se analizará para todo el personal requerido en la mina frente Adriano.

Tabla.55 Salario Real de pago de un perforista

Días en el año 365 días

Jornada 22 días

Días libres al mes 8 días

Vacaciones por año 15 días

Días festivos 1 días

Enfermedad y permisos 4 días

Días no laborables 116 días

Días laborables 249 días

Turnos por día 2 guardias

Guardias por mes 44 guardias

Guardia 18 $/guardia

Guardias extras 0 guardias

Días doblados 0 días

Horas extras 0 horas

Salario Nominal (SN) 792 $/mes

Salario Nominal por dia 26.05 $/día lab.

Factor de mayoración (fm) 0.32

SN x fm 8.34 $/día lab.

Décimo tercer sueldo 729 $/año

3.18 $/día lab.

Décimo cuarto sueldo 1.51 $/día lab.

Aporte patronal 631.31 $/año

2.54 $/día lab.

Fondo de reserva 3.18 $/día lab.

Salario Real 44.79 $/día

Factor real de pago (FR) 1.71

Horas trabajadas por día 6 horas

SALARIO POR HORA 7.47 $/h


En la tabla N.50, se resume los costos de mano de obra de un perforista,

tomando el salario nominal dependiendo del cargo de ocupación en la mina.

175

Según los cálculos realizados anteriormente se resumen el costo de mano de

obra (Tabla.56) para todos los cargos que se ocupará en las operaciones

mineras de explotación de la mina.

Tabla.56 Resumen de costos de mano de obra

CARGO

SALARIO

NOMINAL

FACTOR

REAL DE

PAGO

COSTO

POR

HORA

COSTO

POR DIA

SALARIO

REAL

($/mes) ($/h) ($/día) ($/mes)

Ing. De Minas 1500 1.65 10.16 81.27 2470.59

Ing. Geólogo 1500 1.65 10.16 81.27 2470.59

Supervisor de proyecto 1140 1.69 7.92 63.35 1925.89

Técnico Electricista 900 1.70 6.29 50.34 1530.37

Perforista 792 1.71 5.56 44.49 1352.6

Ayudante de

perforación 704 1.70 4.93 39.47 1200.01

Obrero 720 1.61 4.76 38.05 1156.76

Jefe de emaderación 1200 1.68 8.3 66.43 2019.61

Ayudante de

enmaderación 768 1.60 5.05 40.38 1227.55

Buzonero 768 1.60 5.05 40.38 1227.55

Winchero 433 1.83 3.26 26.05 791.84

Chofer de volquete 900 1.70 6.29 50.34 1530.37

Conductor de

locomotora 433 1.83 3.26 26.05 791.84

TOTAL 80.99 647.87 19695.57


5.5.2 Costo de materiales (EPP) e insumos

Se analizara los costos de todos los materiales entre estos el equipo de

protección personal (EPP), y las herramientas que se utilizaran en el

proyecto.

El EPP se calcula el costo por día, mediante el costo unitario y su vida útil

(Tabla.57).

176

Tabla.57 Costos de Equipo de protección personal EPP.

MATERIALES (EPP) Precio Unitario Vida Útil Costo diario Costo horario

$ Meses $/día $/h

Casco 10.11 10 0.03 0.0042

Guantes 5.06 0.50 0.33 0.0416

Respirador 20.70 6.00 0.11 0.0142

Filtros 15.99 1.00 0.53 0.0657

Retenedores de polvo 1.60 0.50 0.11 0.0132

Protección de retenedor 1.00 6.00 0.01 0.0007

Linterna personal 71.99 12.00 0.20 0.0247

Ropa refractiva 18.50 10.00 0.06 0.0076

Orejeras 33.66 6.00 0.18 0.0231

Botas 19.32 10.00 0.06 0.0079

Tapón de oídos 1.67 1.00 0.05 0.0069

Costo por hora del EPP 0.21


Tabla.58 Costos de la herramienta menor de Mina

INSUMOS Precio Unitario Vida Útil Costo diario Costo horario

$ Meses $/día $/h

Flexómetro 5.43 2 0.09 0.01

Combo 9.32 2 0.16 0.02

Cuchillo 4.40 2 0.07 0.01

Llave universal 12.87 2 0.21 0.03

Alicate 4.05 2 0.07 0.01

TOTAL 0.08


Todos los cálculos de los materiales e insumos se tomaron en cuenta la vida

útil y el costo unitario para el cálculo del costo horario (Tabla.58).

5.5.3 Costos de equipos y maquinaria

Tabla.59 Costos de maquinaria y equipos para el proyecto.

MAQUINARIA Precio Unitario Vida Útil Costo diario Costo horario

$ meses $/día $/h

Perforadora 1200 6 6.67 1.111

Accesorios de perforadora 96 1 3.18 0.531

Compresor 97000 120 26.94 4.491

Bomba 3090 36 2.86 0.477

Ventilador 3500 96 1.22 0.203

Winche 65000 96 22.57 3.762

Brújula 630 60 0.35 0.058

Vagones 1200 12 3.33 0.556

Costo por hora la maquinaria 11.187


177

En el costo del equipo y la maquinaria se toma en cuenta 6 horas de trabajo,

dos turnos cada día (Tabla.59).

5.5.4 Costos unitarios para cada actividad en la preparación del

campo minero

5.5.4.1 Costo Pozo (Labor de acceso)

178

Tabla.60 Costo Unitario calculado para la perforación del pozo.

PERFORACIÓN

Rubro de análisis Avance de pega Descripción Perforación

Rendimiento 19 (m-perf/h) No. De turnos 1

Unidad a obtener

($/m-perf)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Incidencias por el No. De labores

Personal Costo por hora Salario real Alimentación Total Rendimiento

Costo unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-perf/h) ($/m-perf)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 19 0.05

1 5.00% Ayudantes de Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 19 0.04

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 19 0.32

2 100% Ayudantes de perf.

9.87 9.87 0.96 10.83 19 0.57

TOTAL 0.97

b) Equipo

Descripción Costo por hora

Marca Rendimiento Costo Unitario

($/h) (m-perf/h) ($/m-perf)

Martillo perforador 1.1 YT-27 19 0.06

Compresor 4.49 DOSSAN

XP375 19 0.24

EPP 0.21 Varios 19 0.01

Herramienta menor 0.08 Varios 19 0.00

TOTAL 0.31

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio Unitario Cantidad Costo Unitario

($/unidad) Unidad/m-perf

($/m-perf)

Barrenos Unidades 150 0.005 0.75

Brocas Unidades 75 0.01 0.75

Varios Global 0.1 1 0.10

TOTAL 1.60

TOTAL COSTOS DIRECTOS 2.88 ($/m-perf)

2. COSTOS INDIRECTOS

Descripción % Costo Unitario

($/m-perf)

Administrativos 10 0.29

Varios (Imprevistos) 3 0.09

TOTAL COSTOS INDIRECTOS 0.37

($/m-perf) 3. COSTO UNITARIO TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-perf) 2.88

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-perf) 0.37

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-perf) 3.25

179

Tabla.61 Costo Unitario calculado para carga de S.E y Disparo del pozo.

CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO PARA EL

POZO

Rubro de análisis Avance de pega 1.1 Descripción Carga y

disparo

Rendimiento 54 (m-carg/h) No. De turnos 1

Unidad a

obtener ($/m-carg)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Incidencias por el No. De

labores Personal

Costo por

hora

Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo

unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 54.00 0.02

1 5.00% Ayudantes de

Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 54.00 0.01

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 54.00 0.11

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 54.00 0.20

TOTAL 0.34

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca

Rendimiento Costo Unitario

($/h) (m-perf/h) ($/m-carg)

EPP 0.21 Varios 54 0.004


TOTAL 0.01

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad

Cantidad

Costo

Unitario

($/unidad) (Unidad/pega) (u/m-carg)

($/m-carg)

Fulminante N.8 Unidades 0.26 24 1

0.26

Mecha deflagrante m 0.26 50.4 1

0.26

Adaptador SOFTRON Unidades 1.45 30 1

1.45

Conectores Unidades 0.47 24 1

0.47

Explogel Amon 1 1/4 x 8" Kg 4.36 11.94 0.42

1.83

SOFTRON Unidades 1.45 30 1

1.45

Emulsen 910 Kg 0.65 7.68 0.31

0.20

1.97

TOTAL COSTOS DIRECTOS 2.32 ($/m-carg) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-carg)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.30

($/m-carg) 3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-carg) 2.32

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-carg) 0.30

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-carg) 2.62

180

Tabla.62 Costo Unitario calculado para Limpieza y Desalojo del pozo.

LIMPIEZA Y DESALOJO

Rubro de análisis Avance de Limpieza y desalojo Descripción limpieza y

desalojo

Rendimiento 8 (Ton/h) No. De turnos 1

Unidad a

obtener ($/h)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (Ton/h) ($/Ton)

4 100.00% Obreros 19.04 19.04 1.92 20.96 8.00 2.62

1 10.00% Ayudante. de

Ing 3.74 0.37 0.05 0.42 8.00 0.05

TOTAL 2.67

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (Ton/h) ($/m-carg)

EPP 0.21 Varios 8.00 0.026

Herramienta menor 0.08 Varios 8.00 0.010

TOTAL 0.04

TOTAL COSTOS DIRECTOS 2.71 ($/Ton)

2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

($/Ton)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.35

($/Ton) 3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/Ton) 2.71

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/Ton) 0.35

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/Ton) 3.06

181

Tabla.63 Costo Unitario calculado para las Instalaciones del pozo.

INSTALACIONES (Eléctricas, Tuberías y Escaleras)

Rubro de análisis Avance de Instalación 1m Descripción Instalaciones

Rendimiento 2 (m-inst/dia) No. De turnos 1

Unidad a

obtener ($/m-inst)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-inst/dia) ($/m-inst)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 2 0.44

1 10% Ayudante de

Ing. 3.75 0.37 0.48 0.85 2 0.43

4 100% Obreros 19.04 19.04 1.92 20.96 2 10.48

TOTAL 11.35

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (m-inst/h) ($/m-inst

EPP 0.21 Varios 2 0.11


TOTAL 0.21

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad Costo Unitario

($/unidad) (unidad/m-

inst) ($/inst)

Cables m 1.25 2 2.50

Escaleras m 9.54 1 9.54

Focos unidad 1.5 0.2 0.30

Tuberías m 0.25 1 0.25


TOTAL 12.99

TOTAL COSTOS DIRECTOS 24.54 ($/m-inst) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

($/m-inst)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 3.19

($/m-inst) 3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-inst) 24.54

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-inst) 3.19

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-inst) 27.73

182

Tabla.64 Costo Unitario calculado para la Implementación del sistema de

levantamiento del pozo.

IMPLEMENTACION LEVANTAMIENTO

Rubro de análisis Instalación Levantamiento Descripción Levantamiento

Rendimiento 32 (global/T.trabajo) No. De turnos 1

Unidad a

obtener ($/global)

1. COSTOS

DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Incidencias por el

No. De labores Personal Costo por hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (global/T.trabajo) ($/global)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 32 28.16

1 10% Ayudante de Ing. 3.75 0.37 0.48 0.85 32 27.20

4 100% Obreros 19.04 19.04 1.92 20.96 32 670.72

TOTAL 726.08

b) Equipo

Descripción

Precio Unitario

Marca

Cantidad Costo

Unitario

($/unidad) (Unidad/global) ($/global)

Winche 4500 JSC CR-111

1 4500

EPP 40.32 Varios 1 40.32

Herramienta menor 48 Varios 1 48.00

TOTAL 4588.32

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio Unitario Cantidad Costo

Unitario

($/unidad) (Unidad/global) ($/global)

Guías de lev. m 2.5 70 175

Cable Winche m 4.97 50 248.5

Pernos Unidad 1.25 280 350


TOTAL 773.50

TOTAL COSTOS DIRECTOS 6087.90 ($/global)

2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/global)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 791.43

($/m-global) 3. COSTO

UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/global) 6087.90

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/global) 791.43

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/global) 6879.33

183

Costo total del pozo

Tabla.65 Costo total de la construcción del pozo.

COSTOS POZO

Costos 1 Costos Unitarios Cantidad del trabajo realizado Costos Pozo

Costos de Perforación 3.25 1890 m-perf 6142.5

Costo carga de S.E y Disparo 2.62 1890 m-carg 4951.8

Costo de limpieza y desalojo 3.06 341.6 Ton 1045.3

Costo de instalaciones 27.73 35 m-inst 970.55

Costo Levantamiento 6879.33 Total 6879.33

COSTO TOTAL POZO ($) 19989.48


Costo de la preparación del bloque de oro

184

Tabla.66 Costo Unitario de Perforación de las labores de preparación.

PERFORACIÓN DE LABORES DE PREPARACIÓN

Rubro de analisis Avance de pega 1.7 Descripción Perforación


Unidad a

obtener ($/m-perf)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-perf/h) ($/m-perf)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 19 0.05


Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 19 0.04

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 19 0.32

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 19 0.57

TOTAL 0.97

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca





XP375 19 0.24

EPP 0.21 Varios 19 0.01


TOTAL 0.31

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio


($/unidad) Unidad/m-

perf ($/m-perf)



Varios Global 1 1 1.00

TOTAL 2.65

TOTAL COSTOS DIRECTOS 3.93 ($/m-perf) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-perf)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.51

($/m-perf) 3. COSTO UNITARIO

TOTAL




185

Tabla.67 Costo Unitario de carguío de S.E y disparo de las labores las labores de nivel

CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO (LABORES

DE NIVEL)

Rubro de análisis Avance de pega (1,7m) Descripción Carga y

disparo


Unidad a

obtener ($/m-carg)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 54 0.02


Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 54 0.01

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 54 0.20

TOTAL 0.34

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca



EPP 0.21 Varios 54 0.004


TOTAL 0.01

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad

Cantidad

Costo

Unitario


($/m-carg)


0.26


0.26


0.47


1.09

ANFO Kg 0.65 7.73 0.3

0.20

0.52


INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-carg)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.11


TOTAL




186

Tabla.68 Costo Unitario de carguío de S.E y disparo de las labores chimeneas.

CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO

(CHIMENEAS)

Rubro de análisis Avance de pega (1,7m) Descripción Carga y

disparo


Unidad a

obtener ($/m-carg)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 54 0.02


Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 54 0.01

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 54 0.20

TOTAL 0.34

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)

EPP 0.21 Varios 54 0.004


TOTAL 0.01

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad

Cantidad

Costo

Unitario


($/m-carg)


0.26


0.26


0.47


1.09

ANFO Kg 0.65 7.87 0.3

0.20

0.52


INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-carg)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.11


TOTAL




187

Tabla.69 Costo Unitario de colocación de rieles en galerías de nivel.

COLOCACION DE RIELES

Rubro de análisis Colocación de rieles Descripción Colocación de

rieles

Rendimiento 1 (m- riel/h) No. De turnos 2

Unidad a

obtener $/m-riel

1. COSTOS

DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Incidencias por el No.

De labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-riel/h) ($/m-riel)

1 10% Sup. Proyecto 7.92 0.79 0.48 1.27 1 1.27

1 10% Ayudantes de Ing 3.74 0.37 0.48 0.85 1 0.85

1 100% Jefe de colocación de

rieles 8.30 8.30 0.48 8.78 1 8.78

2 100% Ayudantes de

colocación de rieles 9.87 7.60 1.44 9.04 1 9.04

TOTAL 19.95

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca

Rendimiento Costo

Unitario

($/h) (m-riel/h) ($/m-riel)

Soldadora 3.32 WEG 1 3.32



TOTAL 3.61

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio Unitario Cantidad Costo

Unitario

($/m-riel) (unidad/m-

riel) ($/m-riel)

Rieles SUPRASTEEL m 16 2 32.00

TOTAL 32.00

TOTAL COSTOS DIRECTOS 55.56 ($/m-riel) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-riel)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 7.22

($/m-riel) 3. COSTO

UNITARIO TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-riel) 55.56

TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-riel) 7.22

PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-riel) 62.78

188

Tabla.70 Costo Unitario de ventilación en labores de preparación.

VENTILACIÓN

Rubro de análisis Avance 1 m de ventilación Descripción Ventilación

Rendimiento 1 (m-vent/h) No. De turnos 2

Unidad a

obtener $/h

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-vent/h) $/h

1 10.00% Sup. Proyecto 7.92 0.79 0.48 1.27 1 1.27

1 10.00% Ayudantes de Ing 3.74 0.37 0.48 0.85 1 0.85

1 100% Instalador 4.76 4.76 0.48 5.24 1 5.24

1 100% Ayudantes de

Insalador 4.76 4.76 0.96 5.72 1 5.72

TOTAL 13.09

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (m-vent/h) $/h

Ventilador 0.27 Varios 1 0.27



TOTAL 0.77

c) Materiales

Descripción Unidad


($/unidad) (u/h) $/h

Manga de ventilación m 20 0.08 1.60

Accesorios y acoples Unidades 1.5 0.25 0.38

Soporte Unidades 1 0.08 0.08

Varios Global 2 0.08 0.16

TOTAL 2.22

TOTAL COSTOS DIRECTOS 16.07 $/h 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

$/h



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 2.09

$/h 3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS $/h 16.07

TOTAL COSTOS INDIRECTOS $/h 2.09

PRECIO UNITARIO PROPUESTO $/h 18.16

189

Tabla.71 Costo Unitario de Desagüe en labores de preparación.

DESAGÜE

Rubro de análisis Avance Desagüe Descripción Desagüe

Rendimiento 2 (m-inst/h) No. De turnos 2

Unidad a

obtener $/m-inst

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-inst/h) ($/m-inst)

1 10% Sup. Proyecto 7.92 0.79 0.48 1.27 2 0.64

1 10% Ayudantes de Ing 3.74 0.37 0.48 0.85 2 0.43

1 100% Instalador 4.76 4.76 0.48 5.24 2 2.62

1 100% Ayudantes de

Instalador 4.76 4.76 0.96 5.72 2 2.86

TOTAL 6.54

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (m-inst/h) ($/m-inst)

Bomba neumática 2 in 0.358 Varios 2 0.18



TOTAL 0.43

c) Materiales

Descripción Unidad


($/unidad) (u/m-inst) ($/m-inst)

Tubería Unidades 2.5 1 2.50

Accesorios y acoples Unidades 1.5 3 0.50

Soporte Unidades 1 1 1.00


TOTAL 6.00

TOTAL COSTOS DIRECTOS 12.97 ($/m-inst) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-inst)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 1.69

$/m-inst 3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-inst) 12.97

TOTAL COSTOS INDIRECTOS $/m-inst 1.69

PRECIO UNITARIO PROPUESTO $/m-inst 14.66

190

Costo total de labores de preparación

Tabla.72 Costo Total para labores de preparación.

COSTOS PREPARACIÓN

Costos 1 Costos Unitarios

Cantidad del Trabajo realizado

Costos Totales

Costos de Perforación 4.44 7560 m-perf 33566.40

Costo de Voladura (Labores de Nivel) 0.98 3120 m-carg 3057.60

Costo de Voladura (Chimenea) 0.98 960 m-carg 940.80

Costo Rieles 62.78 120 m-riel 4279.20

Costo Ventilación 18.16 155 m-vent 2814.80

Costo Desagüe 14.66 70 m-inst 1026.20

COSTO TOTAL PREPARACIÓN ($) 37564.80

Costos unitarios de producción de la Fase de explotación.

191

Tabla.73 Costo Unitario de la perforación de la franja de explotación.

PERFORACIÓN (FRANJA DE EXPLOTACIÓN)

Rubro de analisis Avance de pega (1.7) Descripción Perforación


Unidad a

obtener ($/m-perf)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-perf/h) ($/m-perf)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 19 0.05


Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 19 0.04

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 19 0.32

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 19 0.57

TOTAL 0.97

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca





XP375 19 0.24

EPP 0.21 Varios 19 0.01


TOTAL 0.31

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio


($/unidad) Unidad/m-

perf ($/m-perf)




TOTAL 2.50

TOTAL COSTOS DIRECTOS 3.78 ($/m-perf)

2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/m-perf)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.49

($/m-perf) 3. COSTO UNITARIO

TOTAL




192

Tabla.74 Costo Unitario del carguío de la S.E y disparo de la franja de explotación.

CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO (FRANJA DE

EXPLOTACIÓN)

Rubro de análisis Avance de pega (1,7m) Descripción Carga y disparo


Unidad a

obtener ($/m-carg)

1. COSTOS

DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal Costo por hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)

1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 54 0.02


Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 54 0.01

1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11

2 100% Ayudantes de

perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 54 0.20

TOTAL 0.34

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca



EPP 0.21 Varios 54 0.004


TOTAL 0.01

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad

Cantidad Costo Unitario


($/m-carg)


0.26

Mecha deflagrante m 0.26 147 1

0.26


0.47


6.28

ANFO Kg 0.65 40.56 0.58

0.38

0.52


INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

($/m-carg)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.11


TOTAL




193

Tabla.75 Costo Unitario del transporte interno del mineral.

TRANSPORTE DEL MINERAL HACIA LA LINEA PRINCIPAL

Rubro de analisis Avance de transporte Descripción Transporte del

escombro

Rendimiento 10 Ton/h No. De turnos 2

Unidad a

obtener ($/Ton)

1. COSTOS

DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Incidencias por el No.

De labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) Ton/h ($/Ton)

1 10% Ing de Minas 3.74 0.37 0.48 0.85 10 0.09

1 100% Winchero 3.26 3.26 0.48 3.74 10 0.37

3 100% Obreros 14.27 14.27 1.14 15.41 10 1.54

TOTAL 2.00

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) Ton/h ($/Ton)

Winche 32.21 JSC CR-111 10 3.22

EPP 0.63 Varios 10 0.06


TOTAL 3.29

TOTAL COSTOS DIRECTOS 5.29 ($/Ton) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo Unitario

($/Ton)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.69


TOTAL




194

Tabla.76 Costo Unitario del transporte del mineral hacia la superficie.

TRASNPORTE DEL MINERAL DESDE EL BUZON 4 A LA

SUPERFICIE Rubro de analisis Avance de transporte Descripción Transporte

Rendimiento 13.6 (Ton/h) No. De turnos 2

Unidad a

obtener $/Ton

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (Ton/h) ($/Ton)

1 100% Locomotorista 3.26 3.26 0.48 3.74 13.6 3.636

2 100% Obreros 9.51 9.51 0.86 10.37 13.6 0.763

TOTAL 4.40

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (Ton/h) ($/Ton)

Compresor 1.74 Varios 13.6 0.13

EPP 0.42 Varios 13.6 0.03


TOTAL 0.16

TOTAL COSTOS DIRECTOS 4.56 ($/Ton)

2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

($/Ton)



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.59


TOTAL




195

Tabla.77 Costo Unitario del transporte del mineral hacia la planta de Beneficio.

TRASNPORTE DEL MINERAL DESDE LA MINA FRENTE

ADRIANO A LA PLANTA DE BENEFICIO "LA ORQUIDEA"

Rubro de analisis Transporte Descripción Transporte

Rendimiento 45 (Ton/h) No. De turnos 3

Unidad a obtener $/Ton

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra

No. Personal


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (Ton/h) $/Ton

1 Chofer del Volqueta 4.00 1.92 23.68 45 1.90

TOTAL 1.90

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (Ton/h) $/Ton

Volqueta 168.75 Varios 45 3.75

TOTAL 3.75

TOTAL COSTOS DIRECTOS 5.65 $/Ton

2. COSTOS INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

$/Ton



TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 0.73

($/h)

3. COSTO UNITARIO

TOTAL

TOTAL COSTOS DIRECTOS $/Ton 5.65

TOTAL COSTOS INDIRECTOS $/Ton 0.73

PRECIO UNITARIO PROPUESTO $/Ton 6.38

196

Tabla.78 Costo Unitario del procesamiento del mineral.

PROCESAMIENTO DE MINERAL EN LA PLANTA Rubro de análisis Procesamiento de mineral Descripción Procesamiento

Rendimiento 55 (Ton/día) No. De turnos 3

Unidad a

obtener ($/Ton)

1. COSTOS DIRECTOS

a) Mano de Obra


labores Personal

Costo por

hora


unitario

($/h) ($/h) ($/h) (Ton/día) ($/Ton)

1 100% Ing.

Metalurgista 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11

1 100% Ing. Químico 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11

4 100% Obreros 19.74 19.74 1.92 21.66 54 0.40

TOTAL 0.62

b) Equipo

Descripción

Costo por hora

Marca


($/h) (Ton/día) ($/Ton)

Planta 80 Varios 2.8 28.57

EPP 0.21 Varios 2.8 0.08


TOTAL 28.68

c) Materiales

Descripción Unidad

Precio

Unitario Cantidad

Rendimiento

Costo

Unitario

($/unidad) (Unidad/Ton) (Ton/día) ($/Ton)

Químicos Global 15 1 2.8

42.00

42.00

TOTAL COSTOS DIRECTOS 71.30 ($/Ton) 2. COSTOS

INDIRECTOS

Descripción %

Costo

Unitario

($/Ton)

Administrativos 10 7.13 z


TOTAL COSTOS

INDIRECTOS 9.27


TOTAL




197

Costo total de Explotación y Beneficio

Tabla.79 Costo Total de producción.

COSTOS 1

COSTOS DIRECTOS DE MINA

Costo de Perforación 3.28 $/Ton

Costo de Voladura 0.75 $/Ton

Costo de Transporte Interno 11.14 $/Ton

Costo de transporte Mina-Planta de beneficio 6.38 $/Ton

Costos de Servicios Varios 0.65 $/Ton

Costos de Administración 2.22 $/Ton

COSTO TOTAL MINA 24.42 $/Ton

Depreciación de Equipos 2.30 $/Ton

TOTAL COSTOS 1 26.72 $/Ton

COSTOS PLANTA

Costo tratamiento Mineral 80.57 $/Ton

Costo Administración Planta 8.06 $/Ton


COSTOS IMPUESTOS

Regalías 5.19 $/Ton

Patentes 0.15 $/Ton

Otros impuestos 6.15 $/Ton


TOTAL COSTOS DE PRODUCCION 126.84 $/Ton Autor: Jefferson Romero, 2017.

5.5.5 Ley de corte del Mineral

La ley de corte es la ley mínima explotable que debe tener un bloque

mineralizado para ser considerado como reserva mineral. También se la

especifica como la ley de utilización más baja que proporciona a la operación

198

minera una utilidad mínima. Antes del cálculo de la ley de corte se debe

analizar el punto de equilibrio.

Punto de equilibrio

Se trata de la producción necesaria para recuperar toda la inversión realizada

y cubrir los costos de producción (Tabla.75).

Tabla.80 Parámetros para el cálculo de la ley de corte.

PARAMETROS VALOR UNIDAD

Reservas 881056 Ton

Ritmo de producción Anual (T) 64216 Ton

Ley media del yacimiento (L) 5,10 g-Au/TM

Inversión del proyecto Minero (CF) 3´000000 $

Costo Unitario de producción (Cu) 126,84 $/TM

Precio del gramo de Oro (p) 39.91 $/g-Au

Porcentaje de recuperación de la planta de beneficio (R)

85

%

Fuente: Información Empresa PLANBEORO S.A

𝑇 =𝐶𝐹

(𝐿 𝑥 𝑝 𝑥 𝑅 − 𝐶𝑢)

𝑇 =3´000000

(5.10 𝑥 39,91 𝑥 0.85 − 126.84)

𝑇 = 64977,47 𝑇𝑜𝑛

El grado de riesgo del punto de equilibrio se calcula en función de las

reservas así:

𝑅𝑖𝑒𝑠𝑔𝑜 =𝑇

𝑅𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎𝑠

𝑅𝑖𝑒𝑠𝑔𝑜 =64977,47 𝑇𝑜𝑛

881056 𝑇𝑜𝑛

𝑅𝑖𝑒𝑠𝑔𝑜 = 7%

La ley de corte es el contenido de metal útil, que permite cubrir los costos

para:

199

Recuperar la Inversión

Costos de operación

Utilidad mínima considerada por la empresa

𝐿𝑒𝑦 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 =(𝐶𝐹 + 𝐶𝑢 𝑥 𝑇) + (9%𝐼𝑛𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑜𝑛 𝑥 3𝑎ñ𝑜𝑠)

𝑇 𝑥 𝑝 𝑥 𝑅

𝐿𝑒𝑦 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 =(3´000000 + 126,84 𝑥 881056) + 810000

881056 𝑥 39,91 𝑥 0,85

𝐿𝑒𝑦 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 = 3,87 𝑔 𝐴𝑢/𝑇𝑜𝑛

5.5.6 Inversión necesaria

Para la realización de la preparación y explotación del bloque de oro

demandara la inversión de los siguientes rubros:

Maquinaria

Para las labores mineras del frente Adriano se utilizarán los siguientes

equipos resumidos en la Tabla. 81:

Tabla.81 Costo Unitario para la maquinaria inicial.


Inversión de la planta de beneficio

La planta de beneficio “La Orquídea” se lo toma como un costo fijo para el

cálculo de financiamiento y la amortización del proyecto minero.

MAQUINARIA

MARCA/MODELO PRECIO UNITARIO

3 Perforadora TECNOCHINA/YT-28

1200

Accesorios de perforadora TECNOCHINA/YT-28

96

1 Compresor DOSSAN XP375WCU

97000

1 Bomba ANDRITZ 3090

1 Ventilador VAV-AIRTEC 3500

1 Winche JSC CR-111

65000

1 Brújula BRUNTON 630

8 Vagones STROJFERR /JDV 1200

4 Volquetes HINO- FS1ELSD-MAX 3341 548000

TOTAL 719716

200

Considerando los equipos como bombas, válvulas, hidrociclones,

trituradoras, sistema de cribado, alimentadores, Molinos, Tanques de

agitación, bandas transportadoras, clasificadores, Celdas de flotación,

espesadores, y toda la infraestructura necesaria para el tratamiento del

mineral se valora un costo fijo de 2´000000 de dólares de Inversión.

Costo de la Infraestructura Minera

El costo de accesos y labores de preparación se toma de la Tabla N.60 y N67.

En total será una inversión 57554.28 dólares iniciales para la explotación del

yacimiento.

Total de Inversión

El total de la inversión para la explotación, será igual a la suma del costo

total de la maquinaria a utilizarse, la planta de beneficio, y el costo de la

infraestructura minera .También se considera los sueldos del personal por el

primer mes de proyecto. Este monto es de 2’777270,28$.

A este valor anterior se le sumará un costo de imprevistos y costos varios

para poder tener la inversión final de 3’000000 de dólares.

5.5.7 Financiamiento y Amortización de la inversión

El financiamiento se dará con un préstamo a una entidad bancaria para cubrir

los costos de compra de la maquinaria y los materiales necesarios para el

inicio del proyecto (Tabla.82).

Las condiciones de crédito serán las siguientes:

Plazo: 5 años

Interés: 8%

Calcularemos y determinaremos la amortización de la inversión (maquinaria,

materiales e insumos), calculados con la siguiente formula:

𝑀 = 𝑆𝑜 [𝑖(1 + 𝑖)𝑛

(1 + 𝑖)𝑛 − 1]

Donde:

M: Valor Actualizado, Recuperación anual de inversión + Interés.

i: Interés (12%).

So: Monto Total de la inversión a recuperarse.

201

n: Número de cuotas (5).

𝑀 = 3′000000 [0,12(1 + 0,12)5

(1 + 0,12)5 − 1]

𝑀 = 832229,2 $/𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

Tabla.82 Amortización de la inversión inicial.

AÑO INTERES CUOTA CAPITAL DEUDA

- - - 3000000.00

1 360000.00 832229.20 472229.20 2527770.80

2 303332.50 832229.20 528896.70 1998874.10

3 239864.89 832229.20 592364.31 1406509.79

4 168781.17 832229.20 663448.03 743061.76

5 89167.41 832229.20 743061.79 0


5.5.8 Ingresos y egresos provenientes de la explotación minera

Los ingresos de la explotación minera se analizarán mediante la producción

anual proveniente del mineral explotado en el proyecto.

𝐼𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = 64216𝑇𝑜𝑛 𝑥5,10𝑔𝐴𝑢

𝑇𝑜𝑛𝑥

39,91$

𝑔𝐴𝑢𝑥 0,85

𝐼𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = 11′110000.53$

Los egresos se calcularán mediante el pago de la inversión inicial más el

costo de operación de producción.

𝐸𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 =126,84$

𝑇𝑜𝑛 𝑥 64216

𝑇𝑜𝑛

𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙+

832229,2$

𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

𝐸𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = 8′977386,64 $

La utilidad bruta se la calcula mediante la diferencia entre Ingresos y egresos.

𝑈𝑏 = 𝐼𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 − 𝐸𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

𝑈𝑏 = 11′110000.53 − 8′977386,64

𝑈𝑏 = 2′132613,89$

Según la Ley de Minería:

Trabajadores: 10% Ub = 213216,39

202

Comunidad: 5% Ub= 106630,69

Impuesto a la renta: 22% Ub=469175,06

Restando estos rubros a la Utilidad Bruta tenemos:

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑠𝑝𝑢é𝑠 𝑑𝑒 𝑖𝑚𝑝𝑜𝑠𝑖𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠 = 𝑈𝑏 − 𝐼𝑚𝑝𝑜𝑠𝑖𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠 𝑑𝑒 𝑙𝑒𝑦

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑠𝑝𝑢é𝑠 𝑑𝑒 𝑖𝑚𝑝𝑜𝑠𝑖𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠 = 2′132613,89 − 789022,14

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑠𝑝𝑢𝑒𝑠 𝑑𝑒 𝑖𝑚𝑝𝑜𝑠𝑖𝑐𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠 = 1′343591,75$

5.5.9 Tasa interna de retorno (TIR)

La tasa Interna de Retorno (TIR) es la tasa de interés o rentabilidad que

ofrece una inversión. Es decir el porcentaje de beneficio o pérdida que tendrá

la inversión para las cantidades que no se han retirado del proyecto.

El TIR es la tasa de descuento “d” que iguala la siguiente ecuación:

∑𝐼𝑣𝑖

(𝑖 + 𝑑)𝑖= ∑

𝑉𝑖 − 𝐶𝑝𝑖

(1 + 𝑑)𝑖

𝑖=𝑛

𝑖=1

𝑖=𝑛

𝑖=1

Vi: Ventas de toda la vida del proyecto.

Cpi: Costos de producción de toda la vida del proyecto.

Ivi: Inversiones de toda la vida del proyecto.

d: % Tasa de descuento.

Tabla.83 Flujo de Caja o cash flow para el cálculo del VAN.

DESCRIPCION Inversión DISTRIBUCION ANUAL

ANOS 0 1 2 3 4 5

ORIGEN DE FONDOS

Préstamo a largo plazo 3000000

Ventas (Vi) 11110000.53 11665500.56 12248775.58 12861214.36 13504275.08

USO DE FONDOS

Inversión fija 2000000

Capital de operación 1000000

Costos de producción (Cpi) 8977386.64 9426255.972 9897568.771 10392447.21 10912069.57

Pago préstamo a largo plazo 832229.2 832229.2 832229.2 832229.2 832229.2

UTILIDAD BRUTA= Vi-Cpi 1300384.69 1407015.385 1518977.614 1636537.954 1759976.312


203

5.5.10 Valor actual neto (VAN)

El VAN es la suma de flujos de caja actualizados de un periodo de tiempo

menos la inversión inicial. Se calcula para determinar la factibilidad del

proyecto analizando si el resultado es positivo o negativo (Tabla.83).

Se representa mediante la fórmula:

𝑉𝐴𝑁 = ∑𝐹𝑖

(1 + 𝑑)𝑖

𝑛

𝑖=1

− 1

Donde:

Fi: Flujo de caja en el periodo de tiempo i. ($)

d: Tasa de descuento.

I: Inversión Inicial. ($)

i: Período de tiempo.

N: Período final.

La tasa de descuento (d) escogida es del 11%.

Tabla.84 Flujo de caja actualizada.

PERIODO FLUJO DE CAJA FLUJO DE CAJA ACTUALIZADO (Fi) Σ

1 1300384.69 1171517.74 1171517.74

2 1407015.38 1267581.43 2439099.17

3 1518977.61 1368448.30 3807547.47

4 1636537.95 1474358.52 5281905.98

5 1759976.31 1585564.25 6867470.23 Autor: Jefferson Romero, 2017.

Remplazamos el valor de la sumatoria final de los flujos de caja (Ver

Tabla.84) para calcular el VAN mediante la fórmula, se tiene:

I: 3’000000$ Sumatoria de todas la Inversiones.

𝑉𝐴𝑁 = 6′867470,23 − 3′000000

𝑉𝐴𝑁 = 3′867470,23 $

De acuerdo a la naturaleza del VAN, el numero positivo indica que es un

proyecto viable y rentable.

204

5.5.11 Rentabilidad del proyecto

Según el Art.408 de la constitución la empresa no puede ganar más que el

estado.

En este proyecto se cumple la ley debido a que el estado recibe 1’526841,49$

que es un valor mayor a la Utilidad Neta que recibe la empresa minera.

Luego del análisis de la cantidad de reservas probadas, la ley media, ley de

corte, costos de producción, costos de preparación del bloque a explotar,

ventas, TIR y el VAN, se calculará la rentabilidad del proyecto de diseño de

explotación, en función de la utilidad neta y la inversión total, así:

𝑅𝑒𝑛𝑡𝑎𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 =𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑁𝑒𝑡𝑎

𝐼𝑛𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑜𝑛 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙𝑥 100

𝑅𝑒𝑛𝑡𝑎𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 =1′343591,75

3′000000𝑥 100

𝑅𝑒𝑛𝑡𝑎𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 = 44,79%

205

CAPÍTULO VI

6. IMPACTOS DEL PROYECTO

6.1 Impactos técnicos

Se analizan los efectos que sé que se obtendrán luego de poner en marcha el

proyecto, y estos son:

Aprovechamiento del recurso mineral, por medio de la aplicación del diseño

de explotación adecuado.

Disminución de la dilución, consecuente a la práctica de voladuras

controladas, y también a la colocación de la carga correcta en cada barreno,

y la cantidad de taladros en cada disparo.

Mayor recuperación del mineral por el uso de la tecnología, y maquinaria

actualizada para la explotación de los frentes de trabajo.

6.2 Impactos social- económicos

El aprovechamiento del mineral de la mina Frente Adriano tendrá un impacto

económico tanto para la empresa PLANBEORO S.A, como para la

comunidad del sector El Guayabo, generando fuentes de empleo para las

poblaciones aledañas.

Se estimará en el plano económico utilizar de manera eficiente la inversión

inicial, y aplicar con bases técnicas y prácticas la explotación del mineral, y

así obtener la mayor rentabilidad posible.

6.3 Impactos ambientales

Se debe asegurar que los problemas potenciales sean identificados y tratados

en la fase inicial y durante el proceso de la planificación y diseño del

proyecto; poniendo a consideración las alternativas para el mejor desempeño

de la mina.

206

Para minimizar el impacto ambiental de la explotación minera subterránea,

se considera:

Control de aguas subterráneas: Que debe abarcar algunos aspectos:

Control de escorrentías y procesos erosivos.

Bombeo de agua del interior mina, para llevarla a las piscinas de

sedimentación y tratamiento.

Prevenir la contaminación de las aguas subterráneas y las

superficiales.

Seguridad del personal:

Evaluación del estado de las cámaras y galerías para preservar la

seguridad.

Inspección de la maquinaria y el equipo que se utilizara dentro y fuera

de la mina.

Capacitación del obrero y operadores para realizar sus tareas en las

labores mineras.

207

CAPÍTULO VII

7. CONCLUCIONES, RECOMENDACIONES Y GLOSARIO

7.1 Conclusiones

El área minera específicamente en el frente Adriano se tiene estudiado

e identificando un tren estructural de una mineralización con dirección

N45oE que consiste en brechas hidrotermales en los contactos entre

gneis e intrusivos diorìticos con alteraciones de pirita, pirrotina,

calcopirita, arsenopirita y cuarzo sericìtica. La mineralización es el

resultado del relleno de fisuras y fallas preexistentes, cuya

mineralización se relaciona con fluidos mineralizantes, los mismos

que cuentan con leyes de Au principalmente y de Ag y Cu como

minerales accesorios.

Para el análisis de la calidad del macizo rocoso se tomó datos de

campo, y se hizo ensayos de muestras en el laboratorio de mecánica

de rocas de la Universidad Central del Ecuador, para determinar el

peso específico, coeficiente de esponjamiento y la resistencia al

cizallamiento.

Los datos obtenidos de las diferentes clasificaciones muestran que el

macizo rocoso está compuesto litológicamente de rocas no foliadas

(brechas), presenta una calidad buena, los valores de RMR (69) y Q

(46), las correlaciones entre estos 2 sistemas de clasificación

presentaron datos similares. Para el presente informe se han analizado

los resultados, manteniendo un criterio conservador, se concluye que

la roca es de CALIDAD BUENA.

El sistema de explotación subterránea elegido para el mayor

aprovechamiento del bloque de oro es con arranque de mineral con

espacio abierto, utilizando la variante de ubicación del largo de las

cámaras en dirección al ancho del yacimiento.

208

El tonelaje extraíble para un bloque de mineral es de 1200 Toneladas,

por el sistema de explotación escogido se dejará entre pilares y

umbrales 446,88 Ton que representa el 37,16% de reservas en los

mismos, pero que se recuperará los mismos posteriormente para

aumentar la rentabilidad del proyecto.

En las galerías de nivel, chimeneas, ventanas de corte, el diagrama de

disparo propuesto es el cuele de tiros paralelos con barreno central

grueso, consiste en perforar un barreno central de mayor diámetro que

no se cargará y actuará como cara libre al momento de la voladura. Al

no contar con una broca de diámetro requerido (60mm), se realizará

la perforación de 3 barrenos juntos de 38mm para simular lo anterior.

Existe una excepción en los diagramas de disparo, pues el pozo de

preparación será diferente la malla de perforación, este requerirá uno

de los tipos de voladuras más usuales y con mejor efectividad

denominada cuele en cuña o en V, con una voladura de precorte. La

razón es la mayor eficiencia de este tipo de diagramas en labores

inclinadas.

Para la perforación y voladura de la franja de explotación, se propuso

una perforación de tajo o rajo de 4 m de largo por 2,5m de ancho, se

decidió utilizar una malla de perforación rectangular debido al tipo de

sección que tiene la franja de explotación. El número de perforaciones

ha sido calculado considerando el Burden y el Espaciamiento y

adecuando a la sección voladura tenemos un total de 70 barrenos.

Para la producción diaria se analiza mediante el volumen de la franja

de explotación y el coeficiente de esponjamiento, esto será igual a 164

Ton/día. Se toma en cuenta que se debe dejar una superficie uniforme

en el bloque de explotación así que se deberá trasegar solo el 35 % de

mineral que exista en las cámaras de almacenamiento.

