UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

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

DISEÑO Y PLANIFICACIÓN DE MINAS

TEMA: Diseño de una galería horizontal principal, tipo socavón, de

acceso al yacimiento y transporte de mineral

DOCENTE:
Ing. Angel Almeida

ESTUDIANTE:
§ Erique Espinoza Darwin Fabricio
§ Suntaxi Loachamin Katherine Lizeth
§ Tinajero Salgado Katerine Elizabeth

SEMESTRE:
Noveno semestre Minas
Quito- Ecuador

 DISEÑO DE UNA GALERÍA HORIZONTAL PRINCIPAL, TIPO SOCAVÓN, DE
ACCESO AL YACIMIENTO Y TRANSPORTE DE MINERAL

1. INTRODUCCION

Desde el principio de las civilizaciones antiguas la minería ha sido la actividad básica y

principal del desarrollo económico y productivo. La minería es una actividad industrial que
permite la obtención selectiva de minerales y otros materiales a partir de la corteza terrestre.
Posee varias fases para realizar esta actividad productiva, como son: prospección, exploración,
explotación, tratamiento y beneficio de los minerales; siendo estás una de las fases de mayor
importancia de la actividad minera, puesto que en ella se obtiene el mineral valioso para su
posterior comercialización.
La minería siempre implica la extracción física de materiales de la corteza terrestre, con
frecuencia en grandes cantidades para recuperar sólo pequeños volúmenes del producto
deseado; para lo cual se realizan labores que permitan el acceso hacia los lugares donde se
encuentran los materiales de interés.
Una labor minera de acceso y exploración debe ser construida considerando criterios técnicos
que permitan contar con seguridad y funcionalidad, necesaria para las futuras operaciones
mineras.

Para la realización del presente proyecto se realizó una investigación y recopilación de

información referente a todas las etapas que se desarrollan en una labor minera, determinando
la problemática del diseño de una galería horizontal y sin dejar de lado las estadísticas de
seguridad en las actividades propias que se dan cuando se realiza la actividad minera.
 2. OBJETIVOS

2.1. OBJETIVO GENERAL

• Diseñar una galería horizontal principal, tipo socavón, de acceso al yacimiento y

transporte de mineral.

2.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS

• Realizar los cálculos respectivos para el diseño de la galería horizontal.

• Diseñar los planos de la galería horizontal que nos permita tener una visión general de
la misma.
• Calcular los costos de la galería horizontal que nos permitan conocer la viabilidad
tecnico-economica.

3. MARCO TEORICO

Labor Minera:
Una labor minera es cualquier hueco o acceso excavado para explotar un yacimiento.
Función que cumplen las labores mineras:
Galerías principales
• Transporta a la superficie toda o parte de la masa mineral o parte de ella.
• Descenso y ascenso de las personas,
• Transporte de herramientas y máquinas, materiales para el entibado,
• Sacado de la roca estéril, etc.

Galerías auxiliares
• Servicio del trabajo de la mina, preparación, se saca el mineral húmedo en jaulas,
cuando el levantamiento principal es en skips.
Labores mineras de acceso

Pozo: Es una labor de acceso vertical o inclinado, que parte de la superficie y la

comunica con el yacimiento. Su objetivo es dar entrada a las labores de preparación y
explotación, así como transporte de personal, maquinaria y para la extracción del
mineral.
Galería: Es una excavación horizontal, o poco inclinada, en que una de las dimensiones
es mucho mayor que las otras. Es similar a un túnel de carretera o ferrocarril.
Transversales: Galería que corta el terreno normalmente a la dirección del yacimiento
mineral, se divide en; transversal principal, cuando va del pozo al yacimiento y
secundario cuando une dos labores del interior.
Labores mineras de preparación

Chimenea: Son labores verticales, que enlazan dos galerías de explotación o niveles
para el paso de la ventilación.

Frente de Explotación: Es el sitio donde se realiza la extracción del mineral,
dependiendo si el yacimiento se encuentra localizado en roca dura o en roca blanda, se
usará previamente, perforación y voladura o rozadoras, para su extracción a superficie.
Labores mineras auxiliares.

Ventilación: La ventilación de minas consiste en mantener la atmosfera a una

composición, a una temperatura y a un grado de humedad compatible con la seguridad,
la salud y el rendimiento del personal. Es preciso para ello:
a) Asegurar la respiración de los obreros.
b) Diluir los gases nocivos de la mina, y en particular el grisú.
c)Disminuir la temperatura en los niveles más profundos.
Transporte: El funcionamiento de una mina, es, ante todo, un problema de organización
de los transportes, y estos tienen, en efecto, una importancia en:
a) El transporte del mineral en los tajos, galerías y pozos.
b) El transporte en sentido contrario del material y a veces del relleno.
c)El transporte del personal.
Datos del proyecto de diseño para una galería horizontal

Extracción mineral día de la mina (P, Ton/día) 120

Cantidad máxima de personal en la mina (N) 70
Categoría I = requiere
Contenido de gas y grado de peligrosidad (Kp ) de 1m3 de aire/Ton
de extracción
a=
Galería
Tipo de galería y servicio a prestar 2 = Socavón
de
transporte
Longitud de la galería (L, m) 245
Profundidad a la que se encuentra la galería (H, m) 185

b = Locomotoras,
Tipo de medios de transporte a utilizarse en la mina
ferrocarril, trole;

Tipo de rocas y minerales Andesita

Peso volumétrico de la roca y/o mineral ( , Ton/m3 ) 2.69
Coeficiente de resistencia de la roca y/o mineral (f) 6.6
Resistencia a la compresión uniaxial de las rocas y/o minerales
658
(Rcop., Kg/cm2 )
Resultados de los ensayos sobre la resistencia de los materiales
de sostenimiento:
Resistencia a la compresión (Rcop, Kg/cm2 ) 129
Resistencia a la flexión (Rflex, Kg/cm2 ) 82
Módulo de elasticidad o de Young de las rocas y/o mineral (E,
423
Kg/cm2 )
Módulo de elasticidad o de Young de la madera y metal (E,
90
Kg/cm2 ),
Tabla 1: Datos del proyecto

