UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA DE
MINAS
“OPTIMIZACION DEL DISEÑO DE PERFORACION Y VOLADURA,
PARA REDUCIR COSTOS EN LABORES DE AVANCE EN LA MINA
SANTA MARIA - PODEROSA S.A.”
TESIS
PARA OPTAR EL TITULO DE
INGENIERO DE MINAS
AUTORES:
Bach. MOSTACERO SAGASTEGUI EXCY ERLIN
Bach. RODRIGUEZ ANTICONA NEHEMIAS JOEL
ASESOR:
Dr. SOLIO MARINO ARANGO RETAMOZO
“OPTIMIZACION DEL DISEÑO DE PERFORACION Y VOLADURA,
PARA REDUCIR COSTOS EN LABORES DE AVANCE EN LA MINA
SANTA MARIA - PODEROSA S.A.”
Presentada a la Escuela de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional de Trujillo para obtener el Título de Ingeniero de Minas.
JURADOS
TRUJILLO – PERÚ 2017
Ing. Alberto Cipriano Galván Maldonado CIP N°: 49937
Presidente
Presidente
Ing. Moisés Humberto Gayoso Paredes CIP N°: 13285
Secretario
Ing. Solio Marino Arango Retamozo CIP N°: 41484
DEDICATORIA
A nuestro padre Dios, y nuestros padres carnales.
Por ayudarnos a lograr nuestros objetivos y a la vez
Brindarnos esa motivación de ir mejorando día a día.
AGRADECIMIENTO
A Dios y a nuestros padres por ser nuestro soporte en todo momento, durante
nuestra vida universitaria y la vida diaria.
A los catedráticos de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería de Minas de
la Universidad Nacional de Trujillo por impartirnos sus conocimiento adquiridos en
el desarrollo de su vida profesional y cotidiana para así poder cumplir nuestros
objetivos trazados.
A la Compañía Minera Poderosa S.A, por permitirnos realizar este trabajo de
investigación, así mismo a los ingenieros de la Empresa Contratista Minera
Ormasan SAC, por brindarnos información y apoyo durante el desarrollo de dicho
trabajo.
Al Ing. Julio Cardeña Fernández, por habernos guiado y recomendado en la toma
de datos y pruebas.
A nuestro Asesor el Ing. Solio Arango Retamozo, por habernos guiado durante toda
RESUMEN
La Compañía Minera Poderosa S.A. está realizando labores de preparación y
desarrollo en el NV. 2410 para la explotación de la Veta Briana en la Mina Santa
Maria, para lo cual dichas labores como son cortadas y galería se encuentran
asignadas a la empresa especializada Ormasan SAC. Las pruebas se realizaron en
la CR NE que se está llevando con una sección de 2.50 x 2.50m, en una roca tipo
Diorita, siendo su principal problema el avance lineal que está por debajo de lo
programado que es de 1.55m/disparo, y esto repercute en los elevados costos de
perforación y consumo de explosivos, por ello con la finalidad de reducir estos
costos se analizó las mallas de perforación y voladura con las que se venían
trabajando y posteriormente se realizó una mejora en dicho diseño, el método que
se utilizó para el cálculo de la nueva malla de perforación y voladura fue el Algoritmo
de Holmberg con una arranque tipo corte quemado y voladura controlada en el techo
de la labor. Para poder obtener datos y poder comparar, se llevó a cabo el
seguimiento y control de la perforación y voladura de 50 disparos en la CR NE como
una labor piloto, obteniéndose una longitud promedio de perforación de 1. 68m y un
avance promedio de 1.46m/disparo, y con la implementación de la malla de
perforación y voladura calculada con el Algoritmo de Holmberg en condiciones
similares se monitorio 50 disparos logrando un avance promedio de 1.65m/disparo,
para una longitud promedio de perforación de 1.70m. Y finalmente luego de las
pruebas realizadas en campo se logró contrastar con los datos obtenidos
previamente procesados en hojas de cálculo las ventajas de la malla calculada por
el Algoritmo de Holmberg y ajustada en campo durante el desarrollo de las pruebas,
con la cual se logró aumentar en 11.52% de avance lineal por disparo, la reducción
del factor de potencia en 0.25kg/ton por disparo, lo que corresponde al 26.66%, la
disminución de los costos de perforación y voladura por metro lineal en 16.45% y la
sobrerotura se disminuyó a 2.87%.
Palabras Claves.
