UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR … · 2.2 Formulación del proyecto integrador ... 3.6 Reservas...
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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
v
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,
PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE 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
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,
PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE 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
Tabla.35 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación
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
Tabla.42 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel.
................................................................................................................... 146
Tabla.43 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación
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
Tabla.50 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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)
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
Tabla.12 Rugosidad de las juntas. Jr
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Fuente: Mecánica de Rocas, Fundamentos de Ingeniería de Taludes, 2004
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
-
-
Autor: Jefferson Romero, 2017
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
77
Gráfico N.8 Corte B-B1.Avance programado con el diagrama de disparo en V
Autor: Jefferson Romero, 2017
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017
80
Grafico N.10 Corte C-C1 Distribución de todos los barrenos a lo largo del pozo.
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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)
Peso de la carga de fondo
𝑄𝑐𝑓 = 𝐶𝑐𝑓 𝑥 ℎ𝑐𝑓2
𝑄𝑐𝑓 = 1,57𝐾𝑔
𝑚 𝑥 0,27𝑚
𝑄𝑐𝑓 = 0,42 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 =0,47
0,27
𝑵 = 𝟏, 𝟕𝟒 ≈ 𝟐 𝑪𝒂𝒓𝒕𝒖𝒄𝒉𝒐𝒔 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒈𝒆𝒍 𝑨𝒎𝒐𝒏 𝒑𝒐𝒓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐
Longitud de retacado (h0)
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
Número de unidades de Emulsen 910 para carga de Columna (Ncc)
𝑁𝑐𝑐2 =𝑄𝑐𝑐2
𝑃𝑒𝑚
𝑁𝑐𝑐2 =0,31𝐾𝑔
0,235 𝐾𝑔
𝑵𝒄𝒄𝟐 = 𝟏, 𝟑𝟐
Donde:
Pem: Peso de la emulsión 910
Se utilizarán 2 unidades de Emulsen 910 como carga de columna.
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 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) 0,42
Cantidad de carga por barreno (EMULSEN 910) (Kg) 0,31
Cantidad de carga total de explosivo por barreno (Kg) 0,73
Autor: Jefferson Romero, 2017
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.
Peso de la carga de fondo
𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 𝐶𝑐𝑓𝑐𝑐 𝑥 ℎ𝑐𝑓𝑐𝑐
𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 1,57𝐾𝑔
𝑚 𝑥 0,32𝑚
𝑄𝑐𝑓−𝑐𝑐 = 0,50 𝐾𝑔
Número de cartuchos de Explogel para carga de fondo
𝑁 =𝑄𝑐𝑓𝑑
𝑃
Donde P es el peso del cartucho de explogel Amon, entonces tenemos:
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
Número de unidades de Emulsen 910 para carga de Columna (Ncc)
𝑁𝑐𝑐−𝑐𝑐 =𝑄𝑐𝑐𝑑
𝑃𝑒𝑚
𝑁𝑐𝑐 =0,27𝐾𝑔
0,235 𝐾𝑔
𝑵𝒄𝒄 = 𝟏, 𝟏𝟓
Donde:
Pem: Peso de la emulsión 910
Se utilizarán 2 unidades de Emulsen 910 como carga de columna.
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 Total del barrenos 12
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) 0,50
Cantidad de carga por barreno (EMULSEN 910) (Kg) 0,27
Cantidad de carga total de explosivo por barreno (Kg) 0,77
Autor: Jefferson Romero, 2017
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
Longitud de retacado (h0)
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 Total del barrenos 30
Número de unidades de SOFTRON por barreno 1
Cantidad de carga por barreno (SOFTRON) (Kg) 0,153
Cantidad de carga total de explosivo por barreno (Kg) 0,153
Autor: Jefferson Romero, 2017
93
Costo de la carga explosiva para la voladura en el pozo.
Tabla.23 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
Fuente: EXPLOCEM C.A
Costo de carga explosiva por metro de avance
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝑇𝑐𝑒
𝐴𝑟
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
147,67 $
1,1 𝑚
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 134,25 $/𝑚
Útiles de perforación en el pozo
Tabla.24 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en pozo de
preparación.