209

El costo total unitario de producción por tonelada de mineral es de

126,84$, esto tomado únicamente de la fase de explotación más el

proceso de beneficio y el pago de impuestos de atentes y regalías

anuales.

La ley de corte es de 3,87 g-Au/Ton, que sirve para recuperar la

inversión inicial y cubrir los costos de operación y obtener una utilidad

mínima la cual es considerada por la empresa.

De acuerdo a la naturaleza del VAN, el número positivo calculado

indica que es un proyecto muy viable y rentable.

La rentabilidad del proyecto es del 44,79% lo que indica que la

relación entre los ingresos y egresos anuales dada la cantidad de años

de vida útil de la mina, es adecuado para ponerlo en ejecución, con los

valores de producción planteados y la ley de corte calculada.

7.2 Recomendaciones

Realizar trabajos de exploración desde la base del bloque de mineral

explotado, para identificar mineralización y evaluar reservas posibles,

probables y probadas, para efectuar una planificación de operaciones

mineras a largo plazo.

Realizar muestreo sistemático cada dos metros de avance la las

galerías de preparación, para su respectivo análisis en el laboratorio,

para confirmar los estudios previos de exploración por sondeos.

Cumplir con las normas de seguridad dentro y fuera de la mina Frente

Adriano, para evitar incidentes o accidentes que pueden presentarse,

y así contar con el bienestar necesario para todo el personal.

Aplicar el presente proyecto, mediante los parámetros que se han

determinado, para el óptimo desarrollo de explotación en la mina

Frente Adriano.

210

7.3 Glosario

Barrenos.- barras de acero que sirve para transmitir la fuerza de golpe de la

máquina de perforar hasta la broca para agujerar peñascos o sondear terrenos.

Barreno.- agujero elaborado con la barrena. Barrido.- retiro de los residuos

de perforación que se encuentran en el fondo del barreno con ayuda de agua

o aire a presión.

Buzón/es.- labores mineras que sirven para almacenar mineral o roca estéril.

Carga de columna.- es la longitud de carga de explosivo que generalmente

tiene menor poder rompedor que la carga de fondo y su función principal es

desplazar la roca.

Carga de fondo.- se denomina carga de fondo a la longitud de la carga de

explosivo que generalmente tiene alto poder rompedor. Su función principal

es fracturar la roca y se coloca al final del barreno.

Contracuele.- se considera a los tres cuadrantes siguientes al cuele.

Costo unitario.- valor económico que se genera al realizar una actividad en

relación de su respectiva unidad.

Cuadrante.- forma que describen los barrenos perforados junto al cuele.

Cuele.- barreno o barrenos centrales. Puede ser de mayor diámetro que el

resto de barrenos y usualmente no está cargado con sustancia explosiva,

convirtiéndose en la primera cara libre en la voladura de una excavación

subterránea.

Culata.- parte de la barrena que está en contacto con el pistón percutor del

martillo perforador. De esta manera se transmite la percusión a través de la

barrena hacia la broca de perforación.

Dirección de buzamiento.- ángulo horizontal medido desde el norte con

respecto a la proyección de la línea de máxima pendiente en el plano

horizontal.

Excavación.- realizar en el yacimiento cualquier tipo de labor minera.

Franquear.- construcción de cualquier labor minera.

Fulminantes.- los fulminantes o cápsulas detonadoras son casquillos

metálicos cerrados en un extremo en el cual contienen una carga explosiva

de gran sensibilidad, por ejemplo, fulminato de mercurio.

211

Galería.- perforación horizontal, vertical y/o ligeramente inclinada

destinada para llegar al mineral y servir como vía de evacuación del mismo

y del personal.

Hastiales.- cara lateral de una excavación.

Macizo rocoso.- masa de materia mineral sólida que forma parte de la

corteza terrestre.

Mecha lenta.- cordón flexible que contiene pólvora y por el cual se transmite

el fuego a una velocidad uniforme hasta el detonador.

Mina.- excavación que tiene como propósito la explotación económica de

un yacimiento mineral, la cual puede ser a cielo abierto, en superficie o

subterránea.

Mineral.- Sustancia homogénea originada por un proceso genético natural

con composición química, estructura cristalina y propiedades físicas

constantes dentro de ciertos límites.

Pega.- sinónimo de avance en una labor por voladura.

Perforación.- proceso en el que se agujera la roca (barrenos) para cargarlos

de explosivos.

Piedra.- distancia entre barrenos de diferente función.

Pozo.- labor vertical o muy inclinada (de alto manteo) muy utilizada en las

minería subterránea y en obras civiles, que sirve de comunicación entre la

mina subterránea y la superficie exterior con la finalidad de subir o bajar al

personal, material, equipos y el mineral.

Retacado.- Llenado y apisonado de los barrenos con materiales inertes para

confinar los explosivos.

Rumbo.- ángulo horizontal medido entre el norte y la dirección en la que

avanza cualquier estructura.

Sustancia explosiva.- se conoce a la dinamita usada para quebrar la roca

(Explogel Amón, Emulsen 910 y Explogel de contorno)

Roca de caja.- se dice de la roca o del material de vena que prácticamente

no contiene minerales de valor recuperables, que acompañan a los minerales

de valor y que es necesario remover durante la operación minera para extraer

el mineral útil.

212

Sistema de levantamiento.- maquinaria utilizada para levantar, bajar,

empujar o tirar cargas, siempre que cumpla con exigencias mínimas de

seguridad.

Socavón: Galería que en escava en un cerro o monte que se realiza en

explotaciones subterráneas.

Sostenimiento.- se refiere al uso estructural de ciertos elementos para

controlar la deformación o la caída de la roca de techo y paredes en las

labores subterráneas.

Transporte.- Movilización o desplazamiento de materiales como mena,

carbón, estéril, insumos y otros, de un lugar a otro por cualquier medio

manual o mecanizado.

Ventilación.- proceso de proveer aire necesario para generar un ambiente

minero aceptable.

Voladura.- proceso de arranque del mineral o estéril con ayuda de sustancias

explosivas.

Yacimiento.- es una acumulación natural de una sustancia mineral o fósil,

cuya concentración excede el contenido normal de una sustancia en la

corteza terrestre (que se encuentra en el subsuelo o en la superficie terrestre)

y cuyo volumen es tal que resulta interesante desde el punto de vista

económico, utilizable como materia prima o como fuente de energía.

213

CAPÍTULO VIII

8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS

8.1 Bibliografía impresa

Rock Mechanics for Underground Mining Brady, B.H.G., Brown,

E.T. Kluwer Academic Publishers. 1999.

Gonzáles de Vallejo, L., Ferrer., M., Oteo, C., Ortuño, L. (2002).

Ingeniería Geológica, 21-22

J.M. Insúa, Apuntes – Master Ingeniería geológica- Tectónica frágil y

macizos fisurados.

Barton N. 1995.The influence of joint properties in modelling jointed

rock masses.

Bieniawski ZT. 1989. Engineering rock mass classifications: a

complete manual for engineers and geologists in mining, civil and

petroleum engineering. NewYork: Wiley, 251 p.

Palmstrom, A. 2005. Measurements of and Correlations between

Block Size and Rock Quality Designation (RQD).

Tunnels and Underground Space Technology 20 362‐ 377.

Pronin V.I., Derevyashkin I.V. [2002]. Fundamentos Tecnológicos de

los Trabajos Mineros. Rusia – Moscú, editorial RUDN.

Mashkovcev I.L. [1996]. Aerología y Normas de Seguridad Minera

para Minas y Canteras. Rusia – Moscú, editorial RUDN.

ZALDUMBIDE Marco, Sistemas de explotacion Subterránea I y II.

Quito Ecuador.(Texto de clases).

Atlas Copco. Aplicación de los Útiles de Perforación. Manual de

Perforación de Rocas. Suecia.

Explocem C.A. Explosivos y Accesorios. Cotopaxi- Ecuador.

SOSA Humberto (1988). Técnicas y Tecnologías de los Trabajos de

Voladuras en las Minas. Quito- Ecuador.

214

8.2 Anexos

ANEXO 1

RESULTADOS DE ENSAYOS DE LABORATORIO

221

ANEXO 2

SONDAJES JDH-13 Y GY-02

222

ODIN MINING & EXPLORATIONAREA MINERA: EL GUAYABO LONGITUD: 629122.6 E FECHA INICIO: 05\abril\95

POZO #: NEWMONT LATITUD: 9606058 N FECHA FINAL: 08\abril\95

INCLINACION: 60 ° ALTURA: 1020.984 m.s.n.m. GEOLOGO POZO: Rudi Jahoda

DIRECCION: 125 °

Prof. Geología Descripción Muestra #: Desde: Hasta: Au dupl Au Ag Cu Pb Zn As Suc.Mag. Batch (Odin) Prof.

1 Sin recuperación de testigo. 0.02 1

2 1.52 0.05 2

3 0.05 3

4 Roca fuertemente oxidada. 0.04 4

5 Roca fuertemente oxidada. 44364 1.52 6.09 0.4 138 42 268 227 0.05 5

6 6.09 0.19 6

7 O O O 0.10 7

8O O O O ? Brecha cuarcítica oxidada 44365 6.09 9.14 145 0.7 143 73 451 1180 0.10 8

9 O O O 0.08 9

10 + + + 9.14 0.10 10

11 + + 44366 9.14 12.19 26 <0.2 108 22 274 115 0.03 11

12 + + + 0.04 12

13 + + 0.05 13

14 + + + Intrusivo (tonalítico) meteorizado. 44367 12.19 15.24 39 0.3 145 9 473 49 0.03 14

15 + + 0.11 15

16 + + + 0.03 16

17 + + 44368 15.24 18.29 42 0.5 91 5 408 104 0.03 17

18 + + + 0.02 18

19 + + 0.05 19

20 + + + 19.81 44369 18.29 19.81 22 0.7 238 17 459 16 0.07 20

21 O O O 44370 19.81 21.34 37 0.8 107 16 464 96 0.05 21

22O O O O Brecha cuarcítica oxidada 0.04 22

23 O O O 23.2 44371 21.34 24.39 82 0.8 52 22 367 64 0.01 23

24 + + + 0.09 24

25 + + Intrusivo (tonalítico) meteorizado. 0.03 25

26 + + + 44372 24.39 25.91 79 0.8 111 19 557 41 0.10 26

27 + + 44373 25.91 27.43 28 0.3 99 21 1194 25 0.10 27

28 27.65 0.07 28

29 O O O 44374 27.43 28.96 30 0.6 88 17 744 82 0.04 29

30O O O O 44375 28.96 30.49 14 0.8 83 20 666 106 0.13 30

31 O O O 0.08 31

32 O O O 44376 30.49 32.01 139 1.1 73 10 594 331 0.05 32

33O O O O 1.7 0.06 33

34 O O O 0.10 34

35 O O O 44378 33.53 35.06 23 1.4 62 17 491 102 0.03 35

36O O O O 70 0.14 36

37 O O O 0.15 37

38 O O O 44380 36.58 38.10 66 3.5 115 24 393 501 0.09 38

39O O O O 0.05 39

40 O O O 44381 38.10 39.63 26 2.1 128 33 314 743 0.01 40

41 O O O 44382 39.63 41.15 13 1.5 87 8 217 54 0.07 41

42O O O O 0.03 42

43 O O O 44383 41.15 42.68 83 1.4 57 16 148 276 0.03 43

44 O O O 44384 42.68 44.21 50 1.6 62 30 484 191 0.02 44

45O O O O 0.08 45

46 O O O 44385 44.21 45.73 17 0.4 32 22 547 41 0.03 46

47 O O O 44386 45.73 47.26 55 0.6 74 29 463 51 0.19 47

48O O O O 0.11 48

49 O O O 44387 47.26 49.26 104 2.3 176 46 379 366 0.23 49

50O O O O 0.05 50

51O O O O 50.3 - 51.3 44388 49.26 51.30 19 0.3 35 18 103 21 0.12 51

52 O O O 0.25 52

53O O O O 0.04 53

54 O O O Brecha cuarcítica algo oxidada. 44389 51.30 53.35 45 0.2 44 20 228 15 0.07 54

55O O O O 0.11 55

56 55.58 - 55.90: Brecha negra (andalucitas) 44390 53.35 55.35 630 702 14.1 1142 32 770 10000 0.12 499 56

57 O O O Brecha cuarcítica algo oxidada. 0.04 57

58O O O O 58 44391 55.35 57.40 59 23 0.2 49 10 131 63 0.08 499 58

59 O O O 0.08 59

60O O O O 44392 57.40 59.45 820 497 6.9 240 97 361 3000 0.07 499 60

61 O O O 0.06 61

62 O O O Brecha cuarcítica con alteración semi-destructiva 44393 59.45 61.45 716 450 2.5 66 13 581 10000 0.16 499 62

63O O O O (cuarzo, silicita, carbonato, sulfuros) 0.05 63

64 O O O 44394 59.45 61.45 596 601 7.7 165 12 184 4090 0.19 499 64

65 O O O 0.12 65

66O O O O 44395 61.45 65.54 404 711 7.7 146 25 183 1940 0.50 499 66

67O O O O 0.23 67

68O O O O 44396 65.54 67.54 67 0.4 27 19 447 189 0.15 68

69O O O O 69.4 - 69.9 m. Intrusivo tonalítico 3.29 69

70 + + + 44397 67.54 69.59 293 1.2 72 14 661 618 0.26 70

71 O O O 0.22 71

72O O O O Brecha cuarcítico gris. 44398 69.59 71.64 65 0.3 18 8 444 121 0.40 72

73 O O O 0.11 73

74O O O O 44399 71.64 73.64 82 2.9 202 20 653 357 0.23 74

75 O O O 0.66 75

76O O O O 44400 73.64 75.69 160 1.8 111 25 1466 1220 0.47 76

77O O O O Alteración baja (cuarzo,sericita, carbonato). 0.83 77

78O O O O 44401 75.69 77.74 74 1.3 37 84 694 395 0.65 78

79O O O O 0.61 79

80 + + + 44402 77.74 79.74 247 11.9 99 99 719 216 0.52 80

81 O O O 0.01 81

82O O O O 44404 79.74 81.79 56 0.6 80 18 226 65 0.17 82

83 O O O 0.13 83

84 O O O Brecha negra 44405 81.79 83.84 28 1.1 128 10 60 161 0.16 84

85O O O O 0.39 85

86 O O O 44406 83.84 85.84 70 0.3 50 9 48 151 0.08 86

87 O O O 2.07 87

88 O O O 44407 85.84 87.89 39 0.7 104 6 17 78 1.86 88

89O O O O 0.42 89

90 O O O 44408 87.89 89.93 77 0.4 94 5 15 16 0.93 90

91 O O O 90.8 1.59 91

92 O O O 44409 89.93 91.93 107 0.6 78 14 208 33 0.27 92

93O O O O 0.31 93

94 O O O 44410 91.93 93.98 110 1.5 360 22 334 84 0.10 94

95O O O O 0.34 95

96 O O O Fragmentos" de rocas tonalíticas. 44411 93.98 96.03 542 1.5 350 44 481 95 0.25 96

97O O O O 0.23 97

98 O O O 44412 96.03 98.03 554 1.2 297 37 585 51 0.09 98

99O O O O 0.11 99

100 O O O 100.08 44413 98.03 100.08 221 1.0 215 33 419 88 0.11 100

101 + + + 3.07 101

102 + + 44414 100.08 102.13 299 1.6 404 39 212 12 1.13 102

103 + + + 103 1.31 103

104 O O O Andalusita alterada. 44415 102.13 104.13 353 1.7 301 69 143 936 0.08 104

105O O O O BRECHA CUARCITICA GRIS. 0.23 105

106 O O O 44416 104.13 106.18 38 0.2 13 31 156 76 0.07 106

107O O O O 0.17 107

108 O O O 44417 106.18 108.23 400 0.5 11 102 294 228 0.27 108

109O O O O 0.09 109

110 O O O 44418 108.23 110.23 279 <0.2 12 46 140 363 0.52 110

111O O O O 0.34 111

112 O O O 44419 110.23 112.28 166 0.2 20 24 128 77 0.09 112

113 O O O 0.17 113

114O O O O 44420 112.28 114.32 300 357 <0.2 5 12 59 38 0.28 500 114

115 O O O 114.4: Vetilla de cuarzo + apy, 8 mm., 70° 0.07 115

116O O O O 115.9: Vetila de cuarzo + apy, 2 cm. 70° 44421 114.32 116.32 1490 1539 1.2 17 160 242 1830 0.05 500 116

117 O O O 117: Fractura de cuarzo-carbonato- Au, 165 - 170° , <1 mm. 0.06 117

118O O O O 44422 116.32 118.37 9690 9827 1.2 7 14 29 46 0.06 500 118

119 O O O Inclusión de roca "calcosilicato". 0.14 119

120O O O O 119.5 Cuarcita (?) Andalusita. 44423 118.37 120.42 190 391 0.5 80 30 177 72 0.09 500 120

121 120.42 0.27 121

122 + + + Intrusivo tonalítico (alteración baja). 44424 120.42 122.42 2590 2648 1.2 17 67 265 268 0.47 500 122

123 + + 122.77 0.15 123

124 + + + 44425 122.42 124.47 4430 4768 7.7 844 67 305 89 0.48 500 124

125 + + Intrusivo tonalítico con alteración fuerte (cuarzo, sericita, carbonato, cpy, apy, spl), fracturamiento hydrotermal. 0.33 125

126 + + + ?Fracturamiento de fisuras aisladas? 44426 124.47 126.52 8210 8562 20.5 8471 49 319 1340 0.54 500 126

127 + + 126.52 0.32 127

128 + + + Alteración en fracturas 0.55 128

129 + + 128.8 44427 126.52 128.52 450 421 2.8 473 35 288 56 0.51 500 129

130 0.43 130

131 ~ ~ ~ Foliación (milonítica?): 50°. 44428 128.52 130.57 1230 3104 6.0 661 17 415 201 0.32 500 131

132 ~ ~ ~ 0.37 132

133 ~ ~ ~ CUARCITA (HORNFELS) MILONITICA. 44429 130.57 132.62 1350 1316 5.2 1119 22 153 259 0.07 500 133

134 ~ ~ ~ Silicificación, microretillas de cuarzo. 0.13 134

135 ~ ~ ~ 44430 132.62 134.62 2430 1881 4.7 858 33 179 264 0.33 500 135

136 ~ ~ ~ 0.34 136

137 ~ ~ ~ 136.5 m. 44431 134.62 136.67 320 358 1.6 355 22 246 177 0.09 500 137

138 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.76 138

139 ~ ~ ~ Inclusión de roca actinolítica. 44432 136.67 138.71 670 683 3.2 361 14 765 74 0.54 500 139

140 ~ ~ O 0.44 140

141 ~ ~ ~ 44433 138.71 140.71 3790 3101 11.1 761 699 1075 1310 0.39 500 141

142 ~ ~ ~ 0.36 142

143 O ~ ~ Metasiltstone cuarcítico, brecha cuarcítica gris 44434 140.71 142.76 280 406 2.0 651 26 1011 177 0.27 500 143

144 ~ ~ ~ (Alteración baja, poco fracturamiento hidrotermal). 0.42 144

145 ~ ~ ~ 44435 142.76 144.81 235 1.3 444 24 438 240 0.14 145

146 ~ ~ ~ 0.82 146

147 ~O ~ O 44436 144.81 146.81 184 1.8 507 34 591 447 0.40 147

148 O ~ O ~ 0.10 148

149 ~O ~ O 44437 146.81 148.86 43 1.3 546 7 283 36 0.27 149

150 O ~ O ~ 149.5 0.03 150

151 ~O ~ O 150.5 - 151.1: Pequeños diques deformados de dikes premetamórficos. 44438 148.86 150.91 175 290 1.1 333 8 236 44 1.43 499 151

152 O ~ O ~ 0.37 152

153 ~O ~ O 44439 150.91 152.91 892 1185 0.7 199 18 158 68 1.27 499 153

154 O ~ O ~ 153.8: Fractura / Milonita 2.38 154

155 ~ ~ ~ 154.96 m. 44440 152.91 154.96 827 657 2.6 427 41 193 72 0.27 499 155

156 155.08 Brecha cuarcítica, 155.55: Roca actinolita-biotita. 0.83 156

157 ~ ~ ~ 156 - 157 m. Milonita (falla) subparalelo al testigo. 44441 154.96 157.01 33 0.6 213 15 115 28 0.27 157

158 ~ ~ ~ Brecha cuarcítica gris-verde/meta siltstone cuarcítico cloritizado milonitizado. 0.13 158