4. METODOLOGIA

El método empleado en la investigación por los objetivos planteados para la realización de la

construcción de labores mineras como galerías con los resultados obtenidos se ha adquirido de
libros, tesis y de conocimientos obtenidos en la carrera etc. es descriptiva, sintética y analítica
describiendo parámetros cualitativos de los temas investigados. Con este tipo de metodología
se pretende avanzar a través del conocimiento adquirido, desde la observación o hechos de la
realidad la organización del presente estudio aparece reflejada en el esquema de los distintos
cálculos, diseño de la construcción de galerías y realización de planos.
Para la realización del proyecto ha sido necesaria la colaboración de cada uno de los integrantes
del grupo, sus conocimientos y aportes han permitido el buen trabajo con los análisis correctos.
Elección de la forma de la galería a diseñarse

Se seleccionó una galería en forma abovedada debido a los siguientes parámetros

• Tiempo de servicio: acceso

• Materiales de fortificación: Metal
• Intensidad de presiones: Medias
• Función a desempeñar: transporte

Nota: La forma de la galeria es abovedada devido a las caracterisiticas geomecanicas de la
roca y las mencionadas anteriormente.
Dimensionamiento y diseño de la galería

Para el diseño y dimensionamiento de galerías horizontales se consideran varios parámetros

como son: seguridad y estabilidad, la forma, el tipo de transporte, la energía utilizada por los
medios de transporte, los servicios que la galería va a prestar para las operaciones mineras, las
instalaciones de agua, energía eléctrica, aire para la ventilación, energía neumática, desagües,
andén, una vía o doble vía.
Dimensionamiento de galerías
En este punto se considera la ubicación de las instalaciones y servicios para las operaciones
mineras.

Figura 1: Ubicación de las instalaciones y servicios

Se va a realizar una galería para este caso con una sola vía con transporte tipo ferrocarril con
vagones que tienen una capacidad de 2 Ton.(ver anexo 3)
Dimensiones mínimas para una galería con transporte tipo ferrocarril
n = 200 mm
B = 810 mm
m = 700 mm
h1 = 1500mm
Cálculo de los elementos de la galería
2 a = n + B + m
2a = (200 + 810 + 700) mm
2a = 1710 mm
r = a = (n + B + m) / 2
r = 855 mm
h = 340 mm. + h1 + r
h= (340 + 1500 + 855) mm
h = 2695 mm
 Figura 2: Dimensiones de la galeria

Cálculo de los sostenimientos, fortificaciones

La fortificación o sostenimiento es una construcción artificial que se aplica en las galerías para
soportar las presiones del macizo rocoso y prevenir colapsos de las rocas debido a las descargas
que se producen en el tiempo y de esta forma preservar y mantener las dimensiones de la
sección luz de la galería.
Las fortificaciones deben satisfacer exigencias técnicas, productivas y económicas de las
operaciones mineras.
Monitoreo para determinar las deformaciones de las fortificaciones
Las presiones del macizo rocoso actúan con el pasar del tiempo, una vez colocadas las
fortificaciones se deben monitorear para detectar cambios en las dimensiones de las galerías y
actuar con correctivos.
Las estaciones de convergencia colocadas en la sección de la galería permiten obtener lecturas
para comprobar si existen o no deformaciones, se miden distancias entre las estaciones y se
verifican las variaciones.
Las deformaciones horizontales se verifican con las distancias B-C; D-E, medidas en diferentes
períodos. Las deformaciones verticales se verifican con las distancias A-B; A-C; A-D; A-E,
medidas en diferentes períodos.
Conforme se detecten deformaciones, se debe actuar con correctivos sobre las fortificaciones,
conforme a la tabla que se detalla a continuación. (G. 2019)
Frecuencia de lecturas y acciones sobre los sostenimientos
Velocidad
de
Frecuencia de Clase de
deformació Acciones en relación a los sostenimientos
medición deformación
n
(V) mm

V>10 Refuerzo inmediato del sostenimiento.

Diariamente Muy Grande
Si se mantiene 2 días, proceder al refuerzo del
5≤V≤10
sostenimiento.
 Si se mantiene 5 días se procederá al refuerzo
2≤V≤5 Grande
del sostenimiento.

Si se mantiene 15 días se procederá al

0,5≤V≤2 Pequeña refuerzo
del sostenimiento

Una cada 2 días 0,2≤V≤0,5 Despreciable Ninguna

Una semanal 0,1≤V≤0,2 Despreciable Ninguna

Una cada 15
0,05≤V≤0.1 Ninguna
días Despreciable

Una cada mes V≤0,05 Despreciable Ninguna

Tabla 2: Frecuencia de lecturas

Nota: Debido a la seccion de la galeria y las propiedades fisico-mecanicas de la Andesita y las

presiones medias consideramos que se debe realizar un monitore una vez a la semana.
Fortificaciones metálicas para galerías abovedadas
La sección de la galería es de forma abovedada por lo que hemos decido emplear la utilización
de una fortificación metálica (cerchas) tomando en cuenta el coeficiente de resistencia de la
roca, en nuestro caso está dentro del rango (2 a 9) teniendo un (f) de 6.6.
Características de los perfiles metálicos
Se denomina perfil HEB, o perfil de alas anchas y caras paralelas, al producto cuya sección
tiene forma de H.
I= Momento de Inercia.
S= Momento de Resistencia.
R= Radio de Inercia, siempre referido al eje de flexión correspondiente.