PARAMETROS SIMBOLOGIA VALOR UNIDADES
Longitud del pozo de preparación Lpz 35 m
Número de barrenos por disparo Nb 54 u
Vida útil de broca de 38 mm VUbr 100 m de
perforación
Vida útil del barreno de inserción cónica de
1,8m
VUba 250 m de
perforación
Autor: Jefferson Romero, 2017
94
Consumo de brocas de cincel de diámetro 38mm
El número de brocas a utilizar en las galerías de nivel está dado por la
siguiente fórmula (Tomado del Manual de perforación ATLAS COPCO):
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑝𝑧 𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 35 𝑥 54
100
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 18,9 ≈ 19 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠
Consumo de barrenos de inserción cónica hexagonal.
El uso de barrenos de longitud 1,2m está dado por:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑝𝑧 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑝𝑧𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 35 𝑥 54
250
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 7,56 ≈ 8 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠
95
Se recomienda tener 9 barrenos en consideración por imprevistos que puedan
ocurrir en las operaciones de perforación.
Costo de útiles de perforación
Tabla.25 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en el pozo de
preparación.
PARÁMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
Costo de útiles de perforación para el pozo
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝐶𝑇𝑈𝑃
𝐴𝑟
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
2775$
1,1𝑚
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
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
Autor: Jefferson Romero, 2017
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
𝛾𝑟𝑥) + 1,5] 𝐷𝑒𝑥
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
𝛾𝑟𝑥) + 1,5] 𝐷𝑒𝑥
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
𝛾𝑟𝑥) + 1,5] 𝐷𝑒𝑥
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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 -
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Concentración de carga de columna
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)
𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓
𝑚𝑒𝑥𝐴
𝑁𝑄𝑓 = 0,30
0,197
𝑁𝑄𝑓 = 1,52 ≈ 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = (22,86
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = 0,45 𝑚
Longitud de carga de columna (hcc)
ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)
ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,45 + 0,80)
ℎ𝑄𝑐 = 0,45 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,30 𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐
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
Número de cartuchos para la carga de fondo (NQf)
𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓
𝑚𝑒𝑥𝐴
𝑁𝑄𝑓 = 0,30
0,197
𝑁𝑄𝑓 = 1,52 ≈ 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = (22,86
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = 0,45 𝑚
128
Longitud de carga de columna (hcc)
ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)
ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,45 + 0,80)
ℎ𝑄𝑐 = 0,45 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,35 𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐
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
Número de cartuchos para la carga de fondo (NQf)
𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓
𝑚𝑒𝑥𝐴
129
𝑁𝑄𝑓 = 0,60
0,197
𝑁𝑄𝑓 = 3,04 ≈ 3 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = (22,86
100) 𝑥 3
ℎ𝑓 = 0,68 𝑚
Longitud de carga de columna (hcc)
ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)
ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,68 + 0,80)
ℎ𝑄𝑐 = 0,52 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,40 𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐
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
La carga de fondo es de 0,25 Kg y la concentración de carga de columna es
de 0,30Kg/m.
Carga de fondo (Qf)
𝑄𝑓 = 0,25 𝐾𝑔
Número de cartuchos para la carga de fondo (NQf)
𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓
𝑚𝑒𝑥𝐴
𝑁𝑄𝑓 = 0,25
0,197
𝑁𝑄𝑓 = 1,27 ≈ 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = (22,86
100) 𝑥 2
ℎ𝑓 = 0,46 𝑚
Longitud de carga de columna (hcc)
ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)
ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,46 + 0,10)
ℎ𝑄𝑐 = 1,14 𝑚
131
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,30𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐
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
La carga de fondo es de 0,45 Kg y la concentración de carga de columna es
de 0,35Kg/m.
Carga de fondo (Qf)
𝑄𝑓 = 0,45 𝐾𝑔
Número de cartuchos para la carga de fondo (NQf)
𝑁𝑄𝑓 = 𝑄𝑓
𝑚𝑒𝑥𝐴
𝑁𝑄𝑓 = 0,45
0,197
𝑁𝑄𝑓 = 2,28 ≈ 3 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
132
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = (𝑙𝑒𝑥𝐴
100) 𝑥 𝑁𝑄𝑓
ℎ𝑓 = (22,86
100) 𝑥 3
ℎ𝑓 = 0,68 𝑚
Longitud de carga de columna (hcc)
ℎ𝑄𝑐 = 𝐿 𝑟𝑝 − (ℎ𝑓 + 𝑇𝑡)
ℎ𝑄𝑐 = 1,7 − (0,68 + 0,10)
ℎ𝑄𝑐 = 0,92 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,35𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = ℎ𝑄𝑐 𝑥 𝐶𝑄𝑐
𝑄𝑐 = 0,92 𝑥 0,35
𝑄𝑐 = 0,32𝐾𝑔
Carga total de los barrenos de cuele
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Tabla.34 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel.