159 ~ ~ ~ 44442 157.01 159.01 25 0.4 116 15 313 77 1.20 159

160 O ~ O ~ 160 Contacto no definido. 1.36 160

161 ~ ~ ~ 44443 159.01 161.06 64 0.6 93 15 135 269 0.98 161

162 ~O ~ O 1.16 162

163 O ~ O ~ 44445 161.06 163.10 100 0.4 113 14 137 266 1.26 163

164 ~O ~ O 1.74 164

165 164.6 m. 44446 163.10 165.10 69 1.1 212 11 95 400 1.07 165

166 ALTERACION ACTINOLITA - BIOTITA 2.46 166

167 44447 165.10 167.15 12 0.3 149 6 88 19 0.78 167

168 167.71 m. 1.27 168

169 ~ ~ ~ 44448 167.15 169.20 22 <0.2 87 11 31 43 1.31 169

170 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.58 170

171 170.66 m. 44449 169.20 171.20 22 0.3 132 14 363 12 0.98 171

172 ~ ~ ~ 171.15 m. 1.60 172

173 ~ ~ ~ 172.5 m. 44450 171.20 173.25 25 0.2 137 9 42 144 0.55 173

174 174 m. 1.61 174

175 ~ ~ ~ 44451 173.25 175.30 24 0.4 282 11 291 8 2.31 175

176 ~ ~ ~ 175.2 m. 1.44 176

177 44452 175.30 177.30 44 0.3 298 12 76 22 0.66 177

178 ~ ~ ~ 177.2 - 177.65 m. 0.54 178

179 ~ O ~ 178.85 m. ?Granates. 44453 177.30 179.35 16 0.4 254 8 44 35 6.39 179

180 O O ~ 179.2 m. 0.93 180

181 ~ ~ O 181.4 44454 179.35 181.40 23 0.3 168 8 43 14 0.76 181

182 O O ~ 182 Dike blanco premetamórfico deformado. Foliación 40°. 0.02 182

183 O O ~ 44455 181.40 183.40 28 0.2 95 9 39 14 0.42 183

184 O ~ O ~ Alteración semi-destructiva. 0.49 184

185 ~O ~ O 184.9 Vetilla de cuarzo + apy, 1 cm., 125° 44456 183.40 185.45 36 0.8 127 163 397 236 0.36 185

186 185.45 m. 0.60 186

187 O O ~ 186.2 m. Foliaciones miloníticas. 44457 185.45 187.50 9 <0.2 84 5 41 5 0.50 187

188 ~ ~ O 0.84 188

189 44458 187.50 189.50 18 0.2 196 3 108 2.8 0.82 189

190 ~ ~ ~ 189.68 - 190 m: brecha hidrotermal (?). 1.56 190

191 ~ ~ 190.7: Vetilla de cuarzo con sulfosales (? Jamesonita), 1 cm., 110° 44459 189.50 191.55 17 0.3 208 111 74 30 0.81 191

192 ~ 1.72 192

193 193.6: Fractura con óxidos. 1.02 193

194 ~ ~ ~ 44460 191.55 193.60 16 <0.2 237 5 31 8.3 0.78 194

195 ~ ~ ~ Qtz (-apy) vetilla de 1.5 cm., 40° , Milonita cuarcítica-clorítica-sericítica verde. 0.68 195

196 ~ ~ ~ 196 44461 193.60 195.60 32 0.3 159 16 63 141 0.99 196

197 0.84 197

198 44462 195.60 197.65 17 0.3 320 6 38 14 0.64 198

199 0.73 199

200 44463 197.65 199.70 18 <0.2 249 4 29 17 0.61 200

201 0.55 201

202 ALTERACION DESTRUCTIVA 44464 199.70 201.70 16 <0.2 159 3 31 33 1.39 202

203 POR ACTINOLITA (BIOTITA) 1.73 203

204 44465 201.70 203.74 48 0.7 316 12 45 1160 1.61 204

205 Fractura 1.61 205

206 44466 203.74 205.79 51 0.4 587 6 44 24 2.04 206

207 1.30 207

208 44467 205.79 207.79 11 0.3 299 20 46 20 1.17 208

209 2.28 209

210 209.4: Vetilla de cuarzo (-carbonato-) apy, sph, 2cm, 115° 44468 207.79 209.84 303 1.0 213 221 145 5930 5.03 210

211 1.56 211

212 44469 209.84 211.89 21 <0.2 215 13 41 28 1.24 212

213 Metasiltstone oscuro biotitico, localmente brecha metamórfica. 0.05 213

214 44470 211.89 213.89 15 <0.2 204 <2 41 10 1.45 214

215 1.01 215

216 44471 213.89 215.94 13 <0.2 256 3 34 3.3 3.33 216

217 0.68 217

218 44472 215.94 217.98 12 <0.2 182 2 40 3.3 0.53 218

219 4.90 219

220 219.5 44473 217.98 219.98 17 0.9 464 23 277 22 2.24 220

221 ~ ~ ~ 2.88 221

222 ~ ~ ~ 44474 219.98 222.04 19 0.5 121 24 130 43 1.62 222

223 ~ ~ ~ 2.48 223

224 ~ ~ ~ (Textura milonítica) 44475 222.04 224.08 79 0.4 90 11 256 20 2.16 224

225 O ~ O ~ 1.66 225

226 ~O ~ O 44476 224.08 226.08 23 <0.2 53 10 119 19 0.31 226

227 O ~ O ~ 0.93 227

228 ~O ~ O Brecha milonítica alterada. 44477 226.08 228.13 9 <0.2 32 9 43 16 0.42 228

229 0.48 229

230 44478 228.13 230.18 14 0.3 136 7 48 12 0.85 230

231 O ~ O ~ 230.10: Fractura con alteración propilítico. 2.95 231

232 ~O ~ O 44479 230.18 232.18 33 0.3 128 8 49 12 1.57 232

233 O ~ O ~ 0.83 233

234 233.44 44481 232.18 234.23 12 0.4 312 11 63 15 5.72 234

235 X X X 234.54 3.19 235

236 X X X 44482 234.23 236.28 7 0.2 124 12 74 5.4 0.02 236

237 X X X 0.01 237

238 X X X DIQUE BLANCO PRE-METAMORFICO 44483 236.28 237.80 0.02 238

239 X X X 44484 237.80 239.33 <5 <0.2 38 11 64 3.7 0.02 239240 X X X 240

FIN DEL POZO 239.33 m. Note: d= duplicate

JDH - 13

0.00 1.52

44377 32.01 33.53 1.7 15760 19 589

44379 35.06 36.58 1.7 10070 15 341

35

12

MILONITA CUARCITICA - CLORITICA SERICITICA

(localmente textura de brecha "gris-negra" deformada).

X X X

MILONITA CUARCITICA-SERICITICA GRIS VERDOSA(comparable GY-13/14, niveles debajo brecha negra)