Figura 3: Perfil metálico tipo H

Cálculo de las fortificaciones metálicas en arco

El método de cálculo se determina por la tensión límite en la sección más peligrosa de la galería
abovedada, para las estructuras metálicas consideramos el arco en el techo con tres secciones.
En el gráfico de las presiones se especifican todos los parámetros que se necesitan para el
cálculo de las cargas y esfuerzos que deben soportar las fortificaciones.
 Figura 4: Elementos para el cálculo de fortificaciones metálicas en arco

Altura de la bóveda de desplome (b)

𝟑 𝟏
𝒃 = 𝟎, 𝟖 𝑯 ∗ 𝒂 ∗
𝒇
Donde:
H= Profundidad a la que se encuentra la galería desde la superficie; m.
a*1 = Radio de la bóveda
f= Coeficiente de resistencia de las rocas
0
b = 0.8* 185* 0.855*1÷6.6= 0.59
b = 0.59m

Carga para 1 m de galería (Q)

Q= (3/4) a * b * 𝛾 * L; ton – m

Donde:
Q = Carga para 1 m. de galería; ton – m.
L = Distancia entre arcos; m.

Q= (3/4) 0.855 * 0.59 * 2.69* 1; ton – m

Q = 1.02 ton – m

Intensidad media de carga (q)

𝐐
𝐪= 𝐓𝐨𝐧/𝐦𝟐
(𝟐 𝐚 ∗ 𝐋)

Donde:
Q = Carga para 1 m. de galería; ton –m.
q = Intensidad media de carga; ton/m2.
L = Distancia entre arcos; m.

1.02
q= Ton/m2
(1.710 ∗ 1)

q = 0.60

Reacción de apoyo (A, B)

A = B = q. 2a÷2 = q * a; ton/m
A = B = 0.6*0.855= 0.513 ton/m

A = B = 0,513 ton/m
Empuje horizontal (E)

E = q (2a)2÷8h 𝐓𝐨𝐧/𝐦
E = qa2÷2h Ton/m
E =0.6 (0.855)2/ (2*2.695)Ton/m

E = 0.081 Ton/m

Sección más peligrosa en el punto m; cuando α = α

Cálculo para Xo

𝑿𝒐 = 𝐫 𝟐 − 𝐚𝟒 /𝟒𝐡𝟐 ; 𝒎

𝑋𝑜 = 0.855R − 0.855S /4(2.695)R ; 𝑚

Xo = 0.84 m
Cálculo para Yo

𝒀𝒐 = 𝐫 𝟐 − 𝑿𝒐𝟐 + 𝒉´; 𝒎
𝑌𝑜 = 0.855R − 0.84R + 1.84; 𝑚

Yo = 1.99 m

Momento normativo máximo de flexión en la sección más peligrosa (Mcal)

Mcal= q. a (a –Xo) + (q÷2) (a –Xo)2-E. Yo; ton. m
Mcal= 0.6(0.855) (0.855-0.84) + (0.6÷2) (0.855 –0.84)2-0.081(1.99); ton. m
 Mcal= -0.15 ton. m

Esfuerzo axial normativo en la sección más peligrosa (Ncal)

Ncal= q.a. Xo÷r + q (a –Xo). Xo÷r -E(Yo–h’) ÷r; ton
Ncal= 0.6(0.855) 0.84÷0.855 + 0.6 (0.855 – 0.84) 0.84÷0.855 -0.081(1.99–1.84) ÷ 0.855; ton

Ncal=0.498 ton

Momento de flexión teórico en la sección más peligrosa (Mtco)

Mtco= n. Mcal. 1000. 100; Kg. Cm.

Donde:
n = Coeficiente de sobrecarga
Para fortificaciones metálicas permanentes, 1,2 ≤ n ≤ 1,3
Mtco= 1.2*(-0.15)*1000*100; Kg. Cm.

Mtco=18000 Kg.cm

Esfuerzo axial teórico en la sección más peligrosa (Ntco)

Ntco= n*Ncal*1000; Kg.
Ntco= 1.2*0.498*1000; Kg.

Ntco= 597.6 Kg.

Momento de resistencia teórico, módulo axial (Wx), de la sección de arco:

𝐌𝐭𝐜𝐨
𝐖𝐗 = 𝒄𝒎𝟑
𝑴 ∗ 𝑹𝒇𝒍𝒆𝒙
Donde:
Rflex = Resistencia a la flexión del perfil metálico a emplearse en la fortificación
M = Coeficiente de condiciones de trabajo; 0,7 ≤ M ≤ 0,8
Cm3= Volumen de la sección del perfil metálico seleccionado.

𝟏𝟖𝟎𝟎𝟎 𝒌𝒈. 𝒄𝒎
𝑾𝒙 =
𝟎. 𝟕 ∗ 𝟕𝟓𝟎𝟎 𝒌𝒈/𝒄𝒎𝟐

𝑾𝒙 = 𝟑. 𝟒𝟑 𝒄𝒎𝟑
COMPROBACIÓN:
El arco será resistente si cumple la desigualdad siguiente:
 𝐍𝐜𝐚𝐥 𝐌𝐜𝐚𝐥
+
𝐌 ∗ 𝐑 𝐜𝐨𝐦𝐩 ∗ 𝐅𝐱 𝐌 ∗ 𝐑 𝐟𝐥𝐞𝐱 ∗ 𝐖𝐱
Donde:
Rcomp = Resistencia a la compresión del perfil metálico, Kg/cm2
Fx= Valor a buscar en las tablas de selección del perfil metálico

0.498 𝑡𝑜𝑛 −0.15 𝑡𝑜𝑛. 𝑚

𝑡𝑜𝑛 + 𝑡𝑜𝑛 ≤1
0.7 ∗ 40788.6 ∗ 1.16 ∗ 10wx 𝑚3 0.7 ∗ 75000 ∗ 3.43 ∗ 10wz
𝑚2 𝑚2

𝟎. 𝟔𝟕𝟎 ≤ 𝟏

Cálculo de las secciones galería abovedada

En las galerías existen tres tipos de secciones: sección luz, sección óptima y sección de
explosión o de voladura.
Sección luz
Slz= 2a*h’ + r2π/2; m2
Slz = 1.71*1.84m + (0.855)2 π//2; m2
Slz= 4.29 m2

Sección óptima
Sop= 2(a + tn+ c) h’ + (r + tn+ c)2 * π÷2; m2
Donde:
tn= Espesor de la estructura metálica, del perfil metálico; m.
tn=0.25 (manual de Diseño para la Construcción con Acero)
c = Espesor del encostillado; m.
r = Radio de la bóveda
h’=Altura desde el piso de la galería hasta el inicio de la curvatura de la bóveda; m
Sop= 2(0.855+ 0.25+ 0) 1.84 + (0.855+ 0.25+ 0)2 * π÷2; m2
Sop= 5.98m2
Sección explosión:
Sexpl= (1,03 –1,20) Sop
Sexpl= (1.05) 5.98
Sexpl= 6.30 m2
Comprobación de la sección luz

En función de la velocidad del aire.