DESCRIPCIÓN CANTIDAD PRECIO COSTO TOTAL
Explogel Amon 11,66 Kg 4,36 $/Kg 50,84 $
Anfo 7,73 Kg 0,65 $/Kg 5,02 $
Mecha deflagrante 54,6 m 0,26 $/m 14,2 $
Conectores 26 unidades 0,47$/unidad 12,22 $
Fulminante N0 8 26 unidades 0,26 $/unidad 6,76 $
Total costo de explosivos (Tce) - - 89,04 $/por disparo
Fuente: Catálogo EXPLOCEN C.A
Costo de carga explosiva por metro de avance
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝑇𝑐𝑒
𝐴𝑟
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
89,04 $
1,6 𝑚
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 55,65$/𝑚
Útiles de perforación en galerías de nivel
Tabla.35 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en galerías
de nivel.
PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDADES
Longitud de la galería de nivel Lgn 40 m
Número de barrenos por disparo Nb 26 -
Vida útil de broca de 38 mm VUbr 100 m de
perforación
Vida útil del barreno de inserción cónica de
1,8m
VUba 250 m de
perforación
Autor: Jefferson Romero, 2017.
135
Consumo de brocas de cincel de diámetro 38mm
El número de brocas a utilizar en las galerías de nivel está dado por la
siguiente fórmula:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 40 𝑥 26
100
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 10,4 ≈ 11 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠
Consumo de barrenos de inserción cónica hexagonal.
El uso de barrenos de longitud 1,8m está dado por:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑔𝑛 𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 40 𝑥 26
250
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 4,16 ≈ 5 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠
Se recomienda tener 5 barrenos en consideración por imprevistos que puedan
ocurrir en las operaciones de perforación.
136
Costo de útiles de perforación
Tabla.36 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en galerías de
nivel.
PÁRAMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)
Broca de cincel de 38 mm 11 75$/unidad 825
Barreno hexagonal de 1,8m 5 150$/unidad 750
Costo total de útiles de perforación (CTUP) - - 1575
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Costo de útiles de perforación por metro de avance
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝐶𝑇𝑈𝑃
𝐴𝑟
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
1575$
1,6𝑚
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Gráfico N.18 Diseño de cuele y contracuele para perforación de las chimeneas
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Burden y espaciamiento
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
Burden y espaciamiento
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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 -
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
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 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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
𝑁𝑄𝑓 = 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓𝑝 = 0,46 𝑚
Longitud de carga de columna (hQc)
ℎ𝑄𝑐 = 1,08𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 1,01 𝐾𝑔/𝑚
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
Cantidad de cartuchos de explosivo en la carga de fondo
𝑁𝑄𝑓 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfp)
ℎ𝑓 = 0,23 𝑚
Longitud de carga de columna (hQc)
142
ℎ𝑄𝑐 = 0,67𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,30 𝐾𝑔/𝑚
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
La carga de fondo es de 0,30 Kg y la concentración de carga de columna
es de 0,35 Kg/m.
Carga de Fondo (Qfhs)
𝑄𝑓ℎ𝑠 = 0,30𝐾𝑔
Cantidad de cartuchos de explosivo en la carga de fondo
𝑁𝑄𝑓ℎ𝑠 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfhs)
ℎ𝑓ℎ𝑠 = 0,23 𝑚
Longitud de carga de columna (hQc)
ℎ𝑄𝑐 = 0,67𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,35 𝐾𝑔/𝑚
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
La carga de fondo es de 0,25 Kg y la concentración de carga de columna
es de 0,30 Kg/m.
Carga de Fondo (Qfc)
𝑄𝑓𝑐 = 0,25𝐾𝑔
Cantidad de cartuchos de explosivo en la carga de fondo
𝑁𝑄𝑓𝑐 = 1 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfhs)
ℎ𝑓𝑐 = 0,23 𝑚
Longitud de carga de columna (hQc)
ℎ𝑄𝑐 = 1,37 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,30 𝐾𝑔/𝑚
Carga de columna
𝑄𝑐 = 0,41 𝐾𝑔
Carga total de los barrenos de cuele
𝑄𝑇𝑐 = 2,64 𝐾𝑔
144
Cantidad de carga para barrenos de contracuele en las chimeneas
La carga de fondo es de 0,45 Kg y la concentración de carga de columna
es de 0,35 Kg/m.