223




DIRECCION: 125 °



2 1.52 0.05 2

3 0.05 3



6 6.09 0.19 6

7 O O O 0.10 7


9 O O O 0.08 9

10 + + + 9.14 0.10 10

11 + + 44366 9.14 12.19 26 <0.2 108 22 274 115 0.03 11

12 + + + 0.04 12

13 + + 0.05 13


15 + + 0.11 15

16 + + + 0.03 16

17 + + 44368 15.24 18.29 42 0.5 91 5 408 104 0.03 17

18 + + + 0.02 18

19 + + 0.05 19

20 + + + 19.81 44369 18.29 19.81 22 0.7 238 17 459 16 0.07 20

21 O O O 44370 19.81 21.34 37 0.8 107 16 464 96 0.05 21


23 O O O 23.2 44371 21.34 24.39 82 0.8 52 22 367 64 0.01 23

24 + + + 0.09 24


26 + + + 44372 24.39 25.91 79 0.8 111 19 557 41 0.10 26

27 + + 44373 25.91 27.43 28 0.3 99 21 1194 25 0.10 27

28 27.65 0.07 28

29 O O O 44374 27.43 28.96 30 0.6 88 17 744 82 0.04 29

30O O O O 44375 28.96 30.49 14 0.8 83 20 666 106 0.13 30

31 O O O 0.08 31

32 O O O 44376 30.49 32.01 139 1.1 73 10 594 331 0.05 32

33O O O O 1.7 0.06 33

34 O O O 0.10 34

35 O O O 44378 33.53 35.06 23 1.4 62 17 491 102 0.03 35

36O O O O 70 0.14 36

37 O O O 0.15 37

38 O O O 44380 36.58 38.10 66 3.5 115 24 393 501 0.09 38

39O O O O 0.05 39

40 O O O 44381 38.10 39.63 26 2.1 128 33 314 743 0.01 40

41 O O O 44382 39.63 41.15 13 1.5 87 8 217 54 0.07 41

42O O O O 0.03 42

43 O O O 44383 41.15 42.68 83 1.4 57 16 148 276 0.03 43

44 O O O 44384 42.68 44.21 50 1.6 62 30 484 191 0.02 44

45O O O O 0.08 45

46 O O O 44385 44.21 45.73 17 0.4 32 22 547 41 0.03 46

47 O O O 44386 45.73 47.26 55 0.6 74 29 463 51 0.19 47

48O O O O 0.11 48

49 O O O 44387 47.26 49.26 104 2.3 176 46 379 366 0.23 49

50O O O O 0.05 50

51O O O O 50.3 - 51.3 44388 49.26 51.30 19 0.3 35 18 103 21 0.12 51

52 O O O 0.25 52

53O O O O 0.04 53


55O O O O 0.11 55



58O O O O 58 44391 55.35 57.40 59 23 0.2 49 10 131 63 0.08 499 58

59 O O O 0.08 59

60O O O O 44392 57.40 59.45 820 497 6.9 240 97 361 3000 0.07 499 60

61 O O O 0.06 61



64 O O O 44394 59.45 61.45 596 601 7.7 165 12 184 4090 0.19 499 64

65 O O O 0.12 65

66O O O O 44395 61.45 65.54 404 711 7.7 146 25 183 1940 0.50 499 66

67O O O O 0.23 67

68O O O O 44396 65.54 67.54 67 0.4 27 19 447 189 0.15 68


70 + + + 44397 67.54 69.59 293 1.2 72 14 661 618 0.26 70

71 O O O 0.22 71


73 O O O 0.11 73

74O O O O 44399 71.64 73.64 82 2.9 202 20 653 357 0.23 74

75 O O O 0.66 75

76O O O O 44400 73.64 75.69 160 1.8 111 25 1466 1220 0.47 76


78O O O O 44401 75.69 77.74 74 1.3 37 84 694 395 0.65 78

79O O O O 0.61 79

80 + + + 44402 77.74 79.74 247 11.9 99 99 719 216 0.52 80

81 O O O 0.01 81

82O O O O 44404 79.74 81.79 56 0.6 80 18 226 65 0.17 82

83 O O O 0.13 83

84 O O O Brecha negra 44405 81.79 83.84 28 1.1 128 10 60 161 0.16 84

85O O O O 0.39 85

86 O O O 44406 83.84 85.84 70 0.3 50 9 48 151 0.08 86

87 O O O 2.07 87

88 O O O 44407 85.84 87.89 39 0.7 104 6 17 78 1.86 88

89O O O O 0.42 89

90 O O O 44408 87.89 89.93 77 0.4 94 5 15 16 0.93 90

91 O O O 90.8 1.59 91

92 O O O 44409 89.93 91.93 107 0.6 78 14 208 33 0.27 92

93O O O O 0.31 93

94 O O O 44410 91.93 93.98 110 1.5 360 22 334 84 0.10 94

95O O O O 0.34 95


97O O O O 0.23 97

98 O O O 44412 96.03 98.03 554 1.2 297 37 585 51 0.09 98

99O O O O 0.11 99

100 O O O 100.08 44413 98.03 100.08 221 1.0 215 33 419 88 0.11 100

101 + + + 3.07 101

102 + + 44414 100.08 102.13 299 1.6 404 39 212 12 1.13 102

103 + + + 103 1.31 103



106 O O O 44416 104.13 106.18 38 0.2 13 31 156 76 0.07 106

107O O O O 0.17 107

108 O O O 44417 106.18 108.23 400 0.5 11 102 294 228 0.27 108

109O O O O 0.09 109

110 O O O 44418 108.23 110.23 279 <0.2 12 46 140 363 0.52 110

111O O O O 0.34 111

112 O O O 44419 110.23 112.28 166 0.2 20 24 128 77 0.09 112

113 O O O 0.17 113

114O O O O 44420 112.28 114.32 300 357 <0.2 5 12 59 38 0.28 500 114




118O O O O 44422 116.32 118.37 9690 9827 1.2 7 14 29 46 0.06 500 118



121 120.42 0.27 121


123 + + 122.77 0.15 123

124 + + + 44425 122.42 124.47 4430 4768 7.7 844 67 305 89 0.48 500 124



127 + + 126.52 0.32 127


129 + + 128.8 44427 126.52 128.52 450 421 2.8 473 35 288 56 0.51 500 129

130 0.43 130


132 ~ ~ ~ 0.37 132



135 ~ ~ ~ 44430 132.62 134.62 2430 1881 4.7 858 33 179 264 0.33 500 135

136 ~ ~ ~ 0.34 136

137 ~ ~ ~ 136.5 m. 44431 134.62 136.67 320 358 1.6 355 22 246 177 0.09 500 137

138 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.76 138


140 ~ ~ O 0.44 140

141 ~ ~ ~ 44433 138.71 140.71 3790 3101 11.1 761 699 1075 1310 0.39 500 141

142 ~ ~ ~ 0.36 142



145 ~ ~ ~ 44435 142.76 144.81 235 1.3 444 24 438 240 0.14 145

146 ~ ~ ~ 0.82 146

147 ~O ~ O 44436 144.81 146.81 184 1.8 507 34 591 447 0.40 147

148 O ~ O ~ 0.10 148

149 ~O ~ O 44437 146.81 148.86 43 1.3 546 7 283 36 0.27 149

150 O ~ O ~ 149.5 0.03 150


152 O ~ O ~ 0.37 152

153 ~O ~ O 44439 150.91 152.91 892 1185 0.7 199 18 158 68 1.27 499 153


155 ~ ~ ~ 154.96 m. 44440 152.91 154.96 827 657 2.6 427 41 193 72 0.27 499 155




159 ~ ~ ~ 44442 157.01 159.01 25 0.4 116 15 313 77 1.20 159


161 ~ ~ ~ 44443 159.01 161.06 64 0.6 93 15 135 269 0.98 161

162 ~O ~ O 1.16 162

163 O ~ O ~ 44445 161.06 163.10 100 0.4 113 14 137 266 1.26 163

164 ~O ~ O 1.74 164

165 164.6 m. 44446 163.10 165.10 69 1.1 212 11 95 400 1.07 165


167 44447 165.10 167.15 12 0.3 149 6 88 19 0.78 167

168 167.71 m. 1.27 168

169 ~ ~ ~ 44448 167.15 169.20 22 <0.2 87 11 31 43 1.31 169

170 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.58 170

171 170.66 m. 44449 169.20 171.20 22 0.3 132 14 363 12 0.98 171

172 ~ ~ ~ 171.15 m. 1.60 172

173 ~ ~ ~ 172.5 m. 44450 171.20 173.25 25 0.2 137 9 42 144 0.55 173

174 174 m. 1.61 174

175 ~ ~ ~ 44451 173.25 175.30 24 0.4 282 11 291 8 2.31 175

176 ~ ~ ~ 175.2 m. 1.44 176

177 44452 175.30 177.30 44 0.3 298 12 76 22 0.66 177

178 ~ ~ ~ 177.2 - 177.65 m. 0.54 178

179 ~ O ~ 178.85 m. ?Granates. 44453 177.30 179.35 16 0.4 254 8 44 35 6.39 179

180 O O ~ 179.2 m. 0.93 180

181 ~ ~ O 181.4 44454 179.35 181.40 23 0.3 168 8 43 14 0.76 181


183 O O ~ 44455 181.40 183.40 28 0.2 95 9 39 14 0.42 183



186 185.45 m. 0.60 186


188 ~ ~ O 0.84 188

189 44458 187.50 189.50 18 0.2 196 3 108 2.8 0.82 189



192 ~ 1.72 192


194 ~ ~ ~ 44460 191.55 193.60 16 <0.2 237 5 31 8.3 0.78 194


196 ~ ~ ~ 196 44461 193.60 195.60 32 0.3 159 16 63 141 0.99 196

197 0.84 197

198 44462 195.60 197.65 17 0.3 320 6 38 14 0.64 198

199 0.73 199

200 44463 197.65 199.70 18 <0.2 249 4 29 17 0.61 200

201 0.55 201



204 44465 201.70 203.74 48 0.7 316 12 45 1160 1.61 204

205 Fractura 1.61 205

206 44466 203.74 205.79 51 0.4 587 6 44 24 2.04 206

207 1.30 207

208 44467 205.79 207.79 11 0.3 299 20 46 20 1.17 208

209 2.28 209


211 1.56 211

212 44469 209.84 211.89 21 <0.2 215 13 41 28 1.24 212


214 44470 211.89 213.89 15 <0.2 204 <2 41 10 1.45 214

215 1.01 215

216 44471 213.89 215.94 13 <0.2 256 3 34 3.3 3.33 216

217 0.68 217

218 44472 215.94 217.98 12 <0.2 182 2 40 3.3 0.53 218

219 4.90 219

220 219.5 44473 217.98 219.98 17 0.9 464 23 277 22 2.24 220

221 ~ ~ ~ 2.88 221

222 ~ ~ ~ 44474 219.98 222.04 19 0.5 121 24 130 43 1.62 222

223 ~ ~ ~ 2.48 223


225 O ~ O ~ 1.66 225

226 ~O ~ O 44476 224.08 226.08 23 <0.2 53 10 119 19 0.31 226

227 O ~ O ~ 0.93 227


229 0.48 229

230 44478 228.13 230.18 14 0.3 136 7 48 12 0.85 230


232 ~O ~ O 44479 230.18 232.18 33 0.3 128 8 49 12 1.57 232

233 O ~ O ~ 0.83 233

234 233.44 44481 232.18 234.23 12 0.4 312 11 63 15 5.72 234

235 X X X 234.54 3.19 235

236 X X X 44482 234.23 236.28 7 0.2 124 12 74 5.4 0.02 236

237 X X X 0.01 237


239 X X X 44484 237.80 239.33 <5 <0.2 38 11 64 3.7 0.02 239240 X X X 240


JDH - 13

0.00 1.52

44377 32.01 33.53 1.7 15760 19 589

44379 35.06 36.58 1.7 10070 15 341

35

12



X X X


224




DIRECCION: 125 °



2 1.52 0.05 2

3 0.05 3



6 6.09 0.19 6

7 O O O 0.10 7


9 O O O 0.08 9

10 + + + 9.14 0.10 10

11 + + 44366 9.14 12.19 26 <0.2 108 22 274 115 0.03 11

12 + + + 0.04 12

13 + + 0.05 13


15 + + 0.11 15

16 + + + 0.03 16

17 + + 44368 15.24 18.29 42 0.5 91 5 408 104 0.03 17

18 + + + 0.02 18

19 + + 0.05 19

20 + + + 19.81 44369 18.29 19.81 22 0.7 238 17 459 16 0.07 20

21 O O O 44370 19.81 21.34 37 0.8 107 16 464 96 0.05 21


23 O O O 23.2 44371 21.34 24.39 82 0.8 52 22 367 64 0.01 23

24 + + + 0.09 24


26 + + + 44372 24.39 25.91 79 0.8 111 19 557 41 0.10 26

27 + + 44373 25.91 27.43 28 0.3 99 21 1194 25 0.10 27

28 27.65 0.07 28

29 O O O 44374 27.43 28.96 30 0.6 88 17 744 82 0.04 29

30O O O O 44375 28.96 30.49 14 0.8 83 20 666 106 0.13 30

31 O O O 0.08 31

32 O O O 44376 30.49 32.01 139 1.1 73 10 594 331 0.05 32

33O O O O 1.7 0.06 33

34 O O O 0.10 34

35 O O O 44378 33.53 35.06 23 1.4 62 17 491 102 0.03 35

36O O O O 70 0.14 36

37 O O O 0.15 37

38 O O O 44380 36.58 38.10 66 3.5 115 24 393 501 0.09 38

39O O O O 0.05 39

40 O O O 44381 38.10 39.63 26 2.1 128 33 314 743 0.01 40

41 O O O 44382 39.63 41.15 13 1.5 87 8 217 54 0.07 41

42O O O O 0.03 42

43 O O O 44383 41.15 42.68 83 1.4 57 16 148 276 0.03 43

44 O O O 44384 42.68 44.21 50 1.6 62 30 484 191 0.02 44

45O O O O 0.08 45

46 O O O 44385 44.21 45.73 17 0.4 32 22 547 41 0.03 46

47 O O O 44386 45.73 47.26 55 0.6 74 29 463 51 0.19 47

48O O O O 0.11 48

49 O O O 44387 47.26 49.26 104 2.3 176 46 379 366 0.23 49

50O O O O 0.05 50

51O O O O 50.3 - 51.3 44388 49.26 51.30 19 0.3 35 18 103 21 0.12 51

52 O O O 0.25 52

53O O O O 0.04 53


55O O O O 0.11 55



58O O O O 58 44391 55.35 57.40 59 23 0.2 49 10 131 63 0.08 499 58

59 O O O 0.08 59

60O O O O 44392 57.40 59.45 820 497 6.9 240 97 361 3000 0.07 499 60

61 O O O 0.06 61



64 O O O 44394 59.45 61.45 596 601 7.7 165 12 184 4090 0.19 499 64

65 O O O 0.12 65

66O O O O 44395 61.45 65.54 404 711 7.7 146 25 183 1940 0.50 499 66

67O O O O 0.23 67

68O O O O 44396 65.54 67.54 67 0.4 27 19 447 189 0.15 68


70 + + + 44397 67.54 69.59 293 1.2 72 14 661 618 0.26 70

71 O O O 0.22 71


73 O O O 0.11 73

74O O O O 44399 71.64 73.64 82 2.9 202 20 653 357 0.23 74

75 O O O 0.66 75

76O O O O 44400 73.64 75.69 160 1.8 111 25 1466 1220 0.47 76


78O O O O 44401 75.69 77.74 74 1.3 37 84 694 395 0.65 78

79O O O O 0.61 79

80 + + + 44402 77.74 79.74 247 11.9 99 99 719 216 0.52 80

81 O O O 0.01 81

82O O O O 44404 79.74 81.79 56 0.6 80 18 226 65 0.17 82

83 O O O 0.13 83

84 O O O Brecha negra 44405 81.79 83.84 28 1.1 128 10 60 161 0.16 84

85O O O O 0.39 85

86 O O O 44406 83.84 85.84 70 0.3 50 9 48 151 0.08 86

87 O O O 2.07 87

88 O O O 44407 85.84 87.89 39 0.7 104 6 17 78 1.86 88

89O O O O 0.42 89

90 O O O 44408 87.89 89.93 77 0.4 94 5 15 16 0.93 90

91 O O O 90.8 1.59 91

92 O O O 44409 89.93 91.93 107 0.6 78 14 208 33 0.27 92

93O O O O 0.31 93

94 O O O 44410 91.93 93.98 110 1.5 360 22 334 84 0.10 94

95O O O O 0.34 95


97O O O O 0.23 97

98 O O O 44412 96.03 98.03 554 1.2 297 37 585 51 0.09 98

99O O O O 0.11 99

100 O O O 100.08 44413 98.03 100.08 221 1.0 215 33 419 88 0.11 100

101 + + + 3.07 101

102 + + 44414 100.08 102.13 299 1.6 404 39 212 12 1.13 102

103 + + + 103 1.31 103



106 O O O 44416 104.13 106.18 38 0.2 13 31 156 76 0.07 106

107O O O O 0.17 107

108 O O O 44417 106.18 108.23 400 0.5 11 102 294 228 0.27 108

109O O O O 0.09 109

110 O O O 44418 108.23 110.23 279 <0.2 12 46 140 363 0.52 110

111O O O O 0.34 111

112 O O O 44419 110.23 112.28 166 0.2 20 24 128 77 0.09 112

113 O O O 0.17 113

114O O O O 44420 112.28 114.32 300 357 <0.2 5 12 59 38 0.28 500 114




118O O O O 44422 116.32 118.37 9690 9827 1.2 7 14 29 46 0.06 500 118



121 120.42 0.27 121


123 + + 122.77 0.15 123

124 + + + 44425 122.42 124.47 4430 4768 7.7 844 67 305 89 0.48 500 124



127 + + 126.52 0.32 127


129 + + 128.8 44427 126.52 128.52 450 421 2.8 473 35 288 56 0.51 500 129

130 0.43 130


132 ~ ~ ~ 0.37 132



135 ~ ~ ~ 44430 132.62 134.62 2430 1881 4.7 858 33 179 264 0.33 500 135

136 ~ ~ ~ 0.34 136

137 ~ ~ ~ 136.5 m. 44431 134.62 136.67 320 358 1.6 355 22 246 177 0.09 500 137

138 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.76 138


140 ~ ~ O 0.44 140

141 ~ ~ ~ 44433 138.71 140.71 3790 3101 11.1 761 699 1075 1310 0.39 500 141

142 ~ ~ ~ 0.36 142



145 ~ ~ ~ 44435 142.76 144.81 235 1.3 444 24 438 240 0.14 145

146 ~ ~ ~ 0.82 146

147 ~O ~ O 44436 144.81 146.81 184 1.8 507 34 591 447 0.40 147

148 O ~ O ~ 0.10 148

149 ~O ~ O 44437 146.81 148.86 43 1.3 546 7 283 36 0.27 149

150 O ~ O ~ 149.5 0.03 150


152 O ~ O ~ 0.37 152

153 ~O ~ O 44439 150.91 152.91 892 1185 0.7 199 18 158 68 1.27 499 153


155 ~ ~ ~ 154.96 m. 44440 152.91 154.96 827 657 2.6 427 41 193 72 0.27 499 155




159 ~ ~ ~ 44442 157.01 159.01 25 0.4 116 15 313 77 1.20 159


161 ~ ~ ~ 44443 159.01 161.06 64 0.6 93 15 135 269 0.98 161

162 ~O ~ O 1.16 162

163 O ~ O ~ 44445 161.06 163.10 100 0.4 113 14 137 266 1.26 163

164 ~O ~ O 1.74 164

165 164.6 m. 44446 163.10 165.10 69 1.1 212 11 95 400 1.07 165


167 44447 165.10 167.15 12 0.3 149 6 88 19 0.78 167

168 167.71 m. 1.27 168

169 ~ ~ ~ 44448 167.15 169.20 22 <0.2 87 11 31 43 1.31 169

170 ~ ~ ~ Foliación: 50°. 0.58 170

171 170.66 m. 44449 169.20 171.20 22 0.3 132 14 363 12 0.98 171

172 ~ ~ ~ 171.15 m. 1.60 172

173 ~ ~ ~ 172.5 m. 44450 171.20 173.25 25 0.2 137 9 42 144 0.55 173

174 174 m. 1.61 174

175 ~ ~ ~ 44451 173.25 175.30 24 0.4 282 11 291 8 2.31 175

176 ~ ~ ~ 175.2 m. 1.44 176

177 44452 175.30 177.30 44 0.3 298 12 76 22 0.66 177

178 ~ ~ ~ 177.2 - 177.65 m. 0.54 178

179 ~ O ~ 178.85 m. ?Granates. 44453 177.30 179.35 16 0.4 254 8 44 35 6.39 179

180 O O ~ 179.2 m. 0.93 180

181 ~ ~ O 181.4 44454 179.35 181.40 23 0.3 168 8 43 14 0.76 181


183 O O ~ 44455 181.40 183.40 28 0.2 95 9 39 14 0.42 183



186 185.45 m. 0.60 186


188 ~ ~ O 0.84 188

189 44458 187.50 189.50 18 0.2 196 3 108 2.8 0.82 189



192 ~ 1.72 192


194 ~ ~ ~ 44460 191.55 193.60 16 <0.2 237 5 31 8.3 0.78 194


196 ~ ~ ~ 196 44461 193.60 195.60 32 0.3 159 16 63 141 0.99 196

197 0.84 197

198 44462 195.60 197.65 17 0.3 320 6 38 14 0.64 198

199 0.73 199

200 44463 197.65 199.70 18 <0.2 249 4 29 17 0.61 200

201 0.55 201



204 44465 201.70 203.74 48 0.7 316 12 45 1160 1.61 204

205 Fractura 1.61 205

206 44466 203.74 205.79 51 0.4 587 6 44 24 2.04 206

207 1.30 207

208 44467 205.79 207.79 11 0.3 299 20 46 20 1.17 208

209 2.28 209


211 1.56 211

212 44469 209.84 211.89 21 <0.2 215 13 41 28 1.24 212


214 44470 211.89 213.89 15 <0.2 204 <2 41 10 1.45 214

215 1.01 215

216 44471 213.89 215.94 13 <0.2 256 3 34 3.3 3.33 216

217 0.68 217

218 44472 215.94 217.98 12 <0.2 182 2 40 3.3 0.53 218

219 4.90 219

220 219.5 44473 217.98 219.98 17 0.9 464 23 277 22 2.24 220

221 ~ ~ ~ 2.88 221

222 ~ ~ ~ 44474 219.98 222.04 19 0.5 121 24 130 43 1.62 222

223 ~ ~ ~ 2.48 223


225 O ~ O ~ 1.66 225

226 ~O ~ O 44476 224.08 226.08 23 <0.2 53 10 119 19 0.31 226

227 O ~ O ~ 0.93 227


229 0.48 229

230 44478 228.13 230.18 14 0.3 136 7 48 12 0.85 230


232 ~O ~ O 44479 230.18 232.18 33 0.3 128 8 49 12 1.57 232

233 O ~ O ~ 0.83 233

234 233.44 44481 232.18 234.23 12 0.4 312 11 63 15 5.72 234

235 X X X 234.54 3.19 235

236 X X X 44482 234.23 236.28 7 0.2 124 12 74 5.4 0.02 236

237 X X X 0.01 237


239 X X X 44484 237.80 239.33 <5 <0.2 38 11 64 3.7 0.02 239240 X X X 240


JDH - 13

0.00 1.52

44377 32.01 33.53 1.7 15760 19 589

44379 35.06 36.58 1.7 10070 15 341

35

12



X X X


225

ODIN MINING & EXPLORATION AREA : EL GUAYABO EASTING: 629171.2 E START DATE: 06\OCTOBER\96

HOLE #: NORTHING: 9606026 N END DATE: 13\OCTOBER\96

INCLINATION: -90 ELEVATION: 983.16 m.a.s.l GEOLOGIST: Steven Wells/Rudolf Jahoda

DIRECTION: N/A

Depth Geology Description Sample #: From: To: RCV Au (Screen) Au Ag Cu Pb Zn As Mo Suc.Mag. Batch Depth

m CP m m % ppm ppb ppm ppm ppm ppm ppm ppm # m

1 ° ° ° ° ° 0.11 1

2 ° ° ° ° ° 3486 0.00 3.00 1.52 1392 1.4 496 56 388 153 6 0.02 518 2

3 ° ° ° ° ° 0.09 3

4 ° ° ° ° ° 0.02 4

5 + + + 3487 3.00 6.00 0.27 245 2.4 267 147 459 105 4 0.02 518 5

6 + + 0.85 6

7 ° ° ° ° ° TOTALLY WEATHERED ROCK 0.04 7

8O O O O 3488 6.00 9.00 0.17 207 2.2 217 61 374 65 4 0.06 518 8

9 O O O 0.09 9

10O O O O 9.95 m: 4844 9.00 9.70 32 <0.2 341 4 1480 61 2 0.07 518 10

11 O O O 3489 9.70 11.00 1.36 1299 2.7 468 28 257 49 30 0.16 518 11

12O O O O 3490 11.00 12.00 12.50 14400 6.0 34 22 392 1177 11 0.06 518 12

13 + + + 12.62 m: Base of weathering 3491 12.00 13.00 3.01 3025 4.9 717 27 218 34 4 0.04 518 13

14 + + 4203 13.00 14.00 292 2.7 420 11 884 100 2 0.15 518 14

15 + + + 0.82 15

16 + + 4204 14.00 16.00 119 3.2 524 18 580 230 2 0.52 518 16

17 + + + 1.22 17

18 + + 4205 16.00 18.00 356 2.3 276 16 410 301 2 0.35 518 18

19 18.54 m: 0.22 19

20 O O O 4206 18.00 20.00 94 0.6 53 17 401 747 5 0.31 518 20

21O O O O 0.20 21

22 O O O 21.86 m: 4349 20.00 22.00 132 2.4 257 9 271 542 5 0.25 543 22

23 + + + 3.43 23

24 + + 4350 22.00 24.00 854 3.3 614 10 412 228 3 0.16 543 24

25 + + + 4351 24.00 25.00 315 3.5 836 28 250 275 3 3.11 543 25

26O O O O 25.21 m: 0.10 26

27 O O O 4352 25.00 28.00 781 2.1 330 4 321 352 4 0.38 543 27

28O O O O 0.71 28

29 O O O 0.03 29

30O O O O 4353 28.00 31.00 907 1.1 396 4 67 103 3 0.05 543 30

31 O O O 0.05 31

32O O O O 0.07 32

33 O O O 4354 31.00 34.00 230 2.2 422 20 445 42 4 0.10 543 33

34O O O O 0.40 34

35 O O O 0.10 35

36O O O O 4355 34.00 37.00 307 0.8 109 5 104 53 3 0.04 543 36

37 O O O 0.09 37

38O O O O 0.03 38

39 O O O 38.5 m. 4356 37.00 40.00 0.53 457 1.4 244 4 320 35 2 0.16 543 39

40O O O O Clorite-sericite altered. 0.06 40

41 O O O 40.3 m. 0.09 41

42O O O O 4357 40.00 43.00 1.19 1169 2.6 662 15 259 81 3 0.09 543 42

43 O O O 0.10 43

44O O O O 0.11 44

45 O O O 44.56 m: Isolated mm. - quartz veinlets 155-165° to core axis. 4358 43.00 46.00 1.42 1388 1.9 751 9 186 75 4 1.65 543 45

46O O O O 0.02 46

47 O O O 47.20 m 0.22 47

48 + + + 4359 46.00 48.00 1.04 823 1.0 297 8 45 77 6 0.14 543 48

49 + + 3492 48.00 49.00 2.32 2218 10.7 904 19 1088 113 4 0.42 518 49

50O O O O 48.92 m: 3493 49.00 50.00 1.45 1727 0.2 11 12 18 59 4 0.12 518 50

51 O O O 51.00 m. 3494 50.00 51.00 0.65 683 0.8 528 12 41 32 3 0.08 518 51

52O O O O cm -spaced mm- quartz veins; 60° to core axis; Cpy, chlorite, sericite alteration 3495 51.00 52.00 4.37 4807 2.5 1248 23 73 68 5 0.02 518 52

53 + + + 52.70 m. 3496 52.00 53.00 2.10 2195 3.2 770 14 64 39 4 0.25 518 53

54 + + 3497 53.00 54.00 0.05 39 0.3 22 8 9 51 4 0.07 518 54

55 + + + Qtz-sericite-dolomite-cpy-po alteration, micro-plz veinlets. 3498 54.00 54.70 4.19 4212 2.6 40 6 41 14 4 0.06 518 55

56 + + 55.55 m. 3499 54.70 55.62 3.02 2841 65.6 4074 36 731 690 14 0.24 518 56

57 + + + Silicified, cm-spaced qtz veinlets, 40° to core axis. 56.1 m: Thin section. 3500 55.62 57.00 0.30 243 1.6 77 177 228 702 6 0.53 518 57

58 + + 58.00 m. 3501 57.00 58.00 0.64 594 2.9 228 52 54 216 9 1.78 518 58

59 + + + (mm.)-cm spaced qtz veinlets, 30 - 50° to core axis. 3502 58.00 59.00 5.66 4931 23.4 4082 77 223 292 173 0.05 518 59

60 + + 3503 59.00 60.00 39.72 33230 44.4 6802 18 292 150 6 0.54 518 60

61 + + + 3504 60.00 61.00 5.03 4828 46.1 7234 163 432 510 40 1.18 518 61

62 + + Sulphide-rich "stockwork" 3505 61.00 62.00 3.67 3530 41.7 2374 57 190 125 19 0.95 518 62

63 + + + 3506 62.00 63.00 7.04 7324 71.3 5184 48 296 277 12 0.21 518 63

64 + + 3507 63.00 64.00 7.58 7441 37.5 3518 21 197 385 12 0.24 518 64

65 + + + 65.00 m. 3508 64.00 65.00 2.09 1761 47.7 4325 104 187 517 5 0.05 518 65

66 + + Mm-spaced qtz veinlets at 15-25° to core axis. 3509 65.00 66.00 20.18 20200 42.4 748 69 111 144 7 0.29 518 66

67 + + + 67.50 m. 3510 66.00 67.00 22.77 23130 67.0 312 92 123 432 7 0.11 518 67

68 + + 3511 67.00 68.50 10.95 12470 37.5 708 44 109 126 13 0.40 518 68

69 + + + 68.00 m. a 68.20 m: Mm. spaced qtz veinlets at 120° to core axis. 3512 68.50 69.50 2.00 675 1.9 20 29 39 3663 22 0.08 518 69

70 + + 3513 69.50 70.25 13.66 18790 11.0 182 45 111 175 16 0.16 518 70

71 + + + 3514 70.25 71.00 26.47 27560 209.0 2274 26 137 228 11 0.14 518 71

72 + + 3515 71.00 72.00 4.24 3094 63.8 8077 13 108 143 4 0.12 518 72

73 + + + Strong quartz-sericite hydrothermal, fluid brecciation. 72.8 m: Thin section. 3516 72.00 73.00 4.75 4281 42.3 5941 14 313 270 6 0.99 518 73

74 + + 3517 73.00 74.00 4.46 4394 3.2 54 14 399 93 15 2.92 518 74

75 + + + 3518 74.00 75.00 14.59 4007 2.5 492 45 573 48 5 0.13 518 75

76 + + 3519 75.00 76.00 3.26 3871 38.2 2904 62 1269 201 13 2.68 518 76

77 + + + 3520 76.00 77.00 2.93 2880 23.6 3079 449 713 399 7 1.18 518 77

78 + + 3521 77.00 78.00 2.15 2262 83.7 11000 202 439 1379 31 0.31 518 78

79 + + + 78.56 m. a 79.00 m: Mm spaced qtz veinlets at 60° to core axis. 3522 78.00 79.00 29.75 29590 21.2 1568 499 536 618 15 0.41 518 79

80 + + 3523 79.00 80.00 4.65 4948 10.3 445 743 1014 4042 17 0.05 518 80

81 + + + Strong silicification and fluid brecciation. 3524 80.00 81.00 2.14 2343 20.5 450 153 650 491 16 0.41 518 81

82 + + 3525 81.00 82.00 3.11 2785 5.4 1138 58 37 214 8 0.24 518 82

83 + + + 3526 82.00 83.00 4.31 2552 4.3 655 166 6590 1333 85 0.22 518 83

84 + + 3527 83.00 84.00 3.67 3648 6.5 1106 107 2775 1168 30 0.37 518 84

85 + + + 3528 84.00 85.00 3.06 3469 11.2 3698 61 634 689 19 1.35 518 85

86 + + 3529 85.00 86.00 1.20 1006 8.6 3602 40 527 117 6 1.60 518 86

87 O O O 3530 86.00 87.00 0.68 698 2.5 813 24 88 44 5 0.59 518 87

88 + + 88.00 m. a 90.30 m: Sulphide-rich intersection. 3531 87.00 88.00 5.18 5225 15.5 5532 175 1684 2472 15 1.48 518 88

89 + + + 3532 88.00 89.00 1.32 1489 26.5 11000 75 1086 480 33 1.73 518 89

90 + + 3533 89.00 90.00 4.41 4175 23.9 11000 151 1071 551 28 2.20 518 90

91 + + + 3534 90.00 91.00 3.72 3661 14.7 5578 115 1748 831 26 2.35 518 91

92 + + 3535 91.00 92.00 1.98 1958 7.3 1096 41 1294 282 42 1.06 518 92

93 + + + 93.00 m: Transitional contact to quartzitic breccia. 3536 92.00 93.00 3.06 3214 17.0 519 52 1635 801 22 1.58 518 93

94 O O O 94.00 m. 3537 93.00 94.00 1.67 1750 1.4 397 33 774 241 12 0.95 518 94

95 + + + 3538 94.00 95.00 6.28 6022 7.6 3206 60 1244 171 13 2.63 518 95

96 + + 96.40 m. 4196 95.00 96.00 2.29 3265 1.8 533 24 621 284 6 1.03 536 96

97 + + + 0.35 97

98 + + 95.00 m. a 100.00 m: cm.-dm. spaced qtz veinlets at 45-60° to core axis. 4197 96.00 98.00 1.49 1559 5.7 1830 84 830 1993 3 0.60 536 98

99 + + + 4198 98.00 99.00 0.39 467 4.6 1941 81 357 222 6 0.27 536 99

100 + + 0.79 100

101 + + + 4199 99.00 102.00 0.38 389 4.3 1669 38 513 81 3 0.47 536 101

102 + + 102.10 m. 0.18 102

103O O O O 103.00 m. 0.18 103

104 + + 4200 102.00 105.00 23 0.7 129 23 383 27 3 0.31 536 104

105 + + + 0.23 105

106 + + 0.61 106

107 + + + 4201 105.00 108.00 23 0.5 76 36 477 110 3 0.50 536 107

108 107.50 m. 0.31 108

109O O O O 5.11 109

110 O O O Nests of po-cpy-chl. 4202 108.00 111.00 76 5.1 1295 43 258 216 4 1.43 536 110

111O O O O 0.84 111

112 O O O 0.07 112

113O O O O 4543 111.00 114.00 50 0.9 478 19 200 93 2 0.05 549 113

114 O O O 0.05 114

115 114.50 m. 0.19 115

116 4544 114.00 116.00 540 2.0 3202 21 225 122 2 0.30 549 116

117 0.23 117

118 4545 116.00 118.00 2267 1.0 1748 6 91 87 <1 0.91 549 118

119 O ~ O ~ 118.33 m. 0.63 119

120 ~O ~ O 4546 118.00 121.00 1905 1.0 494 13 83 250 <1 0.07 549 120

121 O ~ O ~ 0.09 121

122 ~O ~ O 0.50 122

123 O ~ O ~ 4547 121.00 124.00 719 3.1 511 34 374 139 5 0.23 549 123

124 ~O ~ O 0.12 124

125 O ~ O ~ 0.10 125

126 ~O ~ O 125.50 m. 4548 124.00 127.00 1155 1.3 484 19 241 195 <1 0.39 549 126

127 O ~ O ~ 126.83 m: grading into quartzitic breccia. 0.26 127

128 Py-cpy on hairline fractures along drill core. 0.78 128

129 4549 127.00 129.00 4765 0.6 2231 <2 34 81 <1 0.88 549 129

130 0.97 130

131 4550 129.00 131.00 819 0.5 729 14 46 107 <1 1.72 549 131

132 ~ O ~ 1.09 132

133 Py-cpy on fractures. 4551 131.00 132.70 1116 0.8 1424 4 55 47 <1 1.59 549 133

134 4207 132.70 134.00 278 1.8 1127 10 56 82 2 1.10 536 134

135 cm.-spaced qtz/qtz-py-cpy veinlets at 20-35° to core axis. 4208 134.00 135.00 1209 1.1 1530 16 114 66 5 0.38 536 135