El aire debe circular por la sección luz de la galería y la norma indica que la velocidad máxima
permitida es de 8 m/s. La velocidad se calcula en función de la cantidad de aire requerida para
la Extracción del mineral y para el número de personas trabajando simultáneamente en la mina
o bloque al que presta servicio la galería.
En función de la extracción mineral:
V = (T * Kp * qtn) ÷ (60*Slz); m/s
Donde:
V = Velocidad del aire; m/s.
T= Extracción diaria tonelaje; ton/día
Kp= Coeficiente de seguridad por pérdida de aire y grado de peligrosidad de la Mina. 1,25 ≤
Kp≤ 1,4
qtn= Cantidad de aire por cada tonelada extraída; m3/min. –ton.
qtn= categoría I = 1,0 m3/min. Ton.
V = (120 * 1.30 * 1) ÷ (60*4.29); m/s
V = 0,61 m/s
En función del número de personas trabajando simultáneamente en la mina
V = (N * qper* Kp) ÷ (60 * Slz); m/s
Donde:
N = Número de personas trabajando simultáneamente en la mina
qper= Cantidad de aire por persona. 6 m3/min. Persona
V = (23 * 6 * 1,30) ÷ (60 * 4.29) m/s
V = 0.69 m/s
Sumando los dos requerimientos de aire la velocidad es de 1.30 m/s, que se encuentra
cumpliendo con la norma.
De acuerdo al art. 49 del Reglamento de Seguridad Minera del Ecuador la cantidad de aire
por persona es de 3 m3/min.
Selección del método de avance de la galería
Para nuestro caso seleccionaremos el método más común y aplicado en la minería ecuatoriana,
que es el de PERFORACIÓN Y VOLADURA.
Método de avance por perforación y voladura.

Cálculo de la cantidad de sustancia explosiva

 Explogel III:

Figura 5:Apariencia física explosivo “Explogel III”

Tamaño en pulgadas Peso Cartucho Número de Velocidad de

(Diámetro *Largo) (Gramos aprox.) cartuchos detonación (m/s,
por caja (aprox.) aprox.)
1”x7” 96 258 3554
PARÁMETROS UNIDAD ESPECIFICACIÓN
3
Densidad g/cm 1.05
Volumen de gases l/kg 922
Calor de Explosión kcal/kg 1013
Potencial kJ/kg 4328
Ensanchamiento de Trauzl cm 3/10g 420
Poder Rompedor, Método de Hess mm 17.50
Resistencia al agua días 15
Vida Útil meses 1
Tabla 3: Características Explogel III

Para los siguientes cálculos se utilizaran los datos de la tabla resumen.

Sección Luz (Slz) 4.29

Sección optima (Sop) 5.98
Tipo de explosivo Explogel III
Densidad de la Roca 2.7 gr/cm3
Coeficiente de la capacidad de
1
trabajo del explosivo
Coeficiente de resistencia de la
8
roca
Diámetro de perforación 36 mm
Tabla 4: Tabla de datos resumen
Cálculo de S.E. para 1m3 de roca(q)
q = q1 * R * S * e; Kg. SE. /m3 de roca
Donde:
q = Cantidad de explosivo necesario para la voladura de 1 m3 de roca
q1 = Gasto específico de sustancia explosiva en dependencia de la resistencia de las rocas.
q1 = 0,1 f. ; f = Coeficiente de resistencia de la roca.
R = Coeficiente de estructura de la roca; 1,3 para rocas quebradizas; 2,0 para rocas
consolidadas.
S = Coeficiente que toma en cuenta la sección óptima de la galería franqueada
S = 6,5 ÷ √ Sop
e = Coeficiente de la capacidad de trabajo del explosivo; Explogel III, e = 1
6.5
𝑞 = 0.1 ∗ 6.6 ∗ 1.7 ∗ ∗1
5.98
𝑞 = 2.98 Kg. De SE para c/m3 de roca volada
Cálculo de la cantidad de sustancia explosiva para 1 m de barreno (j)
j = 𝝏 * w * ll * k * 100; gr.
Donde:
𝜕 = Densidad del explosivo = 1.05 gr/cm3
w = Sección del barreno = r2 * π = (1,8 cm)2 * 3.1416 = 10.18 cm2
ll = Coeficiente de llenura en el barreno = 75%
k = Coeficiente que toma en cuenta el retacado; 1 ≤ k ≤ 2; k = 1.2
100 = Reducción de m. a cm.
j = 1,01 Kg. De SE. Para cada metro de barreno perforado
j = 1.05 ∗ 10.18 ∗ 0.75 ∗ 1.2 ∗ 100 = 962.01 gr. de SE.
j = 0.962 Kg. De SE. Para cada metro de barreno perforado

Cálculo del número de barrenos

N= N1 + N2
N1 = Barrenos periféricos
N2 = Barrenos interiores

Número de barrenos periféricos

N1 = P÷L
Donde:
P = Perímetro de la galería
P = 4 √Slz
L = Distancia de barreno a barreno; 0,5 ≤ L ≤ 0,9 m.; L = 0,5 m.