Carga de Fondo (Qfcc)
𝑄𝑓𝑐𝑐 = 0,45𝐾𝑔
Cantidad de cartuchos de explosivo en la carga de fondo
𝑁𝑄𝑓𝑐𝑐 = 2 𝑐𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
Longitud de carga de fondo (hfcc)
ℎ𝑓𝑐 = 0,46 𝑚
Longitud de carga de columna (hQc)
ℎ𝑄𝑐 = 1,14 𝑚
Concentración de carga de columna
𝐶𝑄𝑐 = 0,35 𝐾𝑔/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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Tabla.41 Total de iniciadores que se necesitan para las voladuras de las chimeneas.
INICIADORES MECHA
DEFLAGRANTE
CONECTORES FULMINANTES
UNIDAD (m/barreno) (unidad/barreno) (unidad/barreno)
CANTIDAD/BARRENO 2,1 1 1
TOTAL POR DISPARO 33,6 16 16
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Costo de la carga explosiva para la voladura en galerías de nivel
Tabla.42 Costo de carga explosiva por cada voladura en galería de nivel.
DESCRIPCIÓN CANTIDAD PRECIO COSTO TOTAL
Explogel Amon 6,76 Kg 4,36 $/Kg 29,47 $
Anfo 7,87 Kg 0,65 $/Kg 5,12 $
Mecha deflagrante 33,6 m 0,26 $/m 8,74 $
Conectores 16 unidades 0,47$/unidad 7,52 $
Fulminante N0 8 16 unidades 0,26 $/unidad 4,16 $
Total costo de explosivos (Tce) - - 54,01 $/por disparo
Fuente: Catálogo EXPLOCEM C.A
Costo de carga explosiva por metro de avance
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝑇𝑐𝑒
𝐴𝑟
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
55,01 $
1,6 𝑚
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 34,38 $/𝑚
Útiles de perforación en las chimeneas
Tabla.43 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en las
chimeneas.
PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDADES
Longitud de la chimenea Lch 15 m
Número de barrenos por disparo Nb 16 -
Vida útil de broca de 38 mm VUbr 100 m de
perforación
Vida útil del barreno de inserción cónica de
1,8m
VUba 250 m de
perforación
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Consumo de brocas de cincel de diámetro 38mm
El número de brocas a utilizar en las galerías de nivel está dado por la
siguiente fórmula:
147
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 30 𝑥 16
100
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 4,8 ≈ 5 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠
Consumo de barrenos de inserción cónica hexagonal.
El uso de barrenos de longitud 1,8m está dado por:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑐ℎ 𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 30 𝑥 16
250
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 1,92 ≈ 2 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠
Se recomienda tener tres barrenos en consideración de imprevistos que
puedan ocurrir en las operaciones de perforación.
Costo de útiles de perforación
148
Tabla.44Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en las
chimeneas.
PARÁMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)
Broca de cicel de 38 mm 5 75$/unidad 375
Barreno hexagonal de 1,8m 2 150$/unidad 300
Costo total de útiles de perforación (CTUP) - - 675
Fuente: Catálogo KRAHAM S.L y TECNOCHINA
Costo de útiles de perforación por metro de avance
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝐶𝑇𝑈𝑃
𝐴𝑟
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
675$
1,6𝑚
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
152
Malla de perforación para franja de explotación.
Gráfico N.21 Malla de perforación de la Franja de explotación en el bloque.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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.
PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDADES
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
Diámetro de perforación Dh 38 mm
Rendimiento de voladura Rv 95 %
Rendimiento de perforación Rp 95 %
Longitud del barreno Lb 1.8 m
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Longitud de carga de columna (hQc)
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
𝐶𝑄𝑐 = 0,51 𝐾𝑔/𝑚
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
CONECTORES FULMINANTES
UNIDAD (m/barreno) (unidad/barreno) (unidad/barreno)
CANTIDAD/BARRENO 2,1 1 1
TOTAL POR DISPARO 147 70 70
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Costo de la carga explosiva para la voladura en galerías de nivel
Tabla.49 Costo de carga explosiva por cada voladura en la franja de explotación.
DESCRIPCIÓN CANTIDAD PRECIO COSTO TOTAL
Anfo Aluminizado 10% 40,56 Kg 1,45 $/Kg 58,81 $
Explogel Amon 100,8 Kg 4,36 $/Kg 439,49 $
Mecha deflagrante 147 m 0,26 $/m 38,22$
Conectores 70 unidades 0,47$/unidad 32,90 $
Fulminante N0 8 70 unidades 0,26 $/unidad 18,20 $
Total costo de explosivos (Tce) - - 587,62 $/por disparo
Fuente: Catálogo EXPLOCEN C.A
156
Costo de explosivo por metro de avance en la explotación.