136 0.55 136

137 4209 135.00 137.00 657 1.5 1535 21 312 67 5 0.99 536 137

138 ~ O ~ 138.00 m 4210 137.00 138.00 517 1.5 1189 22 112 74 17 0.12 536 138

139 ~O ~ O 4211 138.00 139.00 293 1.7 322 53 166 118 8 0.16 536 139

140 O ~ O ~ 139.75 m. 4212 139.00 140.00 1108 2.7 3832 31 154 114 5 0.75 536 140

141 ~O ~ O 4213 140.00 141.00 2025 17.5 7472 43 465 355 5 0.33 536 141

142 O ~ O ~ 4214 141.00 142.00 995 9.6 4738 33 286 432 12 1.79 536 142

143 ~O ~ O 4215 142.00 143.00 2738 15.7 8784 385 641 2077 6 2.78 536 143

144 O O O 143.50 m. 4216 143.00 144.00 446 11.4 5126 211 423 1390 4 1.29 536 144

145O O O O 144,145: Relicts of "older" actinolite (biotite) alteration. 4217 144.00 145.00 686 3.5 1795 33 196 63 4 0.37 536 145

146 O O O 4218 145.00 146.00 891 7.3 2486 23 203 423 3 0.61 536 146

147O O O O 4219 146.00 147.00 1503 3.0 863 29 180 63 4 0.51 536 147

148 O O O Strong silicification, micro-qtz veinlets, sulphides. 4220 147.00 148.00 3432 7.6 2159 35 265 90 4 1.12 536 148

149O O O O (Cpy, py/po, sph) 4221 148.00 149.00 4309 10.8 2637 58 449 225 40 0.41 536 149

150 O O O 4222 149.00 150.00 4204 8.8 4867 24 313 164 8 1.07 536 150

151O O O O 4223 150.00 151.00 1435 5.9 1589 29 184 281 10 0.37 536 151

152 O O O 0.17 152

153O O O O 4224 151.00 154.00 1603 8.5 2487 29 222 71 15 0.28 536 153

154 O O O 0.24 154

155 O O O 154.50 m. 0.64 155

156O O O O 4225 154.00 157.00 766 4.2 1211 18 144 174 23 0.19 536 156

157 O O O 0.19 157

158O O O O 0.81 158

159 O O O 4552 157.00 160.00 372 1.5 553 12 128 253 32 0.22 549 159

160O O O O 0.37 160

161 O O O 0.61 161

162O O O O 161.60 m. 4553 160.00 161.60 321 2.8 1018 12 167 189 26 0.35 549 162

163 O O O 4554 161.60 162.60 538 1.9 747 13 122 161 17 0.40 549 163

164O O O O 163.60 m. 4555 162.60 163.60 1504 4.9 1645 14 149 119 27 0.84 549 164

165 O O O 164.20 - 165.50 m. Dark greenish grey, chlorite, mylonitized breccia. 0.19 165

166 O ~ O ~ 165 - 166 m. Mylonitic foliation subparallel core. 4556 163.60 166.00 545 1.7 584 9 98 139 13 0.31 549 166

167 ~O ~ O 166.20 m 0.08 167

168 O ~ O ~ 166 - 167 m. (fine grained metasediment) Mylonitic grey breccia. 4557 166.00 168.00 268 1.1 430 9 62 119 <1 0.71 549 168

169 ~O ~ O 169.00 m. 0.14 169

170 ~ ~ ~ 4558 168.00 171.00 187 0.6 219 7 43 165 2 0.10 549 170

171 ~O ~ O 0.26 171

172 O ~ O ~ 0.43 172

173 ~O ~ O 4559 171.00 174.00 474 1.5 541 9 72 225 1 0.25 549 173

174 O ~ O ~ Foliation: 65°. 0.05 174

175 ~O ~ O 0.09 175

176 O ~ O ~ 4560 174.00 177.00 148 1.0 473 7 54 30 2 0.27 549 176

177 ~O ~ O 1.15 177

178 O ~ O ~ 1.52 178

179 O O O 4561 177.00 180.00 53 1.6 536 7 89 81 1 0.14 549 179

180O O O O 0.07 180

181 ~O ~ O 0.90 181

182 O ~ O ~ 4562 180.00 183.00 284 2.2 615 8 79 82 <1 0.57 549 182

183 ~O ~ O Tourmaline, foliation 60°. 0.72 183

184 O ~ O ~ 0.02 184

185 ~O ~ O 4563 183.00 186.00 29 0.5 134 6 56 111 <1 0.30 549 185

186 ~ ~ ~ 0.76 186

187 O ~ O ~ 187 m. Original breccia texture disappear - massive quartzitic reay stallized rock. 0.10 187

188 4564 186.00 189.00 15 0.3 95 5 46 15 1 0.13 549 188

189 Tourmaline. 0.10 189

190 0.56 190

191 4565 189.00 192.00 31 1.2 433 10 74 11 <1 0.14 549 191

192 191.70 m 0.90 192

193 4566 192.00 193.70 178 1.5 707 33 39 232 2 0.62 549 193

194 Narrow, "subhorizontal" mineralized fractures. 0.80 194

195 1.63 195

196 195.50 m. 4568 194.40 196.00 100 1.4 589 7 178 35 5 1.20 549 196

197 + + + 196.60 - 197.00 m. Dacite, contact at 196.60 m. 90° (?). 4569 196.00 197.00 48 0.7 167 9 54 68 2 0.61 549 197

198 197 m. Curved contact: dacite intrudes actinolite rock (?). 1.55 198

199 198.52 m. Contact 90° (?). 4570 197.00 199.00 118 0.9 435 6 77 11 5 0.15 549 199

200 + + + 0.25 200

201 + + 0.65 201

202 + + + 201.50 m. Relict breccia. 4571 199.00 203.00 49 0.8 139 18 150 77 3 0.29 549 202

203 + + + 2.04 203

204 + + 203.50 m. Relict breccia. 1.02 204

205 + + + 1.76 205

206 + + + 4572 203.00 207.00 33 3.2 581 20 201 106 4 1.63 549 206

207 + + 1.49 207

208 + + + 208.00 m. Relict breccia. 1.46 208

209 + + 0.60 209

210 + + + 4573 207.00 211.00 31 1.3 314 22 97 194 4 0.55 549 210

211 + + + 0.92 211

212 + + 1.11 212

213 + + + Inclusions of breccia and actinolite rock. 0.69 213

214 + + + 4574 211.00 215.00 24 2.1 395 27 222 101 2 1.22 549 214

215 + + 1.13 215

216 + + + 1.19 216

217 + + 0.88 217

218 + + + Inclusion of tremolite-rock, breccia fragments. 4575 215.00 219.00 31 1.4 226 11 124 28 6 0.64 549 218

219 + + + 0.90 219

220 + + 219.60 - 221.00 m. Fractured. 0.65 220

221 + + + 4576 219.00 221.00 51 1.0 116 48 114 1798 7 0.70 549 221

222 + + + 221.00 - 221.40 m. Quartzite. 0.76 222

223 + + 4577 221.00 223.00 19 0.5 72 27 50 30 <1 0.16 549 223

224 + + + 0.27 224

225 + + + 0.73 225

226 + + Breccia fragments. 4578 223.00 227.00 34 0.8 120 27 103 43 2 0.20 549 226

227 + + + 226.76 m: Thin section. 0.68 227

228 + + + Breccia fragment. 0.14 228

229 + + Contact: 30-40° Inclusions of actinolite rock. 4579 227.00 229.00 26 0.7 218 13 101 111 8 0.61 549 229

230 229.10 m. (Foliation of actinolite rock at contact.) 0.09 230

231 Pervasive actinolite - biotite alteration, foliated 45°. 4580 229.00 231.00 16 0.3 234 <2 34 13 1 1.09 549 231

232 1.97 232

233 Relict breccia textures. 4581 231.00 233.00 75 0.6 529 <2 52 18 2 2.78 549 233

234O O O O Foliation: 60°. Mylonitic (grey) quartzitic breccia. 0.97 234

235 234.20 m: 1 cm, qtz-cpy-apy-sph veinlet, 60°. 234.3: 1 cm, qtz-apy-sph veinlet, 80°. 4582 233.00 235.00 787 27.6 883 151 756 1289 2 10.60 549 235

236 1.49 236

237 O O O 236.15 m 4583 235.00 237.00 42 1.5 662 10 242 15 89 1.50 549 237

238O O O O ? Intrusive replacing metasediment. 0.27 238

239 O O O 4584 237.00 240.00 91 3.0 494 14 64 136 2 0.42 549 239

240O O O O 239.05 - 239.70 m: Actinolite (biotite) rock. 5.61 240

241 O O O 0.67 241

242O O O O 0.56 242

243 O O O 4585 240.00 244.00 51 0.6 152 21 66 49 6 1.79 549 243

244O O O O 0.76 244

245 O O O 4586 244.00 245.00 284 1.2 144 105 77 92 3 0.64 549 245

246O O O O 1.13 246

247 O O O 247.40 m 0.88 247

248 X X X 4587 245.00 249.00 227 4.3 572 64 145 15 6 0.69 549 248

249O O O O 248.03 m 1.12 249

250 O O O 249.81 m: 1.01 250

251 0.49 251

252 ~ ~ ~ 250.93 m 4588 249.00 253.00 340 3.6 707 42 103 73 6 0.40 549 252

253 ~ ~ ~ 0.29 253

254 ~ ~ ~ 0.34 254

255 254.16 m. Thin section. 0.56 255

256O O O O 255.80 m. 4589 253.00 257.00 540 2.9 586 113 302 75 29 0.64 549 256

257 O O O 257: 5 cm, micro-qtz veined (stage) fracture, 30°. 0.94 257

258O O O O 257 - 257.60 m. Actinolite-biotite (replacement). 0.71 258

259 O O O 258.7 - 258.85 m. Moderate actinolite-biotite replacement. 0.42 259

260 O ~ O ~ 259.45 - 261: Chlorite. 4590 257.00 261.00 300 1.2 488 15 58 12 4 0.02 549 260

261 ~O ~ O Tourmaline 0.11 261

262 O ~ O ~ Foliation: 30° - subparallel core. 0.15 262

263 ~O ~ O 0.04 263

264 O ~ O ~ 4591 261.00 265.00 46 <0.2 56 7 37 <5 2 0.51 549 264

265 ~O ~ O 0.15 265

266 O ~ O ~ 0.64 266

267 ~O ~ O 0.66 267

268 O ~ O ~ 5 mm, qtz-cpy-sph/po veinlet, 0°. 4592 265.00 269.00 195 3.2 343 114 300 29 6 0.34 549 268

269 ~O ~ O 0.72 269

270 O ~ O ~ 0.67 270

271 ~O ~ O Foliation: 20° - subparallel core. 0.55 271

272 O ~ O ~ 4593 269.00 272.90 257 1.4 214 27 82 171 8 1.51 549 272

273 ~O ~ O 0.42 273

END OF HOLE AT 272.90 M.

PREMETAMORPHIC "WHITE" DIKE (?)

DDH - GY - 02

METEORIZED INTRUSIVE

QUARTZITIC BRECCIA (kaolinized: Py - Apy)

"DACITE"Quartz, carbonate, chlorite, sericite, py, sph, cpy fractures

along core-axis.

Strong actinolite-biotite alteration.

DACITE/QTZ-DIORITE(abundant clasts of quartzitic breccia).

GREY QUARTZITIC BRECCIASomewhat mylonitic, recrystallized.

Actinolite-biotite altered rock.

(Updated August 3, 1997)

QUARTZITIC BRECCIA METEORIZED

QUARTZITIC BRECCIAMylonitic foliation subparallel core, chl-ser-qtz-py/po-apy-sph alteration

"DACITE"

QUARTZITIC BRECCIA(mylonitic banding)

"DACITE" (Moderately silicified, scricitized)

QUARTZITIC BRECCIA

DACITE (silicified: Po - Cpy - Apy)

DACITE(moderately silicified, digesting fragments of

quartzite breccia)

QUARTZITIC BRECCIA - DACITE

Quartzitic mylonite - mylonitic grey breccia(silified, qtz veinlets following drill core)

Strong silicification, mm-cm spaced(micro-)qtz-cpy-py/po.along core axis - 15

GREY QUARTZITIC BRECCIA

QUARTZITIC MYLONITE GRADING INTO MYLONITIC

GREY BRECCIA.

META-SILTSTONE GRADING INTO

QUARTZITIC BRECCIA

Mm-qtz-py-cpy-sph-cpy veinlets, 90-140 to core axis

Actinolite (-biotite) replacement

MYLONITIC QUARTZITIC BRECCIA

4567 193.70 194.40 99 1.2 22488 4 84 2 549

CP 4843 0.50 - 0.95 m: Au 1464

9.00 a 9.70 m Contamination

99

TOTALLY WEATHERED ROCK

BROWN BIOTITE ALTERED AMPHIBOLITE (?)

+ +

247.83 m. Thin section.

~ O ~O ~ O

O O OStrong actinolite-biotite replacement.

Quartzitic mylonite (?fine grained metasediment?)Foliation 70 .

226




DIRECTION: N/A



1 ° ° ° ° ° 0.11 1

2 ° ° ° ° ° 3486 0.00 3.00 1.52 1392 1.4 496 56 388 153 6 0.02 518 2

3 ° ° ° ° ° 0.09 3

4 ° ° ° ° ° 0.02 4

5 + + + 3487 3.00 6.00 0.27 245 2.4 267 147 459 105 4 0.02 518 5

6 + + 0.85 6


8O O O O 3488 6.00 9.00 0.17 207 2.2 217 61 374 65 4 0.06 518 8

9 O O O 0.09 9

10O O O O 9.95 m: 4844 9.00 9.70 32 <0.2 341 4 1480 61 2 0.07 518 10

11 O O O 3489 9.70 11.00 1.36 1299 2.7 468 28 257 49 30 0.16 518 11

12O O O O 3490 11.00 12.00 12.50 14400 6.0 34 22 392 1177 11 0.06 518 12


14 + + 4203 13.00 14.00 292 2.7 420 11 884 100 2 0.15 518 14

15 + + + 0.82 15

16 + + 4204 14.00 16.00 119 3.2 524 18 580 230 2 0.52 518 16

17 + + + 1.22 17

18 + + 4205 16.00 18.00 356 2.3 276 16 410 301 2 0.35 518 18

19 18.54 m: 0.22 19

20 O O O 4206 18.00 20.00 94 0.6 53 17 401 747 5 0.31 518 20

21O O O O 0.20 21

22 O O O 21.86 m: 4349 20.00 22.00 132 2.4 257 9 271 542 5 0.25 543 22

23 + + + 3.43 23

24 + + 4350 22.00 24.00 854 3.3 614 10 412 228 3 0.16 543 24

25 + + + 4351 24.00 25.00 315 3.5 836 28 250 275 3 3.11 543 25

26O O O O 25.21 m: 0.10 26

27 O O O 4352 25.00 28.00 781 2.1 330 4 321 352 4 0.38 543 27

28O O O O 0.71 28

29 O O O 0.03 29

30O O O O 4353 28.00 31.00 907 1.1 396 4 67 103 3 0.05 543 30

31 O O O 0.05 31

32O O O O 0.07 32

33 O O O 4354 31.00 34.00 230 2.2 422 20 445 42 4 0.10 543 33

34O O O O 0.40 34

35 O O O 0.10 35

36O O O O 4355 34.00 37.00 307 0.8 109 5 104 53 3 0.04 543 36

37 O O O 0.09 37

38O O O O 0.03 38

39 O O O 38.5 m. 4356 37.00 40.00 0.53 457 1.4 244 4 320 35 2 0.16 543 39


41 O O O 40.3 m. 0.09 41

42O O O O 4357 40.00 43.00 1.19 1169 2.6 662 15 259 81 3 0.09 543 42

43 O O O 0.10 43

44O O O O 0.11 44


46O O O O 0.02 46

47 O O O 47.20 m 0.22 47

48 + + + 4359 46.00 48.00 1.04 823 1.0 297 8 45 77 6 0.14 543 48

49 + + 3492 48.00 49.00 2.32 2218 10.7 904 19 1088 113 4 0.42 518 49

50O O O O 48.92 m: 3493 49.00 50.00 1.45 1727 0.2 11 12 18 59 4 0.12 518 50

51 O O O 51.00 m. 3494 50.00 51.00 0.65 683 0.8 528 12 41 32 3 0.08 518 51


53 + + + 52.70 m. 3496 52.00 53.00 2.10 2195 3.2 770 14 64 39 4 0.25 518 53

54 + + 3497 53.00 54.00 0.05 39 0.3 22 8 9 51 4 0.07 518 54


56 + + 55.55 m. 3499 54.70 55.62 3.02 2841 65.6 4074 36 731 690 14 0.24 518 56


58 + + 58.00 m. 3501 57.00 58.00 0.64 594 2.9 228 52 54 216 9 1.78 518 58


60 + + 3503 59.00 60.00 39.72 33230 44.4 6802 18 292 150 6 0.54 518 60

61 + + + 3504 60.00 61.00 5.03 4828 46.1 7234 163 432 510 40 1.18 518 61


63 + + + 3506 62.00 63.00 7.04 7324 71.3 5184 48 296 277 12 0.21 518 63

64 + + 3507 63.00 64.00 7.58 7441 37.5 3518 21 197 385 12 0.24 518 64

65 + + + 65.00 m. 3508 64.00 65.00 2.09 1761 47.7 4325 104 187 517 5 0.05 518 65


67 + + + 67.50 m. 3510 66.00 67.00 22.77 23130 67.0 312 92 123 432 7 0.11 518 67

68 + + 3511 67.00 68.50 10.95 12470 37.5 708 44 109 126 13 0.40 518 68


70 + + 3513 69.50 70.25 13.66 18790 11.0 182 45 111 175 16 0.16 518 70

71 + + + 3514 70.25 71.00 26.47 27560 209.0 2274 26 137 228 11 0.14 518 71

72 + + 3515 71.00 72.00 4.24 3094 63.8 8077 13 108 143 4 0.12 518 72


74 + + 3517 73.00 74.00 4.46 4394 3.2 54 14 399 93 15 2.92 518 74

75 + + + 3518 74.00 75.00 14.59 4007 2.5 492 45 573 48 5 0.13 518 75

76 + + 3519 75.00 76.00 3.26 3871 38.2 2904 62 1269 201 13 2.68 518 76

77 + + + 3520 76.00 77.00 2.93 2880 23.6 3079 449 713 399 7 1.18 518 77

78 + + 3521 77.00 78.00 2.15 2262 83.7 11000 202 439 1379 31 0.31 518 78


80 + + 3523 79.00 80.00 4.65 4948 10.3 445 743 1014 4042 17 0.05 518 80


82 + + 3525 81.00 82.00 3.11 2785 5.4 1138 58 37 214 8 0.24 518 82

83 + + + 3526 82.00 83.00 4.31 2552 4.3 655 166 6590 1333 85 0.22 518 83

84 + + 3527 83.00 84.00 3.67 3648 6.5 1106 107 2775 1168 30 0.37 518 84

85 + + + 3528 84.00 85.00 3.06 3469 11.2 3698 61 634 689 19 1.35 518 85

86 + + 3529 85.00 86.00 1.20 1006 8.6 3602 40 527 117 6 1.60 518 86

87 O O O 3530 86.00 87.00 0.68 698 2.5 813 24 88 44 5 0.59 518 87


89 + + + 3532 88.00 89.00 1.32 1489 26.5 11000 75 1086 480 33 1.73 518 89

90 + + 3533 89.00 90.00 4.41 4175 23.9 11000 151 1071 551 28 2.20 518 90

91 + + + 3534 90.00 91.00 3.72 3661 14.7 5578 115 1748 831 26 2.35 518 91

92 + + 3535 91.00 92.00 1.98 1958 7.3 1096 41 1294 282 42 1.06 518 92


94 O O O 94.00 m. 3537 93.00 94.00 1.67 1750 1.4 397 33 774 241 12 0.95 518 94

95 + + + 3538 94.00 95.00 6.28 6022 7.6 3206 60 1244 171 13 2.63 518 95

96 + + 96.40 m. 4196 95.00 96.00 2.29 3265 1.8 533 24 621 284 6 1.03 536 96

97 + + + 0.35 97


99 + + + 4198 98.00 99.00 0.39 467 4.6 1941 81 357 222 6 0.27 536 99

100 + + 0.79 100

101 + + + 4199 99.00 102.00 0.38 389 4.3 1669 38 513 81 3 0.47 536 101

102 + + 102.10 m. 0.18 102

103O O O O 103.00 m. 0.18 103

104 + + 4200 102.00 105.00 23 0.7 129 23 383 27 3 0.31 536 104

105 + + + 0.23 105

106 + + 0.61 106

107 + + + 4201 105.00 108.00 23 0.5 76 36 477 110 3 0.50 536 107

108 107.50 m. 0.31 108

109O O O O 5.11 109


111O O O O 0.84 111

112 O O O 0.07 112

113O O O O 4543 111.00 114.00 50 0.9 478 19 200 93 2 0.05 549 113

114 O O O 0.05 114

115 114.50 m. 0.19 115

116 4544 114.00 116.00 540 2.0 3202 21 225 122 2 0.30 549 116

117 0.23 117

118 4545 116.00 118.00 2267 1.0 1748 6 91 87 <1 0.91 549 118

119 O ~ O ~ 118.33 m. 0.63 119

120 ~O ~ O 4546 118.00 121.00 1905 1.0 494 13 83 250 <1 0.07 549 120

121 O ~ O ~ 0.09 121

122 ~O ~ O 0.50 122

123 O ~ O ~ 4547 121.00 124.00 719 3.1 511 34 374 139 5 0.23 549 123

124 ~O ~ O 0.12 124

125 O ~ O ~ 0.10 125

126 ~O ~ O 125.50 m. 4548 124.00 127.00 1155 1.3 484 19 241 195 <1 0.39 549 126



129 4549 127.00 129.00 4765 0.6 2231 <2 34 81 <1 0.88 549 129

130 0.97 130

131 4550 129.00 131.00 819 0.5 729 14 46 107 <1 1.72 549 131

132 ~ O ~ 1.09 132


134 4207 132.70 134.00 278 1.8 1127 10 56 82 2 1.10 536 134


136 0.55 136

137 4209 135.00 137.00 657 1.5 1535 21 312 67 5 0.99 536 137

138 ~ O ~ 138.00 m 4210 137.00 138.00 517 1.5 1189 22 112 74 17 0.12 536 138

139 ~O ~ O 4211 138.00 139.00 293 1.7 322 53 166 118 8 0.16 536 139

140 O ~ O ~ 139.75 m. 4212 139.00 140.00 1108 2.7 3832 31 154 114 5 0.75 536 140

141 ~O ~ O 4213 140.00 141.00 2025 17.5 7472 43 465 355 5 0.33 536 141

142 O ~ O ~ 4214 141.00 142.00 995 9.6 4738 33 286 432 12 1.79 536 142

143 ~O ~ O 4215 142.00 143.00 2738 15.7 8784 385 641 2077 6 2.78 536 143

144 O O O 143.50 m. 4216 143.00 144.00 446 11.4 5126 211 423 1390 4 1.29 536 144


146 O O O 4218 145.00 146.00 891 7.3 2486 23 203 423 3 0.61 536 146

147O O O O 4219 146.00 147.00 1503 3.0 863 29 180 63 4 0.51 536 147


149O O O O (Cpy, py/po, sph) 4221 148.00 149.00 4309 10.8 2637 58 449 225 40 0.41 536 149