4 ∗ 4.29
𝑁1 = = 16.56
0.5
N1 = 17 barrenos periféricos
En los barrenos periféricos se carga un 80% de SE., es decir menor cantidad que en los
barrenos de corte,
j1 = 0,8 j.
Donde:
j1 = Cantidad de sustancia explosiva por m de barreno periférico
Cantidad de SE en los barrenos periféricos
 𝐐𝟏 = 𝐣𝟏 ∗ 𝐍𝟏

Q1 = 0.8 ∗ 0.962 ∗ 17 = 13.08

Q1 = 13.08 Kg. De SE.

Cantidad de SE en 1 m de avance (Q)
Q = q * 1 * Sop
𝑄 = 2.98 ∗ 1 ∗ 5.98 = 17.82
Q = 17.82 Kg. De SE.
Cantidad de sustancia explosiva para los barrenos de corte (Q2)
Q2 = Q – Q1
Q2 = 17.82 Kg – 13.08 Kg
Q2= 4.74 kg. SE.
Cálculo del número de barrenos interiores
N2 = Q2÷j
N2= 4.74÷ 0.962 = 4.92
N2 = 5 barrenos interiores.
Número total de barrenos
N = N1 + N2 = 17 +5 = 22 barrenos
TOTAL = 23 BARRENOS.

Diagrama de disparo

Orden de salida Tipo de barreno Numero de barrenos Cantidad de S.E (Kg)

0 Vacío 1
1 Cuele 4 1.9
2 Destroza 5 3.78
3 Contorno 9 10.89
4 Zapatera 4 4.84
Total 23 21.41
Tabla 5: Tabla resumen diagrama de disparo
Cálculo de la profundidad del barreno

Figura 4: Perforadora YT26

Tabla 6: Especificaciones técnicas Perforadora YT26

𝐓𝐜 − (𝐍. 𝐭𝟏 + 𝐭𝟐 + 𝐭𝟑
𝐋𝐛 =
𝐍𝐩 𝐒𝐞𝐱𝐩𝐥 ∗ 𝐄
+ + 𝐭𝐞
𝐊 ∗ 𝐕𝐩 𝐧 ∗ 𝐑𝐜
Donde:
Lb = Longitud del barreno; m.
Tc = Tiempo del turno de trabajo; 8 horas
N = Número de barrenos cargados con S.E. = 22 barrenos
Np = Número de barrenos a perforarse; 23 barrenos
t1 = Tiempo de cargado con SE en cada barreno; 3 min. = 0,05 Horas
t2 = Tiempo para la voladura y ventilación; 35 min. = 0,58 Horas
t3 = Tiempo operaciones auxiliares; 20 min. = 0,33 Horas
K = Número de martillos perforadores; K = 1
Vp = Velocidad de perforación; V = 400 mm/min. = 24 m/Hora
Sexpl = Sección de explosión o voladura; m2
E = Coeficiente de empleo de la longitud del barreno; 80%
n = Número de máquinas cargadoras y equipo desalojo; n = 1
Rc = Rendimiento máquina cargadora y equipo desalojo;
te = Tiempo de entibado; 2 m/Hora; te = 2
 8 − (22 ∗ 0.05 + 0.58 + 0.33)
Lb =
23 6.30 ∗ 0.8
+ +2
1 ∗ 24 1 ∗ 17.28

𝐋𝐛 = 𝟏. 𝟖𝟒 𝐦
Cálculo del tiempo de limpieza del disparo

Rendimiento la pala neumática cargadora subterránea:

R = (Q * F * f * E * 60) ÷ T; m3/Hora
Donde:
R = Rendimiento en m3/Hora
Q = Capacidad del cucharón de la máquina cargadora; 0,30 m3
F = Factor de carga; 0,9
f = Factor de conversión de la roca, esponjamiento (20%) = 0,80
E = Factor de eficiencia = 0,85
T = Ciclo de cargado en minutos = 0,50 min.
60 = Conversión de minutos a horas

R = (0,30 * 0,9 * 0,8 * 0,85 *60) ÷ 0,50 = 22.32 m3/Hora;

R pc= 22.32 m3/ Hora
Rendimiento equipo de transporte, locomotora con 4 vagones, de 1 m3/vagón
R = [Q * F * f * E] ÷ [tf/60 + (2D ÷ (Vm * 1.000))]; m3/Hora
Donde:
Q = Capacidad vagones; 4 m3
tf = Tiempo fijo en ciclo; 6 min.
D = Distancia de desalojo del material; 250 m. (Longitud galería + distancia
de ubicación de la escombrera y/o cancha mina)
Vm = Velocidad media de la locomotora; 12 Km/Hora
1.000 = Factor de conversión de Km. a m.

R = {4 * 0,9 * 0,8 * 0,85} ÷ {6÷60 + (2 * 250 ÷(12*1000)} = 17.28 m3/Hora

Rtr= 17.28 m3/Hora
Rendimiento del equipo cargado – transporte
Re = 17.28 m3/Hora

Cálculo del volumen de roca volada (v)

V = Sexpl * Lb * E; m3
Donde:
Sexpl = Sección de explosión o voladura; 6.30 m2
Lb = Longitud del barreno; 1,84 m.
E = Coeficiente de empleo del barreno; 0,8

V = 6.30 * 1.84 * 0.8

V = 9.27 m3
Tiempo de limpieza
tl = V/Re
tl= 9.27 ÷ 17.28 = 0.53
tl = 0.53 Horas
Cálculo del tiempo de perforación (tp)
tp = {(Lb * Np * 100) ÷ (np * Vp * 60)} + Σt0÷60; Horas
Donde:
Lb = Longitud barreno, 1.84 m.
Np = Número de barrenos perforados; 22 + 1 = 23
np = Número de martillos perforadores; 1
Vp = Velocidad de perforación; 14.4 cm/min.
t0 = Tiempo perdido en cambiar de posición del martillo; 2 min/barreno
60 = Conversión de minutos a horas
100 = Conversión de m a Cm.