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜= 345,69
Útiles de perforación en la franja de explotación.
Tabla.50 Parámetros para el cálculo del consumo de útiles de perforación en la franja
de explotación.
PARÁMETROS SIMBOLOGÍA VALOR UNIDADES
Longitud de la franja de explotación Lfe 4 m
Número de barrenos por disparo Nb 70 -
Vida útil de broca de 38 mm VUbr 100 m de
perforación
Vida útil del barreno de inserción cónica de
1,8m
VUba 250 m de
perforación
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Fuente: Catalogo KRAHAM S.L Y TECNOCHINA
Consumo de brocas de cincel de diámetro 38mm
El número de brocas a utilizar en la franja de explotación está dado por la
siguiente fórmula:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑓𝑒 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 𝐿𝑓𝑒𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑟
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 4 𝑥 70
100
𝑁𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠 = 2,8 ≈ 3 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎𝑠
157
Consumo de barrenos de inserción cónica hexagonal.
El uso de barrenos de longitud 1,8m está dado por:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑚 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐿𝑓𝑒 𝑥 𝑁𝑏
Entonces:
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 𝐿𝑓𝑒𝑥 𝑁𝑏
𝑉𝑈𝑏𝑎
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 70 𝑥 4
250
𝑁𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠 = 1,12 ≈ 2 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜𝑠
Se recomienda tener tres barrenos en consideración de imprevistos que
puedan ocurrir en las operaciones de perforación.
Costo de útiles de perforación
Tabla.51 Parámetros para el cálculo del costo de útiles de perforación en la franja de
explotación.
PARÁMETROS CANTIDAD COSTO/UNIDAD TOTAL($)
Broca de cicel de 38 mm 3 75$/unidad 225
Barreno hexagonal de 1,8m 3 150$/unidad 450
Costo total de útiles de perforación (CTUP) - - 675
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Fuente: Catalogo KRAHAM S.L Y TECNOCHINA
Costo de útiles de perforación por metro de avance
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
𝐶𝑇𝑈𝑃
𝐴𝑟
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜=
675$
1,6𝑚
158
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜
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)
159
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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 $/h
Autor: Jefferson Romero, 2017.
En la tabla N.50, se resume los costos de mano de obra de un perforista,
tomando el salario nominal dependiendo del cargo de ocupación en la mina.
175
Según los cálculos realizados anteriormente se resumen el costo de mano de
obra (Tabla.56) para todos los cargos que se ocupará en las operaciones
mineras de explotación de la mina.
Tabla.56 Resumen de costos de mano de obra
CARGO
SALARIO
NOMINAL
FACTOR
REAL DE
PAGO
COSTO
POR
HORA
COSTO
POR DIA
SALARIO
REAL
($/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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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 $/h
Perforadora 1200 6 6.67 1.111
Accesorios de perforadora 96 1 3.18 0.531
Compresor 97000 120 26.94 4.491
Bomba 3090 36 2.86 0.477
Ventilador 3500 96 1.22 0.203
Winche 65000 96 22.57 3.762
Brújula 630 60 0.35 0.058
Vagones 1200 12 3.33 0.556
Costo por hora la maquinaria 11.187
Autor: Jefferson Romero, 2017.
177
En el costo del equipo y la maquinaria se toma en cuenta 6 horas de trabajo,
dos turnos cada día (Tabla.59).
5.5.4 Costos unitarios para cada actividad en la preparación del
campo minero
5.5.4.1 Costo Pozo (Labor de acceso)
178
Tabla.60 Costo Unitario calculado para la perforación del pozo.