150 O O O 4222 149.00 150.00 4204 8.8 4867 24 313 164 8 1.07 536 150

151O O O O 4223 150.00 151.00 1435 5.9 1589 29 184 281 10 0.37 536 151

152 O O O 0.17 152

153O O O O 4224 151.00 154.00 1603 8.5 2487 29 222 71 15 0.28 536 153

154 O O O 0.24 154

155 O O O 154.50 m. 0.64 155

156O O O O 4225 154.00 157.00 766 4.2 1211 18 144 174 23 0.19 536 156

157 O O O 0.19 157

158O O O O 0.81 158

159 O O O 4552 157.00 160.00 372 1.5 553 12 128 253 32 0.22 549 159

160O O O O 0.37 160

161 O O O 0.61 161

162O O O O 161.60 m. 4553 160.00 161.60 321 2.8 1018 12 167 189 26 0.35 549 162

163 O O O 4554 161.60 162.60 538 1.9 747 13 122 161 17 0.40 549 163

164O O O O 163.60 m. 4555 162.60 163.60 1504 4.9 1645 14 149 119 27 0.84 549 164



167 ~O ~ O 166.20 m 0.08 167


169 ~O ~ O 169.00 m. 0.14 169

170 ~ ~ ~ 4558 168.00 171.00 187 0.6 219 7 43 165 2 0.10 549 170

171 ~O ~ O 0.26 171

172 O ~ O ~ 0.43 172

173 ~O ~ O 4559 171.00 174.00 474 1.5 541 9 72 225 1 0.25 549 173

174 O ~ O ~ Foliation: 65°. 0.05 174

175 ~O ~ O 0.09 175

176 O ~ O ~ 4560 174.00 177.00 148 1.0 473 7 54 30 2 0.27 549 176

177 ~O ~ O 1.15 177

178 O ~ O ~ 1.52 178

179 O O O 4561 177.00 180.00 53 1.6 536 7 89 81 1 0.14 549 179

180O O O O 0.07 180

181 ~O ~ O 0.90 181

182 O ~ O ~ 4562 180.00 183.00 284 2.2 615 8 79 82 <1 0.57 549 182


184 O ~ O ~ 0.02 184

185 ~O ~ O 4563 183.00 186.00 29 0.5 134 6 56 111 <1 0.30 549 185

186 ~ ~ ~ 0.76 186


188 4564 186.00 189.00 15 0.3 95 5 46 15 1 0.13 549 188


190 0.56 190

191 4565 189.00 192.00 31 1.2 433 10 74 11 <1 0.14 549 191

192 191.70 m 0.90 192

193 4566 192.00 193.70 178 1.5 707 33 39 232 2 0.62 549 193


195 1.63 195

196 195.50 m. 4568 194.40 196.00 100 1.4 589 7 178 35 5 1.20 549 196



199 198.52 m. Contact 90° (?). 4570 197.00 199.00 118 0.9 435 6 77 11 5 0.15 549 199

200 + + + 0.25 200

201 + + 0.65 201

202 + + + 201.50 m. Relict breccia. 4571 199.00 203.00 49 0.8 139 18 150 77 3 0.29 549 202

203 + + + 2.04 203

204 + + 203.50 m. Relict breccia. 1.02 204

205 + + + 1.76 205

206 + + + 4572 203.00 207.00 33 3.2 581 20 201 106 4 1.63 549 206

207 + + 1.49 207

208 + + + 208.00 m. Relict breccia. 1.46 208

209 + + 0.60 209

210 + + + 4573 207.00 211.00 31 1.3 314 22 97 194 4 0.55 549 210

211 + + + 0.92 211

212 + + 1.11 212


214 + + + 4574 211.00 215.00 24 2.1 395 27 222 101 2 1.22 549 214

215 + + 1.13 215

216 + + + 1.19 216

217 + + 0.88 217


219 + + + 0.90 219

220 + + 219.60 - 221.00 m. Fractured. 0.65 220

221 + + + 4576 219.00 221.00 51 1.0 116 48 114 1798 7 0.70 549 221

222 + + + 221.00 - 221.40 m. Quartzite. 0.76 222

223 + + 4577 221.00 223.00 19 0.5 72 27 50 30 <1 0.16 549 223

224 + + + 0.27 224

225 + + + 0.73 225


227 + + + 226.76 m: Thin section. 0.68 227





232 1.97 232




236 1.49 236

237 O O O 236.15 m 4583 235.00 237.00 42 1.5 662 10 242 15 89 1.50 549 237


239 O O O 4584 237.00 240.00 91 3.0 494 14 64 136 2 0.42 549 239


241 O O O 0.67 241

242O O O O 0.56 242

243 O O O 4585 240.00 244.00 51 0.6 152 21 66 49 6 1.79 549 243

244O O O O 0.76 244

245 O O O 4586 244.00 245.00 284 1.2 144 105 77 92 3 0.64 549 245

246O O O O 1.13 246

247 O O O 247.40 m 0.88 247

248 X X X 4587 245.00 249.00 227 4.3 572 64 145 15 6 0.69 549 248

249O O O O 248.03 m 1.12 249

250 O O O 249.81 m: 1.01 250

251 0.49 251

252 ~ ~ ~ 250.93 m 4588 249.00 253.00 340 3.6 707 42 103 73 6 0.40 549 252

253 ~ ~ ~ 0.29 253

254 ~ ~ ~ 0.34 254

255 254.16 m. Thin section. 0.56 255

256O O O O 255.80 m. 4589 253.00 257.00 540 2.9 586 113 302 75 29 0.64 549 256




260 O ~ O ~ 259.45 - 261: Chlorite. 4590 257.00 261.00 300 1.2 488 15 58 12 4 0.02 549 260



263 ~O ~ O 0.04 263

264 O ~ O ~ 4591 261.00 265.00 46 <0.2 56 7 37 <5 2 0.51 549 264

265 ~O ~ O 0.15 265

266 O ~ O ~ 0.64 266

267 ~O ~ O 0.66 267


269 ~O ~ O 0.72 269

270 O ~ O ~ 0.67 270


272 O ~ O ~ 4593 269.00 272.90 257 1.4 214 27 82 171 8 1.51 549 272

273 ~O ~ O 0.42 273



DDH - GY - 02




along core-axis.








"DACITE"



QUARTZITIC BRECCIA



quartzite breccia)






GREY BRECCIA.


QUARTZITIC BRECCIA




4567 193.70 194.40 99 1.2 22488 4 84 2 549

CP 4843 0.50 - 0.95 m: Au 1464


99



+ +


~ O ~O ~ O



227




DIRECTION: N/A



1 ° ° ° ° ° 0.11 1

2 ° ° ° ° ° 3486 0.00 3.00 1.52 1392 1.4 496 56 388 153 6 0.02 518 2

3 ° ° ° ° ° 0.09 3

4 ° ° ° ° ° 0.02 4

5 + + + 3487 3.00 6.00 0.27 245 2.4 267 147 459 105 4 0.02 518 5

6 + + 0.85 6


8O O O O 3488 6.00 9.00 0.17 207 2.2 217 61 374 65 4 0.06 518 8

9 O O O 0.09 9

10O O O O 9.95 m: 4844 9.00 9.70 32 <0.2 341 4 1480 61 2 0.07 518 10

11 O O O 3489 9.70 11.00 1.36 1299 2.7 468 28 257 49 30 0.16 518 11

12O O O O 3490 11.00 12.00 12.50 14400 6.0 34 22 392 1177 11 0.06 518 12


14 + + 4203 13.00 14.00 292 2.7 420 11 884 100 2 0.15 518 14

15 + + + 0.82 15

16 + + 4204 14.00 16.00 119 3.2 524 18 580 230 2 0.52 518 16

17 + + + 1.22 17

18 + + 4205 16.00 18.00 356 2.3 276 16 410 301 2 0.35 518 18

19 18.54 m: 0.22 19

20 O O O 4206 18.00 20.00 94 0.6 53 17 401 747 5 0.31 518 20

21O O O O 0.20 21

22 O O O 21.86 m: 4349 20.00 22.00 132 2.4 257 9 271 542 5 0.25 543 22

23 + + + 3.43 23

24 + + 4350 22.00 24.00 854 3.3 614 10 412 228 3 0.16 543 24

25 + + + 4351 24.00 25.00 315 3.5 836 28 250 275 3 3.11 543 25

26O O O O 25.21 m: 0.10 26

27 O O O 4352 25.00 28.00 781 2.1 330 4 321 352 4 0.38 543 27

28O O O O 0.71 28

29 O O O 0.03 29

30O O O O 4353 28.00 31.00 907 1.1 396 4 67 103 3 0.05 543 30

31 O O O 0.05 31

32O O O O 0.07 32

33 O O O 4354 31.00 34.00 230 2.2 422 20 445 42 4 0.10 543 33

34O O O O 0.40 34

35 O O O 0.10 35

36O O O O 4355 34.00 37.00 307 0.8 109 5 104 53 3 0.04 543 36

37 O O O 0.09 37

38O O O O 0.03 38

39 O O O 38.5 m. 4356 37.00 40.00 0.53 457 1.4 244 4 320 35 2 0.16 543 39


41 O O O 40.3 m. 0.09 41

42O O O O 4357 40.00 43.00 1.19 1169 2.6 662 15 259 81 3 0.09 543 42

43 O O O 0.10 43

44O O O O 0.11 44


46O O O O 0.02 46

47 O O O 47.20 m 0.22 47

48 + + + 4359 46.00 48.00 1.04 823 1.0 297 8 45 77 6 0.14 543 48

49 + + 3492 48.00 49.00 2.32 2218 10.7 904 19 1088 113 4 0.42 518 49

50O O O O 48.92 m: 3493 49.00 50.00 1.45 1727 0.2 11 12 18 59 4 0.12 518 50

51 O O O 51.00 m. 3494 50.00 51.00 0.65 683 0.8 528 12 41 32 3 0.08 518 51


53 + + + 52.70 m. 3496 52.00 53.00 2.10 2195 3.2 770 14 64 39 4 0.25 518 53

54 + + 3497 53.00 54.00 0.05 39 0.3 22 8 9 51 4 0.07 518 54


56 + + 55.55 m. 3499 54.70 55.62 3.02 2841 65.6 4074 36 731 690 14 0.24 518 56


58 + + 58.00 m. 3501 57.00 58.00 0.64 594 2.9 228 52 54 216 9 1.78 518 58


60 + + 3503 59.00 60.00 39.72 33230 44.4 6802 18 292 150 6 0.54 518 60

61 + + + 3504 60.00 61.00 5.03 4828 46.1 7234 163 432 510 40 1.18 518 61


63 + + + 3506 62.00 63.00 7.04 7324 71.3 5184 48 296 277 12 0.21 518 63

64 + + 3507 63.00 64.00 7.58 7441 37.5 3518 21 197 385 12 0.24 518 64

65 + + + 65.00 m. 3508 64.00 65.00 2.09 1761 47.7 4325 104 187 517 5 0.05 518 65


67 + + + 67.50 m. 3510 66.00 67.00 22.77 23130 67.0 312 92 123 432 7 0.11 518 67

68 + + 3511 67.00 68.50 10.95 12470 37.5 708 44 109 126 13 0.40 518 68


70 + + 3513 69.50 70.25 13.66 18790 11.0 182 45 111 175 16 0.16 518 70

71 + + + 3514 70.25 71.00 26.47 27560 209.0 2274 26 137 228 11 0.14 518 71

72 + + 3515 71.00 72.00 4.24 3094 63.8 8077 13 108 143 4 0.12 518 72


74 + + 3517 73.00 74.00 4.46 4394 3.2 54 14 399 93 15 2.92 518 74

75 + + + 3518 74.00 75.00 14.59 4007 2.5 492 45 573 48 5 0.13 518 75

76 + + 3519 75.00 76.00 3.26 3871 38.2 2904 62 1269 201 13 2.68 518 76

77 + + + 3520 76.00 77.00 2.93 2880 23.6 3079 449 713 399 7 1.18 518 77

78 + + 3521 77.00 78.00 2.15 2262 83.7 11000 202 439 1379 31 0.31 518 78


80 + + 3523 79.00 80.00 4.65 4948 10.3 445 743 1014 4042 17 0.05 518 80


82 + + 3525 81.00 82.00 3.11 2785 5.4 1138 58 37 214 8 0.24 518 82

83 + + + 3526 82.00 83.00 4.31 2552 4.3 655 166 6590 1333 85 0.22 518 83

84 + + 3527 83.00 84.00 3.67 3648 6.5 1106 107 2775 1168 30 0.37 518 84

85 + + + 3528 84.00 85.00 3.06 3469 11.2 3698 61 634 689 19 1.35 518 85

86 + + 3529 85.00 86.00 1.20 1006 8.6 3602 40 527 117 6 1.60 518 86

87 O O O 3530 86.00 87.00 0.68 698 2.5 813 24 88 44 5 0.59 518 87


89 + + + 3532 88.00 89.00 1.32 1489 26.5 11000 75 1086 480 33 1.73 518 89

90 + + 3533 89.00 90.00 4.41 4175 23.9 11000 151 1071 551 28 2.20 518 90

91 + + + 3534 90.00 91.00 3.72 3661 14.7 5578 115 1748 831 26 2.35 518 91

92 + + 3535 91.00 92.00 1.98 1958 7.3 1096 41 1294 282 42 1.06 518 92


94 O O O 94.00 m. 3537 93.00 94.00 1.67 1750 1.4 397 33 774 241 12 0.95 518 94

95 + + + 3538 94.00 95.00 6.28 6022 7.6 3206 60 1244 171 13 2.63 518 95

96 + + 96.40 m. 4196 95.00 96.00 2.29 3265 1.8 533 24 621 284 6 1.03 536 96

97 + + + 0.35 97


99 + + + 4198 98.00 99.00 0.39 467 4.6 1941 81 357 222 6 0.27 536 99

100 + + 0.79 100

101 + + + 4199 99.00 102.00 0.38 389 4.3 1669 38 513 81 3 0.47 536 101

102 + + 102.10 m. 0.18 102

103O O O O 103.00 m. 0.18 103

104 + + 4200 102.00 105.00 23 0.7 129 23 383 27 3 0.31 536 104

105 + + + 0.23 105

106 + + 0.61 106

107 + + + 4201 105.00 108.00 23 0.5 76 36 477 110 3 0.50 536 107

108 107.50 m. 0.31 108

109O O O O 5.11 109


111O O O O 0.84 111

112 O O O 0.07 112

113O O O O 4543 111.00 114.00 50 0.9 478 19 200 93 2 0.05 549 113

114 O O O 0.05 114

115 114.50 m. 0.19 115

116 4544 114.00 116.00 540 2.0 3202 21 225 122 2 0.30 549 116

117 0.23 117

118 4545 116.00 118.00 2267 1.0 1748 6 91 87 <1 0.91 549 118

119 O ~ O ~ 118.33 m. 0.63 119

120 ~O ~ O 4546 118.00 121.00 1905 1.0 494 13 83 250 <1 0.07 549 120

121 O ~ O ~ 0.09 121

122 ~O ~ O 0.50 122

123 O ~ O ~ 4547 121.00 124.00 719 3.1 511 34 374 139 5 0.23 549 123

124 ~O ~ O 0.12 124

125 O ~ O ~ 0.10 125

126 ~O ~ O 125.50 m. 4548 124.00 127.00 1155 1.3 484 19 241 195 <1 0.39 549 126



129 4549 127.00 129.00 4765 0.6 2231 <2 34 81 <1 0.88 549 129

130 0.97 130

131 4550 129.00 131.00 819 0.5 729 14 46 107 <1 1.72 549 131

132 ~ O ~ 1.09 132


134 4207 132.70 134.00 278 1.8 1127 10 56 82 2 1.10 536 134


136 0.55 136

137 4209 135.00 137.00 657 1.5 1535 21 312 67 5 0.99 536 137

138 ~ O ~ 138.00 m 4210 137.00 138.00 517 1.5 1189 22 112 74 17 0.12 536 138

139 ~O ~ O 4211 138.00 139.00 293 1.7 322 53 166 118 8 0.16 536 139

140 O ~ O ~ 139.75 m. 4212 139.00 140.00 1108 2.7 3832 31 154 114 5 0.75 536 140

141 ~O ~ O 4213 140.00 141.00 2025 17.5 7472 43 465 355 5 0.33 536 141

142 O ~ O ~ 4214 141.00 142.00 995 9.6 4738 33 286 432 12 1.79 536 142

143 ~O ~ O 4215 142.00 143.00 2738 15.7 8784 385 641 2077 6 2.78 536 143

144 O O O 143.50 m. 4216 143.00 144.00 446 11.4 5126 211 423 1390 4 1.29 536 144


146 O O O 4218 145.00 146.00 891 7.3 2486 23 203 423 3 0.61 536 146

147O O O O 4219 146.00 147.00 1503 3.0 863 29 180 63 4 0.51 536 147


149O O O O (Cpy, py/po, sph) 4221 148.00 149.00 4309 10.8 2637 58 449 225 40 0.41 536 149

150 O O O 4222 149.00 150.00 4204 8.8 4867 24 313 164 8 1.07 536 150

151O O O O 4223 150.00 151.00 1435 5.9 1589 29 184 281 10 0.37 536 151

152 O O O 0.17 152

153O O O O 4224 151.00 154.00 1603 8.5 2487 29 222 71 15 0.28 536 153

154 O O O 0.24 154

155 O O O 154.50 m. 0.64 155

156O O O O 4225 154.00 157.00 766 4.2 1211 18 144 174 23 0.19 536 156

157 O O O 0.19 157

158O O O O 0.81 158

159 O O O 4552 157.00 160.00 372 1.5 553 12 128 253 32 0.22 549 159

160O O O O 0.37 160

161 O O O 0.61 161

162O O O O 161.60 m. 4553 160.00 161.60 321 2.8 1018 12 167 189 26 0.35 549 162

163 O O O 4554 161.60 162.60 538 1.9 747 13 122 161 17 0.40 549 163

164O O O O 163.60 m. 4555 162.60 163.60 1504 4.9 1645 14 149 119 27 0.84 549 164



167 ~O ~ O 166.20 m 0.08 167


169 ~O ~ O 169.00 m. 0.14 169

170 ~ ~ ~ 4558 168.00 171.00 187 0.6 219 7 43 165 2 0.10 549 170

171 ~O ~ O 0.26 171

172 O ~ O ~ 0.43 172

173 ~O ~ O 4559 171.00 174.00 474 1.5 541 9 72 225 1 0.25 549 173

174 O ~ O ~ Foliation: 65°. 0.05 174

175 ~O ~ O 0.09 175

176 O ~ O ~ 4560 174.00 177.00 148 1.0 473 7 54 30 2 0.27 549 176

177 ~O ~ O 1.15 177

178 O ~ O ~ 1.52 178

179 O O O 4561 177.00 180.00 53 1.6 536 7 89 81 1 0.14 549 179

180O O O O 0.07 180

181 ~O ~ O 0.90 181

182 O ~ O ~ 4562 180.00 183.00 284 2.2 615 8 79 82 <1 0.57 549 182


184 O ~ O ~ 0.02 184

185 ~O ~ O 4563 183.00 186.00 29 0.5 134 6 56 111 <1 0.30 549 185

186 ~ ~ ~ 0.76 186


188 4564 186.00 189.00 15 0.3 95 5 46 15 1 0.13 549 188


190 0.56 190

191 4565 189.00 192.00 31 1.2 433 10 74 11 <1 0.14 549 191

192 191.70 m 0.90 192

193 4566 192.00 193.70 178 1.5 707 33 39 232 2 0.62 549 193


195 1.63 195

196 195.50 m. 4568 194.40 196.00 100 1.4 589 7 178 35 5 1.20 549 196



199 198.52 m. Contact 90° (?). 4570 197.00 199.00 118 0.9 435 6 77 11 5 0.15 549 199