tp = {(1.84 * 23 * 100) ÷ (1 *14.4*60 )} + 23*2 ÷ 60 = 3.12

tp = 4.89 Horas

Cálculo del tiempo de cargado y disparo de los explosivos

tcd = N * tc; Horas
Donde:
N = Número de barrenos a cargar con S.E.; 22
tc = Tiempo que demora en cargar 1 barreno; 2 min. = 0,03 Horas

tcd = 22 * 0,03 = 0.57

tcd = 0.66 Horas

Cálculo del tiempo de entibado
te = (Lb * E) ÷ (Pe * nc * nmh)
Donde:
Lb = Longitud del barreno; 1.84 m.
E = Coeficiente de empleo de la longitud del barreno; 0,8
Pe = Número de entibadores; 4
nc = Número de cerchas metalicas /m; 1 c/m
nmh = Número de metros entibados por hora; 2 m/Hora

te = (1.84 * 0,8) ÷ (4 * 1 * 2) = 0.19

te = 0.19 Horas
Tiempo de colocación de rieles, trabajos de topografía, ventilación del disparo e
instalaciones varias
El tiempo de la colocación de los rieles (tr), se calcula con la longitud del riel en este caso
3m. y el tiempo de colocación 3 m/Hora; los rieles se colocan cada dos turnos, por lo tanto el
tiempo por turno es tr = 0,5 Horas.
Tiempo para los trabajos de topografía, ttop = 0,4 Horas
Tiempo de ventilación del disparo, tvent = 0,5 Horas.
Tiempo Instalaciones varias, tiv = 0,20 horas
Cronograma de los trabajos de avance de la galería

CRONOGRAMA DE LOS TRABAJOS DE AVANCE DE LA GALERIA

Duracion
Actividades (Horas ) 7:0 h 8:0 h 9:0 h 10:0 h 11:0 h 12:0 h 13:0 h 14:0 h
Limpieza 0.53
Topografia 0.4
Entibado 0.19
Colocac. Rieles 0.5
Peforacion 4.89
Carg. Y disparo 0.66
Instalaciones 0.20
Ventilacion 0.5
TOTAL 7.87
Tabla 7: Cronograma de trabajo

Cálculo de índices técnicos de trabajo

Laboriosidad por
Laboriosidad
Actividades m.
Duración (Horas ) No de Trabajadores por ciclo
Avance Hombre
Hombre Turno
Turno
Limpieza 0,53 2 0,1325 0,090
Topografía 0,4 2 0,1 0,068
Entibado 0,19 2 0,0475 0,032
Colocación.
Rieles 0,5 2 0,125 0,085
Perforación 4,89 2 1,2225 0,831
Cargado y
disparo 0,66 2 0,165 0,112
Instalaciones 0,2 0,05 0,034
SON 7,17 2 1,79 1,218
DEBEN SER 8 2 1,359
Tabla 7: índices técnicos de trabajo

Lb = Longitud del barreno = 1,84 m.

E = Coeficiente de empleo del barreno; 0,80
Los resultados del cuadro de cálculo nos indican lo siguiente: 1.359 es la cantidad de trabajo
necesaria para avanzar 1 m. en el frente de la galería 1,84 es el gasto de mano de obra para
cumplir esa clase de trabajo, 1 m. de avance El factor 1.359 podemos expresarlo en cantidad
de trabajo, m3 , con el dato de la sección de voladura de la galería, por ejemplo Sexpl = 6.30
m2 , obtendremos lo siguiente: 6,30 m2 * 1 m. ÷ 1.359 = 4.63 m3 es la NORMA o TAREA
que debe cumplir un trabajador para avanzar 1 m. de galería.
Cálculos de ventilación artificial para el avance de la galería

Cantidad de aire para la ventilación de la galería (Qa)

Qa = Vap * Np * Kp; m3/min.
Donde:
Qa = Cantidad de aire; m3/min.
Vap = Volumen de aire para cada persona; 6 m3/min.
Np = Número de personas simultáneas en la galería; 23
Kp = Coeficiente de reserva de aire, seguridad, 1,25 ≤ Kp ≤ 1,45; 1,40

Qa = 6 * 23 * 1,40 = 193

Qa = 193 m3/min.
Cálculo del caudal de aire con pérdidas (Qp)
Qp = Qa (1 + (P * L) ÷100); m3/min.
Donde:
P = Pérdida de aire en % por cada 100 m. de manga de ventilación; 5%
L = Longitud de la galería a ventilarse; 245 m.

Qp = 193 * (1 +( 0,05 * 245) ÷ 100) = 216,64 m3/min.

Para los cálculos siguientes Qp debe reducirse a m3/s; 216,64÷60 = 3.61 m3/s.
Qp = 3.61 m3/s.
Depresión del ventilador
h = (6,5 * ∝ * L *𝑄𝑝R ) ÷ ΘR ; Kg/m2
Donde:
∝ = Coeficiente de resistencia de las paredes de la manga de ventilación
0,00015 ≤ ∝ ≤ 0,00020
Θ = Diámetro de la manga de ventilación; 40 Cm; 0,4 m.
 h = (6,5 * 0,00015 * 245 * 3.61R )÷ 0,4x = 304
h = 304 Kg/m2
Potencia del motor del ventilador
Kv = (1,05 * Qp * h) ÷ (102 * E); Kv/hora
Donde:
Kv = Potencia del motor del ventilador; Kv-hora
Qp = Cantidad de aire necesaria con pérdidas; 3,61 m3/s.
h = Depresión del ventilador; 1281,08 Kg/m2
E = Coeficiente de eficiencia, trabajo productivo; 0,80

Kv = (1,05 * 3,61* 304) ÷ (102 * 0,80) = 14,12

Kv = 14,12 kv/hora
Hp = 14,12 * 1,341 = 18,93 Hp
Potencia del motor del ventilador = 18,93 Hp
Cálculo de costos unitarios de las actividades de avance de la galería

A continuación, se realiza el análisis de costos unitarios para cada actividad que involucra el
proceso minero.
PERFORACION
Costos directos