PERFORACIÓN
Rubro de análisis Avance de pega Descripción Perforación
Rendimiento 19 (m-perf/h) No. De turnos 1
Unidad a obtener
($/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) ($/m-carg)
EPP 0.21 Varios 54 0.004
Herramienta menor 0.08 Varios 54 0.001
TOTAL 0.01
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio
Unitario Cantidad
Cantidad
Costo
Unitario
($/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
($/m-carg)
Administrativos 10 0.23
Varios (Imprevistos) 3 0.07
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.30
($/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
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
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
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (Ton/h) ($/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)
Administrativos 10 0.27
Varios (Imprevistos) 3 0.08
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 ($/m-inst)
1. COSTOS DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) (m-inst/dia) ($/m-inst)
1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 2 0.44
1 10% Ayudante de
Ing. 3.75 0.37 0.48 0.85 2 0.43
4 100% Obreros 19.04 19.04 1.92 20.96 2 10.48
TOTAL 11.35
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-inst/h) ($/m-inst
EPP 0.21 Varios 2 0.11
Herramienta menor 0.2 Varios 2 0.10
TOTAL 0.21
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio
Unitario Cantidad Costo Unitario
($/unidad) (unidad/m-
inst) ($/inst)
Cables m 1.25 2 2.50
Escaleras m 9.54 1 9.54
Focos unidad 1.5 0.2 0.30
Tuberías m 0.25 1 0.25
Varios Global 0.4 1 0.40
TOTAL 12.99
TOTAL COSTOS DIRECTOS 24.54 ($/m-inst) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo
Unitario
($/m-inst)
Administrativos 10 2.45
Varios (Imprevistos) 3 0.74
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 3.19
($/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
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
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
Varios Global 1.5 35 52.5
TOTAL 773.50
TOTAL COSTOS DIRECTOS 6087.90 ($/global)
2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/global)
Administrativos 10 608.79
Varios (Imprevistos) 3 182.64
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 ($) 19989.48
Autor: Jefferson Romero, 2017.
Costo de la preparación del bloque de oro
184
Tabla.66 Costo Unitario de Perforación de las labores de preparación.
PERFORACIÓN DE LABORES DE PREPARACIÓN
Rubro de analisis Avance de pega 1.7 Descripción Perforación
Rendimiento 19 (m-perf/h) No. De turnos 1
Unidad a
obtener ($/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 0.009 1.35
Brocas Unidades 75 0.004 0.30
Varios Global 1 1 1.00
TOTAL 2.65
TOTAL COSTOS DIRECTOS 3.93 ($/m-perf) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/m-perf)
Administrativos 10 0.39
Varios (Imprevistos) 3 0.12
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.51
($/m-perf) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-perf) 3.93
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-perf) 0.51
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-perf) 4.44
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
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) ($/m-carg)
1 5.00% Sup. Proyecto 7.92 0.40 0.48 0.88 54 0.02
1 5.00% Ayudantes de
Ing 3.74 0.19 0.48 0.67 54 0.01
1 100% Perforista 5.56 5.56 0.48 6.04 54 0.11
2 100% Ayudantes de
perf. 9.87 9.87 0.96 10.83 54 0.20
TOTAL 0.34
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-perf/h) ($/m-carg)
EPP 0.21 Varios 54 0.004
Herramienta menor 0.08 Varios 54 0.001
TOTAL 0.01
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio
Unitario Cantidad
Cantidad
Costo
Unitario
($/unidad) (Unidad/pega) (u/m-carg)
($/m-carg)
Fulminante N.8 Unidades 0.26 26 1
0.26
Mecha deflagrante m 0.26 54.6 1
0.26
Conectores Unidades 0.47 26 1
0.47
Explogel Amon 1 1/4 x 8" Kg 4.36 11.66 0.25
1.09
ANFO Kg 0.65 7.73 0.3
0.20
0.52
TOTAL COSTOS DIRECTOS 0.87 ($/m-carg) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/m-carg)
Administrativos 10 0.09
Varios (Imprevistos) 3 0.03
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.11
($/m-carg) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-carg) 0.87
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-carg) 0.11
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-carg) 0.98
186
Tabla.68 Costo Unitario de carguío de S.E y disparo de las labores chimeneas.
CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO
(CHIMENEAS)
Rubro de análisis Avance de pega (1,7m) Descripción Carga y
disparo
Rendimiento 54 (m-carg/h) No. De turnos 1
Unidad a
obtener ($/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 0.02
1 5.00% Ayudantes de
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
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-carg/h) ($/m-carg)
EPP 0.21 Varios 54 0.004
Herramienta menor 0.08 Varios 54 0.001
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 16 1
0.26
Mecha deflagrante m 0.26 33.6 1
0.26
Conectores Unidades 0.47 16 1
0.47
Explogel Amon 1 1/4 x 8" Kg 4.36 6.76 0.25
1.09
ANFO Kg 0.65 7.87 0.3
0.20
0.52
TOTAL COSTOS DIRECTOS 0.87 ($/m-carg) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/m-carg)
Administrativos 10 0.09
Varios (Imprevistos) 3 0.03
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.11
($/m-carg) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-carg) 0.87
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-carg) 0.11
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-carg) 0.98
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 $/m-riel
1. COSTOS
DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No.
De labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/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) ($/m-riel)
Soldadora 3.32 WEG 1 3.32
EPP 0.21 Varios 1 0.21
Herramienta menor 0.08 Varios 1 0.08
TOTAL 3.61
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio Unitario Cantidad Costo
Unitario
($/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
($/m-riel)
Administrativos 10 5.56
Varios (Imprevistos) 3 1.67
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 7.22
($/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 $/h
1. COSTOS DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) (m-vent/h) $/h
1 10.00% Sup. Proyecto 7.92 0.79 0.48 1.27 1 1.27
1 10.00% Ayudantes de Ing 3.74 0.37 0.48 0.85 1 0.85
1 100% Instalador 4.76 4.76 0.48 5.24 1 5.24
1 100% Ayudantes de
Insalador 4.76 4.76 0.96 5.72 1 5.72
TOTAL 13.09
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-vent/h) $/h
Ventilador 0.27 Varios 1 0.27
EPP 0.42 Varios 1 0.42
Herramienta menor 0.08 Varios 1 0.08
TOTAL 0.77
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio Unitario Cantidad Costo Unitario
($/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
Administrativos 10 1.61
Varios (Imprevistos) 3 0.48
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 $/m-inst
1. COSTOS DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) (m-inst/h) ($/m-inst)
1 10% Sup. Proyecto 7.92 0.79 0.48 1.27 2 0.64
1 10% Ayudantes de Ing 3.74 0.37 0.48 0.85 2 0.43
1 100% Instalador 4.76 4.76 0.48 5.24 2 2.62
1 100% Ayudantes de
Instalador 4.76 4.76 0.96 5.72 2 2.86
TOTAL 6.54
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-inst/h) ($/m-inst)
Bomba neumática 2 in 0.358 Varios 2 0.18
EPP 0.42 Varios 2 0.21
Herramienta menor 0.08 Varios 2 0.04
TOTAL 0.43
c) Materiales
Descripción Unidad
Precio Unitario Cantidad Costo Unitario
($/unidad) (u/m-inst) ($/m-inst)
Tubería Unidades 2.5 1 2.50
Accesorios y acoples Unidades 1.5 3 0.50
Soporte Unidades 1 1 1.00
Varios Global 2 1 2.00
TOTAL 6.00
TOTAL COSTOS DIRECTOS 12.97 ($/m-inst) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/m-inst)
Administrativos 10 1.30
Varios (Imprevistos) 3 0.39
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
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 ($/m-perf)
Barrenos Unidades 150 0.005 0.75
Brocas Unidades 75 0.01 0.75
Varios Global 1 1 1.00
TOTAL 2.50
TOTAL COSTOS DIRECTOS 3.78 ($/m-perf)
2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/m-perf)
Administrativos 10 0.38
Varios (Imprevistos) 3 0.11
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.49
($/m-perf) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-perf) 3.78
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-perf) 0.49
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-perf) 4.27
192
Tabla.74 Costo Unitario del carguío de la S.E y disparo de la franja de explotación.
CARGA DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO (FRANJA DE
EXPLOTACIÓN)
Rubro de análisis Avance de pega (1,7m) Descripción Carga y disparo
Rendimiento 54 (m-carg/h) No. De turnos 1
Unidad a
obtener ($/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 0.02
1 5.00% Ayudantes de
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
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (m-perf/h) ($/m-carg)
EPP 0.21 Varios 54 0.004
Herramienta menor 0.08 Varios 54 0.001
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 70 1
0.26
Mecha deflagrante m 0.26 147 1
0.26
Conectores Unidades 0.47 70 1
0.47
Explogel Amon 1 1/4 x 8" Kg 4.36 100.8 1.44
6.28
ANFO Kg 0.65 40.56 0.58
0.38
0.52
TOTAL COSTOS DIRECTOS 0.87 ($/m-carg) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo
Unitario
($/m-carg)
Administrativos 10 0.09
Varios (Imprevistos) 3 0.03
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.11
($/m-carg) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/m-carg) 0.87
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/m-carg) 0.11
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/m-carg) 0.98
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 ($/Ton)
1. COSTOS
DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No.
De labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) Ton/h ($/Ton)
1 10% Ing de Minas 3.74 0.37 0.48 0.85 10 0.09
1 100% Winchero 3.26 3.26 0.48 3.74 10 0.37
3 100% Obreros 14.27 14.27 1.14 15.41 10 1.54
TOTAL 2.00
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) Ton/h ($/Ton)
Winche 32.21 JSC CR-111 10 3.22
EPP 0.63 Varios 10 0.06
Herramienta menor 0.08 Varios 10 0.01
TOTAL 3.29
TOTAL COSTOS DIRECTOS 5.29 ($/Ton) 2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo Unitario
($/Ton)
Administrativos 10 0.53
Varios (Imprevistos) 3 0.16
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.69
($/Ton) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/Ton) 5.29
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/Ton) 0.69
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/Ton) 5.98
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 $/Ton
1. COSTOS DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) (Ton/h) ($/Ton)
1 100% Locomotorista 3.26 3.26 0.48 3.74 13.6 3.636
2 100% Obreros 9.51 9.51 0.86 10.37 13.6 0.763
TOTAL 4.40
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (Ton/h) ($/Ton)
Compresor 1.74 Varios 13.6 0.13
EPP 0.42 Varios 13.6 0.03
Herramienta menor 0.08 Varios 13.6 0.01
TOTAL 0.16
TOTAL COSTOS DIRECTOS 4.56 ($/Ton)
2. COSTOS
INDIRECTOS
Descripción %
Costo
Unitario
($/Ton)
Administrativos 10 0.46
Varios (Imprevistos) 3 0.14
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.59
($/Ton) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/Ton) 4.56
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/Ton) 0.59
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/Ton) 5.16
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 $/Ton
1. COSTOS DIRECTOS
a) Mano de Obra
No. Personal
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
unitario
($/h) ($/h) ($/h) (Ton/h) $/Ton
1 Chofer del Volqueta 4.00 1.92 23.68 45 1.90
TOTAL 1.90
b) Equipo
Descripción
Costo por hora
Marca
Rendimiento Costo Unitario
($/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
$/Ton
Administrativos 10 0.57
Varios (Imprevistos) 3 0.17
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 0.73
($/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
No. Incidencias por el No. De
labores Personal
Costo por
hora
Salario real Alimentación Total Rendimiento Costo
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
Rendimiento Costo Unitario
($/h) (Ton/día) ($/Ton)
Planta 80 Varios 2.8 28.57
EPP 0.21 Varios 2.8 0.08
Herramienta menor 0.08 Varios 2.8 0.03
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
Varios (Imprevistos) 3 2.14
TOTAL COSTOS
INDIRECTOS 9.27
($/Ton) 3. COSTO UNITARIO
TOTAL
TOTAL COSTOS DIRECTOS ($/Ton) 71.30
TOTAL COSTOS INDIRECTOS ($/Ton) 9.27
PRECIO UNITARIO PROPUESTO ($/Ton) 80.57
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
TOTAL COSTOS 2 88.63 $/Ton
COSTOS IMPUESTOS
Regalías 5.19 $/Ton
Patentes 0.15 $/Ton
Otros impuestos 6.15 $/Ton
TOTAL COSTOS 3 11.49 $/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.
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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 $/𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙
Tabla.82 Amortización de la inversión inicial.
AÑO INTERES CUOTA CAPITAL DEUDA
- - - 3000000.00
1 360000.00 832229.20 472229.20 2527770.80
2 303332.50 832229.20 528896.70 1998874.10
3 239864.89 832229.20 592364.31 1406509.79
4 168781.17 832229.20 663448.03 743061.76
5 89167.41 832229.20 743061.79 0
Autor: Jefferson Romero, 2017.
5.5.8 Ingresos y egresos provenientes de la explotación minera
Los ingresos de la explotación minera se analizarán mediante la producción
anual proveniente del mineral explotado en el proyecto.
𝐼𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = 64216𝑇𝑜𝑛 𝑥5,10𝑔𝐴𝑢
𝑇𝑜𝑛𝑥
39,91$
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
Autor: Jefferson Romero, 2017.
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
215
216
217
218
219
220
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
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)
224
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)
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
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 .
227
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 .
228
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 .
229
ANEXO 3
VISTA ISOMETRICA DEL DISEÑO DE EXPLOTACIÓN
230
231
ANEXO 4
VISTA FRONTAL DEL BLOQUE DE EXPLOTACIÓN
232
233
ANEXO 5
MAPA DE UBICACIÓN DEL BLOQUE DE ORO DENTRO DE LA
CONCESIÓN EL GUAYABO
234