200 + + + 0.25 200

201 + + 0.65 201

202 + + + 201.50 m. Relict breccia. 4571 199.00 203.00 49 0.8 139 18 150 77 3 0.29 549 202

203 + + + 2.04 203

204 + + 203.50 m. Relict breccia. 1.02 204

205 + + + 1.76 205

206 + + + 4572 203.00 207.00 33 3.2 581 20 201 106 4 1.63 549 206

207 + + 1.49 207

208 + + + 208.00 m. Relict breccia. 1.46 208

209 + + 0.60 209

210 + + + 4573 207.00 211.00 31 1.3 314 22 97 194 4 0.55 549 210

211 + + + 0.92 211

212 + + 1.11 212


214 + + + 4574 211.00 215.00 24 2.1 395 27 222 101 2 1.22 549 214

215 + + 1.13 215

216 + + + 1.19 216

217 + + 0.88 217


219 + + + 0.90 219

220 + + 219.60 - 221.00 m. Fractured. 0.65 220

221 + + + 4576 219.00 221.00 51 1.0 116 48 114 1798 7 0.70 549 221

222 + + + 221.00 - 221.40 m. Quartzite. 0.76 222

223 + + 4577 221.00 223.00 19 0.5 72 27 50 30 <1 0.16 549 223

224 + + + 0.27 224

225 + + + 0.73 225


227 + + + 226.76 m: Thin section. 0.68 227





232 1.97 232




236 1.49 236

237 O O O 236.15 m 4583 235.00 237.00 42 1.5 662 10 242 15 89 1.50 549 237


239 O O O 4584 237.00 240.00 91 3.0 494 14 64 136 2 0.42 549 239


241 O O O 0.67 241

242O O O O 0.56 242

243 O O O 4585 240.00 244.00 51 0.6 152 21 66 49 6 1.79 549 243

244O O O O 0.76 244

245 O O O 4586 244.00 245.00 284 1.2 144 105 77 92 3 0.64 549 245

246O O O O 1.13 246

247 O O O 247.40 m 0.88 247

248 X X X 4587 245.00 249.00 227 4.3 572 64 145 15 6 0.69 549 248

249O O O O 248.03 m 1.12 249

250 O O O 249.81 m: 1.01 250

251 0.49 251

252 ~ ~ ~ 250.93 m 4588 249.00 253.00 340 3.6 707 42 103 73 6 0.40 549 252

253 ~ ~ ~ 0.29 253

254 ~ ~ ~ 0.34 254

255 254.16 m. Thin section. 0.56 255

256O O O O 255.80 m. 4589 253.00 257.00 540 2.9 586 113 302 75 29 0.64 549 256




260 O ~ O ~ 259.45 - 261: Chlorite. 4590 257.00 261.00 300 1.2 488 15 58 12 4 0.02 549 260



263 ~O ~ O 0.04 263

264 O ~ O ~ 4591 261.00 265.00 46 <0.2 56 7 37 <5 2 0.51 549 264

265 ~O ~ O 0.15 265

266 O ~ O ~ 0.64 266

267 ~O ~ O 0.66 267


269 ~O ~ O 0.72 269

270 O ~ O ~ 0.67 270


272 O ~ O ~ 4593 269.00 272.90 257 1.4 214 27 82 171 8 1.51 549 272

273 ~O ~ O 0.42 273



DDH - GY - 02




along core-axis.








"DACITE"



QUARTZITIC BRECCIA



quartzite breccia)






GREY BRECCIA.


QUARTZITIC BRECCIA




4567 193.70 194.40 99 1.2 22488 4 84 2 549

CP 4843 0.50 - 0.95 m: Au 1464


99



+ +


~ O ~O ~ O



228




DIRECTION: N/A



1 ° ° ° ° ° 0.11 1

2 ° ° ° ° ° 3486 0.00 3.00 1.52 1392 1.4 496 56 388 153 6 0.02 518 2

3 ° ° ° ° ° 0.09 3

4 ° ° ° ° ° 0.02 4

5 + + + 3487 3.00 6.00 0.27 245 2.4 267 147 459 105 4 0.02 518 5

6 + + 0.85 6


8O O O O 3488 6.00 9.00 0.17 207 2.2 217 61 374 65 4 0.06 518 8

9 O O O 0.09 9

10O O O O 9.95 m: 4844 9.00 9.70 32 <0.2 341 4 1480 61 2 0.07 518 10

11 O O O 3489 9.70 11.00 1.36 1299 2.7 468 28 257 49 30 0.16 518 11

12O O O O 3490 11.00 12.00 12.50 14400 6.0 34 22 392 1177 11 0.06 518 12


14 + + 4203 13.00 14.00 292 2.7 420 11 884 100 2 0.15 518 14

15 + + + 0.82 15

16 + + 4204 14.00 16.00 119 3.2 524 18 580 230 2 0.52 518 16

17 + + + 1.22 17

18 + + 4205 16.00 18.00 356 2.3 276 16 410 301 2 0.35 518 18

19 18.54 m: 0.22 19

20 O O O 4206 18.00 20.00 94 0.6 53 17 401 747 5 0.31 518 20

21O O O O 0.20 21

22 O O O 21.86 m: 4349 20.00 22.00 132 2.4 257 9 271 542 5 0.25 543 22

23 + + + 3.43 23

24 + + 4350 22.00 24.00 854 3.3 614 10 412 228 3 0.16 543 24

25 + + + 4351 24.00 25.00 315 3.5 836 28 250 275 3 3.11 543 25

26O O O O 25.21 m: 0.10 26

27 O O O 4352 25.00 28.00 781 2.1 330 4 321 352 4 0.38 543 27

28O O O O 0.71 28

29 O O O 0.03 29

30O O O O 4353 28.00 31.00 907 1.1 396 4 67 103 3 0.05 543 30

31 O O O 0.05 31

32O O O O 0.07 32

33 O O O 4354 31.00 34.00 230 2.2 422 20 445 42 4 0.10 543 33

34O O O O 0.40 34

35 O O O 0.10 35

36O O O O 4355 34.00 37.00 307 0.8 109 5 104 53 3 0.04 543 36

37 O O O 0.09 37

38O O O O 0.03 38

39 O O O 38.5 m. 4356 37.00 40.00 0.53 457 1.4 244 4 320 35 2 0.16 543 39


41 O O O 40.3 m. 0.09 41

42O O O O 4357 40.00 43.00 1.19 1169 2.6 662 15 259 81 3 0.09 543 42

43 O O O 0.10 43

44O O O O 0.11 44


46O O O O 0.02 46

47 O O O 47.20 m 0.22 47

48 + + + 4359 46.00 48.00 1.04 823 1.0 297 8 45 77 6 0.14 543 48

49 + + 3492 48.00 49.00 2.32 2218 10.7 904 19 1088 113 4 0.42 518 49

50O O O O 48.92 m: 3493 49.00 50.00 1.45 1727 0.2 11 12 18 59 4 0.12 518 50

51 O O O 51.00 m. 3494 50.00 51.00 0.65 683 0.8 528 12 41 32 3 0.08 518 51


53 + + + 52.70 m. 3496 52.00 53.00 2.10 2195 3.2 770 14 64 39 4 0.25 518 53

54 + + 3497 53.00 54.00 0.05 39 0.3 22 8 9 51 4 0.07 518 54


56 + + 55.55 m. 3499 54.70 55.62 3.02 2841 65.6 4074 36 731 690 14 0.24 518 56


58 + + 58.00 m. 3501 57.00 58.00 0.64 594 2.9 228 52 54 216 9 1.78 518 58


60 + + 3503 59.00 60.00 39.72 33230 44.4 6802 18 292 150 6 0.54 518 60

61 + + + 3504 60.00 61.00 5.03 4828 46.1 7234 163 432 510 40 1.18 518 61


63 + + + 3506 62.00 63.00 7.04 7324 71.3 5184 48 296 277 12 0.21 518 63

64 + + 3507 63.00 64.00 7.58 7441 37.5 3518 21 197 385 12 0.24 518 64

65 + + + 65.00 m. 3508 64.00 65.00 2.09 1761 47.7 4325 104 187 517 5 0.05 518 65


67 + + + 67.50 m. 3510 66.00 67.00 22.77 23130 67.0 312 92 123 432 7 0.11 518 67

68 + + 3511 67.00 68.50 10.95 12470 37.5 708 44 109 126 13 0.40 518 68


70 + + 3513 69.50 70.25 13.66 18790 11.0 182 45 111 175 16 0.16 518 70

71 + + + 3514 70.25 71.00 26.47 27560 209.0 2274 26 137 228 11 0.14 518 71

72 + + 3515 71.00 72.00 4.24 3094 63.8 8077 13 108 143 4 0.12 518 72


74 + + 3517 73.00 74.00 4.46 4394 3.2 54 14 399 93 15 2.92 518 74

75 + + + 3518 74.00 75.00 14.59 4007 2.5 492 45 573 48 5 0.13 518 75

76 + + 3519 75.00 76.00 3.26 3871 38.2 2904 62 1269 201 13 2.68 518 76

77 + + + 3520 76.00 77.00 2.93 2880 23.6 3079 449 713 399 7 1.18 518 77

78 + + 3521 77.00 78.00 2.15 2262 83.7 11000 202 439 1379 31 0.31 518 78


80 + + 3523 79.00 80.00 4.65 4948 10.3 445 743 1014 4042 17 0.05 518 80


82 + + 3525 81.00 82.00 3.11 2785 5.4 1138 58 37 214 8 0.24 518 82

83 + + + 3526 82.00 83.00 4.31 2552 4.3 655 166 6590 1333 85 0.22 518 83

84 + + 3527 83.00 84.00 3.67 3648 6.5 1106 107 2775 1168 30 0.37 518 84

85 + + + 3528 84.00 85.00 3.06 3469 11.2 3698 61 634 689 19 1.35 518 85

86 + + 3529 85.00 86.00 1.20 1006 8.6 3602 40 527 117 6 1.60 518 86

87 O O O 3530 86.00 87.00 0.68 698 2.5 813 24 88 44 5 0.59 518 87


89 + + + 3532 88.00 89.00 1.32 1489 26.5 11000 75 1086 480 33 1.73 518 89

90 + + 3533 89.00 90.00 4.41 4175 23.9 11000 151 1071 551 28 2.20 518 90

91 + + + 3534 90.00 91.00 3.72 3661 14.7 5578 115 1748 831 26 2.35 518 91

92 + + 3535 91.00 92.00 1.98 1958 7.3 1096 41 1294 282 42 1.06 518 92


94 O O O 94.00 m. 3537 93.00 94.00 1.67 1750 1.4 397 33 774 241 12 0.95 518 94

95 + + + 3538 94.00 95.00 6.28 6022 7.6 3206 60 1244 171 13 2.63 518 95

96 + + 96.40 m. 4196 95.00 96.00 2.29 3265 1.8 533 24 621 284 6 1.03 536 96

97 + + + 0.35 97


99 + + + 4198 98.00 99.00 0.39 467 4.6 1941 81 357 222 6 0.27 536 99

100 + + 0.79 100

101 + + + 4199 99.00 102.00 0.38 389 4.3 1669 38 513 81 3 0.47 536 101

102 + + 102.10 m. 0.18 102

103O O O O 103.00 m. 0.18 103

104 + + 4200 102.00 105.00 23 0.7 129 23 383 27 3 0.31 536 104

105 + + + 0.23 105

106 + + 0.61 106

107 + + + 4201 105.00 108.00 23 0.5 76 36 477 110 3 0.50 536 107

108 107.50 m. 0.31 108

109O O O O 5.11 109


111O O O O 0.84 111

112 O O O 0.07 112

113O O O O 4543 111.00 114.00 50 0.9 478 19 200 93 2 0.05 549 113

114 O O O 0.05 114

115 114.50 m. 0.19 115

116 4544 114.00 116.00 540 2.0 3202 21 225 122 2 0.30 549 116

117 0.23 117

118 4545 116.00 118.00 2267 1.0 1748 6 91 87 <1 0.91 549 118

119 O ~ O ~ 118.33 m. 0.63 119

120 ~O ~ O 4546 118.00 121.00 1905 1.0 494 13 83 250 <1 0.07 549 120

121 O ~ O ~ 0.09 121

122 ~O ~ O 0.50 122

123 O ~ O ~ 4547 121.00 124.00 719 3.1 511 34 374 139 5 0.23 549 123

124 ~O ~ O 0.12 124

125 O ~ O ~ 0.10 125

126 ~O ~ O 125.50 m. 4548 124.00 127.00 1155 1.3 484 19 241 195 <1 0.39 549 126



129 4549 127.00 129.00 4765 0.6 2231 <2 34 81 <1 0.88 549 129

130 0.97 130

131 4550 129.00 131.00 819 0.5 729 14 46 107 <1 1.72 549 131

132 ~ O ~ 1.09 132


134 4207 132.70 134.00 278 1.8 1127 10 56 82 2 1.10 536 134


136 0.55 136

137 4209 135.00 137.00 657 1.5 1535 21 312 67 5 0.99 536 137

138 ~ O ~ 138.00 m 4210 137.00 138.00 517 1.5 1189 22 112 74 17 0.12 536 138

139 ~O ~ O 4211 138.00 139.00 293 1.7 322 53 166 118 8 0.16 536 139

140 O ~ O ~ 139.75 m. 4212 139.00 140.00 1108 2.7 3832 31 154 114 5 0.75 536 140

141 ~O ~ O 4213 140.00 141.00 2025 17.5 7472 43 465 355 5 0.33 536 141

142 O ~ O ~ 4214 141.00 142.00 995 9.6 4738 33 286 432 12 1.79 536 142

143 ~O ~ O 4215 142.00 143.00 2738 15.7 8784 385 641 2077 6 2.78 536 143

144 O O O 143.50 m. 4216 143.00 144.00 446 11.4 5126 211 423 1390 4 1.29 536 144


146 O O O 4218 145.00 146.00 891 7.3 2486 23 203 423 3 0.61 536 146

147O O O O 4219 146.00 147.00 1503 3.0 863 29 180 63 4 0.51 536 147


149O O O O (Cpy, py/po, sph) 4221 148.00 149.00 4309 10.8 2637 58 449 225 40 0.41 536 149

150 O O O 4222 149.00 150.00 4204 8.8 4867 24 313 164 8 1.07 536 150

151O O O O 4223 150.00 151.00 1435 5.9 1589 29 184 281 10 0.37 536 151

152 O O O 0.17 152

153O O O O 4224 151.00 154.00 1603 8.5 2487 29 222 71 15 0.28 536 153

154 O O O 0.24 154

155 O O O 154.50 m. 0.64 155

156O O O O 4225 154.00 157.00 766 4.2 1211 18 144 174 23 0.19 536 156

157 O O O 0.19 157

158O O O O 0.81 158

159 O O O 4552 157.00 160.00 372 1.5 553 12 128 253 32 0.22 549 159

160O O O O 0.37 160

161 O O O 0.61 161

162O O O O 161.60 m. 4553 160.00 161.60 321 2.8 1018 12 167 189 26 0.35 549 162

163 O O O 4554 161.60 162.60 538 1.9 747 13 122 161 17 0.40 549 163

164O O O O 163.60 m. 4555 162.60 163.60 1504 4.9 1645 14 149 119 27 0.84 549 164



167 ~O ~ O 166.20 m 0.08 167


169 ~O ~ O 169.00 m. 0.14 169

170 ~ ~ ~ 4558 168.00 171.00 187 0.6 219 7 43 165 2 0.10 549 170

171 ~O ~ O 0.26 171

172 O ~ O ~ 0.43 172

173 ~O ~ O 4559 171.00 174.00 474 1.5 541 9 72 225 1 0.25 549 173

174 O ~ O ~ Foliation: 65°. 0.05 174

175 ~O ~ O 0.09 175

176 O ~ O ~ 4560 174.00 177.00 148 1.0 473 7 54 30 2 0.27 549 176

177 ~O ~ O 1.15 177

178 O ~ O ~ 1.52 178

179 O O O 4561 177.00 180.00 53 1.6 536 7 89 81 1 0.14 549 179

180O O O O 0.07 180

181 ~O ~ O 0.90 181

182 O ~ O ~ 4562 180.00 183.00 284 2.2 615 8 79 82 <1 0.57 549 182


184 O ~ O ~ 0.02 184

185 ~O ~ O 4563 183.00 186.00 29 0.5 134 6 56 111 <1 0.30 549 185

186 ~ ~ ~ 0.76 186


188 4564 186.00 189.00 15 0.3 95 5 46 15 1 0.13 549 188


190 0.56 190

191 4565 189.00 192.00 31 1.2 433 10 74 11 <1 0.14 549 191

192 191.70 m 0.90 192

193 4566 192.00 193.70 178 1.5 707 33 39 232 2 0.62 549 193


195 1.63 195

196 195.50 m. 4568 194.40 196.00 100 1.4 589 7 178 35 5 1.20 549 196



199 198.52 m. Contact 90° (?). 4570 197.00 199.00 118 0.9 435 6 77 11 5 0.15 549 199

200 + + + 0.25 200

201 + + 0.65 201

202 + + + 201.50 m. Relict breccia. 4571 199.00 203.00 49 0.8 139 18 150 77 3 0.29 549 202

203 + + + 2.04 203

204 + + 203.50 m. Relict breccia. 1.02 204

205 + + + 1.76 205

206 + + + 4572 203.00 207.00 33 3.2 581 20 201 106 4 1.63 549 206

207 + + 1.49 207

208 + + + 208.00 m. Relict breccia. 1.46 208

209 + + 0.60 209

210 + + + 4573 207.00 211.00 31 1.3 314 22 97 194 4 0.55 549 210

211 + + + 0.92 211

212 + + 1.11 212


214 + + + 4574 211.00 215.00 24 2.1 395 27 222 101 2 1.22 549 214

215 + + 1.13 215

216 + + + 1.19 216

217 + + 0.88 217


219 + + + 0.90 219

220 + + 219.60 - 221.00 m. Fractured. 0.65 220

221 + + + 4576 219.00 221.00 51 1.0 116 48 114 1798 7 0.70 549 221

222 + + + 221.00 - 221.40 m. Quartzite. 0.76 222

223 + + 4577 221.00 223.00 19 0.5 72 27 50 30 <1 0.16 549 223

224 + + + 0.27 224

225 + + + 0.73 225


227 + + + 226.76 m: Thin section. 0.68 227





232 1.97 232




236 1.49 236

237 O O O 236.15 m 4583 235.00 237.00 42 1.5 662 10 242 15 89 1.50 549 237


239 O O O 4584 237.00 240.00 91 3.0 494 14 64 136 2 0.42 549 239


241 O O O 0.67 241

242O O O O 0.56 242

243 O O O 4585 240.00 244.00 51 0.6 152 21 66 49 6 1.79 549 243

244O O O O 0.76 244

245 O O O 4586 244.00 245.00 284 1.2 144 105 77 92 3 0.64 549 245

246O O O O 1.13 246

247 O O O 247.40 m 0.88 247

248 X X X 4587 245.00 249.00 227 4.3 572 64 145 15 6 0.69 549 248

249O O O O 248.03 m 1.12 249

250 O O O 249.81 m: 1.01 250

251 0.49 251

252 ~ ~ ~ 250.93 m 4588 249.00 253.00 340 3.6 707 42 103 73 6 0.40 549 252

253 ~ ~ ~ 0.29 253

254 ~ ~ ~ 0.34 254

255 254.16 m. Thin section. 0.56 255

256O O O O 255.80 m. 4589 253.00 257.00 540 2.9 586 113 302 75 29 0.64 549 256




260 O ~ O ~ 259.45 - 261: Chlorite. 4590 257.00 261.00 300 1.2 488 15 58 12 4 0.02 549 260



263 ~O ~ O 0.04 263

264 O ~ O ~ 4591 261.00 265.00 46 <0.2 56 7 37 <5 2 0.51 549 264

265 ~O ~ O 0.15 265

266 O ~ O ~ 0.64 266

267 ~O ~ O 0.66 267


269 ~O ~ O 0.72 269

270 O ~ O ~ 0.67 270


272 O ~ O ~ 4593 269.00 272.90 257 1.4 214 27 82 171 8 1.51 549 272

273 ~O ~ O 0.42 273



DDH - GY - 02




along core-axis.








"DACITE"



QUARTZITIC BRECCIA



quartzite breccia)






GREY BRECCIA.


QUARTZITIC BRECCIA




4567 193.70 194.40 99 1.2 22488 4 84 2 549

CP 4843 0.50 - 0.95 m: Au 1464


99



+ +


~ O ~O ~ O



229

ANEXO 3

VISTA ISOMETRICA DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN

231

ANEXO 4

VISTA FRONTAL DEL BLOQUE DE EXPLOTACIÓN

233

ANEXO 5

MAPA DE UBICACIÓN DEL BLOQUE DE ORO DENTRO DE LA

CONCESIÓN EL GUAYABO

universidad central del ecuador … · 2.2 formulación del proyecto integrador ... 3.6 reservas...

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