MANO DE OBRA

Incidencia Costo Costo

Rendimiento
N.− por N.− de Personal por hora Unitario
labores $/h m−perf/h $/m−perf
Ing. De
1
30% Minas 11,4 18,56 0,184
Capataz de
1 20%
turno 6,9 18,56 0,074
1 100% Perforador 6,09 18,56 0,33
Ayudante
1 100%
Perforador 5,4 18,56 0,29
TOTAL 0,88
 Costo por
Rendimiento Costo Unitario
Descripción hora Marca
$/h m−perf/h $/m−perf
Martillo Perforador 3,35 YT−27 18,56 0,18
Compresor 10,027 INGERSOLLRAND 18,56 0,54
EPP 0,230 VARIOS 18,56 0,012
TOTAL 0,73

MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Precio Unitario Vida útil Costo Unitario
Descripción Unidad
$/unid. m−perf/Unid. $/m−perf
Broca de 36 mm Unid. 32,05 250 0,12
Barra hexagonal Unid. 128 800 0,16
Varios Global 2 200 0,01
TOTAL 0,30

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS

mmm
Costos indirectos
Porcentaje Costo Unitario
Descripción
(%) $/m−perf
Administrativos y gastos generales 10 0,19
Varios e imprevistos 3 0,057
TOTAL 0,25

Costo unitario total

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS 1,91 $/m−perf
TOTAL DE COSTOS INDIRECTOS 0,25 $/m−perf
COSTO UNITARIO DE LA PERFORACIÓN 2,16 $/m-perf

CARGUIO DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO

Costos directos
 MANO DE OBRA
Incidencia
Costo por Costo
por N.− de
Rendimiento
N.− labores Personal hora Unitario

$/h m−carg/h $/m−cargado

1 30% Ing. De Minas 11,4 5,6 0,61

1 30% Capataz de turno 6,9 5,6 0,37

1 100% Perforador 6,09 5,6 1,09

1 100% Ayudante Perforador

5,4 5,6 0,96
TOTAL 3,03

MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Precio Cantidad por m−
Descripción Unidad Unitario cargado Costo Unitario
$/unid. Unid/m−cargado $/m−cargado
Dinamita Explogel III Unid. 0,443 3,92 1,737
Mecha de seguridad m 0,15 0,045 0,007
Fulminante N.−08 Unid. 0,22 0,022 0,005
Fulminantes no
Unid.
eléctricos 2,88 0,714 2,056
Cordón detonante m 0,25 0,045 0,011
TOTAL 2,072

TOTAL DE COSTOS
DIRECTOS

Costos indirectos
Porcentaje Costo Unitario
Descripción
(%) $/m−cargado
Administrativos y gastos generales 10 0,58
Varios e imprevistos 3 0,17
TOTAL 0,75

Costo unitario total

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS 5,75 $/m−cargado
TOTAL DE COSTOS INDIRECTOS 0,75 $/m−cargado
COSTO UNITARIO DE CARGUÍO DE SUSTANCIA EXPLOSIVA Y DISPARO 6,5 $/m-cargado
LIMPIEZA Y TRANSPORTE DEL MATERIAL DESDE EL FRENTE A ESCOMBRERA
EXTERIOR
Costos directos

MANO DE OBRA

Incidencia Costo Costo

Rendimiento
N.− por N.− de Personal por hora Unitario
labores $/h m3/h $/m3

1 30% Ing. De Minas 11,4 3.15 1,276

Capataz de
1 30%
turno 6,9 3.15 0.848
Operador
1 100%
Locomotora 6,09 3.15 2.124

Operador Pala
1 100%
Mecánica 6,09 3.15 2.124
Ayudante
1 100%
Locomotora 5,4 3.15 1.905

Ayudante Pala
1 100%
Mecánica 5,4 3.15 1.905
TOTAL 10.181

EQUIPO
Costo por hora Rendimiento Costo Unitario
Descripción Marca
$/h m3/h $/m3
Pala neumática cargadora 8,14 LM36 23,32 0,349
Locomotora 15,56 EIMCO 21 17,28 0,91

Compresor 10,8628 INGERSOLLRAND 3,15 3,449
EPP 0,23 VARIOS 3,15 0,073
TOTAL 4,78

MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Costo por hora Rendimiento Costo Unitario
Descripción
$/h m3/h $/m3
Palas 0,08 3.15 0,252
Barra de 5 pies 0,04 3.15 0,126
Barra de 7 pies 0,04 3.15 0,126
 TOTAL 0,504

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS

Costos indirectos
Costo
Porcentaje
Descripción Unitario
(%) $/m−perf
Administrativos y gastos
10 1,55
generales
Varios e imprevistos 3 0,46
TOTAL 2,01

Costo unitario total

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS 15,46 $/m3
TOTAL DE COSTOS INDIRECTOS 2,01 $/m3
COSTO UNITARIO DE LIMPIEZA Y TRANSPORTE DEL MATERIAL
17,47 $/m3
DESDE EL FRENTE A ESCOMBRERA EXTERIOR

COLOCACION DE RIELES
Costos directos

MANO DE OBRA
Costo por Costo
Incidencia Rendimiento
hora Unitario
por N.− de
N.− labores Personal $/h m−galería/h $/m−galería

Ing. De
1 10% 11,4 5,6 0,20
Minas
Capataz
1 20% 6,9 5,6 0,25
de turno
Obrero
1 100% 5,4 5,6 0,96
rielero
Ayudante
1 100% 5,4 5,6 0,96
obrero
TOTAL 2,37

EQUIPO
Costo por hora Rendimiento Costo Unitario
Descripción Vida útil
$/h m−galería/h $/m−galería
Santiago 0,001 172 días 5,6 0,0002
 EPP 0,23 172 días 5,6 0,041
TOTAL 0,041

MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Cantidad por m−
Precio Unitario Costo Unitario
Descripción Unidad cargado
$/unid. Unid/m−galería $/m−galería
Clavo rielero Unid. Disponible en área metal mecánica
Rieles de
Unid. 21,12 0,352 7,434
12kgƒm
Durmientes Unid. 3,92 0,764 2,995
Eclisas para
Unid. 2,15 0,705 1,516
rieles
Perno eclisero Unid. 0,65 0,705 0,458

Tuercas para
Unid. 0,4 0,705 0,282
pernos
Combo 12lb Unid. 23,9 0,007 0,167
Combo 4lb Unid. 10 0,007 0,070
Flexómetro 5m Unid. 6,24 0,019 0,119
Llave Stinson
Unid. 12,58 0,007 0,088
N.−12
TOTAL 13,129

15,54 $/m−
TOTAL DE COSTOS DIRECTOS
galería

Costos indirectos
Porcentaje Costo Unitario
Descripción
(%) $/m−galería
Administrativos y gastos generales 10 1,55
Varios e imprevistos 3 0,47
TOTAL 2,02

Costo total unitario

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS 15,54 $/m−galería
TOTAL DE COSTOS INDIRECTOS 2,02 $/m−galería
COSTO UNITARIO DE LA COLOCACIÓN DE RIELES 17,56 $/m-galería

INSTALACIONES AIRE AGUA Y ELECTRICIDAD

Costos directos
MANO DE OBRA

Costo por Costo

Incidencia Rendimiento
hora Unitario
por N.−
N.− Personal
de labores $/h $/m−inst
m−inst/h

1 10% Capataz de turno 6,9 9,375 0,07

1 10% Experto eléctrico 6,9 9,375 0,07

1 100% Obrero principal 5,4 9,375 0,58

1 100% Obrero ayudante 5,4 9,375 0,58

TOTAL 1,30

MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Precio Unitario Cantidad por m−inst Costo Unitario
Descripción Unidad
$/unid. Unid/m−inst $/m−inst
Tubería M 1,5 1 1,500
Focos Unid. 2,5 0,33 0,825
Soportes Unid. 0,8 2 1,600
Cable eléctrico M 0,9 1 0,900
Varios Global 2 1 2,000
TOTAL 4,500

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS

Costos indirectos
Porcentaje Costo Unitario
Descripción
(%) $/m−inst
Administrativos y gastos generales 10 0,58
Varios e imprevistos 3 0,17
TOTAL 0,75

Costo unitario total

TOTAL DE COSTOS DIRECTOS 5,8 $/m−inst
TOTAL DE COSTOS INDIRECTOS 0,17 $/m−inst
COSTO UNITARIO DE INSTALACIONES AIRE AGUA Y ELECTRICIDAD 5,97 $/m-inst
COSTO DE PRODUCCIÓN PARA 1M DE AVANCE
COSTO TOTAL
ACTIVIDAD COSTOS UNITARIOS CANTIDAD
ACTIVIDAD ($)
PERFORACIÓN 2,16 $/m−perforado 23 m−perforado 49,68
S.E. Y DISPARO 6,5 $/m−cargado 22 m−cargado 143,00
LIMPIEZA Y TRANSPORTE 17,47 $/m3 6,30 m3 110,06
COLOCACIÓN DE RIELES 17,56 $/m−galería 2 m−galería 35,12
INSTALACIONES DE AIRE
5,97 $/m−instalado 1,5 m−instalado 8,96
AGUA Y ELECTRICIDAD
COSTO TOTAL 346,82

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑚 − 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 346,82 $/𝑚£¤£¥¦§

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑚• = = = 55,05$/𝑚•
𝑚• 𝑝𝑜𝑟 𝑚 − 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 6,30𝑚• /𝑚£¤£¥¦§
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑚• 55,05$/𝑚•
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎 = =
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑐𝑖𝑓𝑖𝑐𝑜 2,7𝑡𝑜𝑛/𝑚•
𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎 = 20,39$/𝑡𝑜𝑛

5. CONCLUSIONES

• Se diseñó la galería horizontal tomando en cuentas todos los datos facilitados y

tomando como referencia la guía para el diseño de una galería horizontal
• Determinamos todos los calculos para el diseño de la galeria donde se dio
cumplimiento a todas las normas para cada caso.
• El costo por tonelada es de 20,39 $/𝑡𝑜𝑛 lo cual es recomedable hacer la galeria

6. RECOMENDACIONES

• Se recomienda realizar el estudio geotécnico de la zona donde se va realizar la

galería considerando la anisotropía del terreno, además de deber tener en cuenta la
incidencia de la excavación debe ser prevista desde la etapa de diseño con lo cual
se tendrán sugerencias más ajustadas a los requerimientos de la sección
garantizando su estabilidad.
• Se debe considerar un estudio de planificación tanto en el diseño de la galeria como
en el análisis ambiental recopilando la información más importante obteniendo
buenos resultados en su construcción logrando reducir los posibles riesgos que
puedan presentarse durante la construcción.
• Se debe proponer una serie de análisis que nos permite recomendar bases para los
distintos diseños constructivo de galerías basado en la comparación de métodos,
tipos de galerías y su aplicación en áreas que lo necesiten.
 7. BIBLIOGRAFIA

• Structuralia. Las vigas IPE y su uso en la construcción. Editado por Juventino alan. Edwar
Cortes. 24 de 08 de 2020. https://blog.structuralia.com/vigas-ipe (último acceso: 20 de
01 de 2021).

• SERMINSA. SISTEMAS DE TRANSPORTE SOBRE RIELES. Editado por Junior Moran.

SERMINSA. 2020. http://www.serminsa.com/locomotoras (último acceso: 2020 de 01 de
2021).

• G., ING. ADÁN V. GUZMÁN. DISEÑO DE GALERÍAS HORIZONTALES. Quito, Pichincha,

2019.

 8. ANEXOS

Dimencionamiento de la galeria (Anexo 1)

Malla de perforacion y secuencia de salida de los barrenos (Anexo 2)

Características del transporte a emplear(Anexo 3)

Características del la locomotorar(Anexo 4)

Caracteristicas perforadora YT26(Anexo 5)

Caracterisiticas de la Pala cargadora (Anexo 6)