Cortada: Labor de avance horizontal que se lleva en desmonte hasta llegar a la veta.
ABSTRACT
The Mining Company Poderosa S.A. is performing preparation and development
work in the NV. 2410 for the exploitation of the Briana Vein in the Santa Maria Mine,
for which such works as are cut and gallery are assigned to the specialized company
Ormasan SAC. The tests were carried out at the CR NE which is being carried with
a section of 2.50 x 2.50m, in a rock type Diorita, being its main problem the linear
advance that is below the programmed that is of 1.55m / shot, and This has
repercussions on the high costs of drilling and consumption of explosives, so in order
to reduce these costs we analyzed the drilling and blasting meshes with which they
were working and subsequently there was an improvement in this design, the
method that is Used for the calculation of the new mesh of drilling and blasting was
the Holmberg Algorithm with a burn-type cut-off and controlled blasting on the roof
of the work. In order to obtain data and to be able to compare, the monitoring and
control of the drilling and blasting of 50 shots in the CR NE was carried out as a pilot
work, obtaining an average drilling length of 1.68m and an average advance of
1.46m And with the implementation of the drilling and blasting mesh calculated with
the Holmberg Algorithm under similar conditions 50 shots were monitored, achieving
an average advance of 1.65m / shot, for an average drilling length of 1.70m. And
finally, after the tests carried out in the field, the advantages of the mesh calculated
by the Holmberg algorithm and adjusted in the field during the development of the
tests, were obtained with the data obtained previously processed in spreadsheets,
with which it was possible to increase In 11.52% of linear advance per trip, the
reduction of the power factor by 0.25kg / ton per trip, corresponding to 26.66%, the
reduction of drilling and blasting costs per linear meter in 16.45% and the overrun
was decreased To 2.87%.
Keywords.
Cut: Work of horizontal advance that takes in disassembling until arriving at the vein.
INDICE
DEDICATORIA……….iii
AGRADECIMIENTO………..……….iv
RESUMEN………..………....………….v
ABSTRACT………...……..……….…………vi
INDICE DE CONTENIDOS………..……….………vii
LISTADO DE TABLAS………...………..…..xi
LISTADO DE FIGURAS...………...………...……..xiii
NOMENCLATURA………..………..……….…………..xv
INDICE DE ANEXOS………...………..……..xvii
CAPITULO I: INTRODUCCIÓN 1.1 Realidad Problemática………...……….01
1.2 Antecedentes………..………...02
1.3 Marco Teórico………...……….………...04
1.3.1 Propiedades físicas y mecánicas de las rocas………...………...04
1.3.1.1 Propiedades físicas….……….………04
1.3.1.1.1 Peso específico………..……….……..04
1.3.1.1.2 Densidad……….………04
1.3.1.1.3 Esponjamiento……….……….………...….05
1.3.1.2 Propiedades mecánicas……….……….05
1.3.1.2.1 Resistencia a la compresión…………..……….……….05
1.3.1.2.2 Resistencia a la tracción……….………….……….07
1.3.2.1 Clasificación de Deere (1967)………..……….…………..08
1.3.2.2 Clasificación de Bieniawski (1973, 1979,1989)………..…….…………10
1.3.2.2.1 Obtención del índice RMR……….….…….……10
1.3.2.3 Clasificación GSI (Geological Strength Index)……….…...……….17
1.3.3. Perforación……….…..20
1.3.3.1 Objetivo de la perforación………..……….20
1.3.3.2 Equipos de perforación……….……….…..20
1.3.3.2.1 Perforadoras manuales………..………..…20
1.3.3.2.2 Perforadoras mecanizadas……….……….21
1.3.3.2.3 Perforadoras mecanizas rotatores……….….…21
1.3.3.3 Perforadoras convencionales neumáticas………..………..21
1.3.3.3.1 Perforadoras Jack Leg………..………....21
1.3.3.4 Perforación en labores de avance……….………….22
1.3.4 Voladura de rocas en minería subterránea………..………23
1.3.4.1 Evaluación de una voladura……...………...…..23
1.3.4.2 Voladura controlada……..……….………..24
1.3.4.2.1 Tipos de control de voladura………...……….25
1.3.5 Explosivos……….………25
1.3.5.1 Propiedades de los explosivos………...25
1.3.5.2 Explosivos para voladura controlada………...……….27
1.3.6 Accesorios para voladura……….….……….27
1.3.6.1 Carmex……….………..28
1.3.6.3 Fanel LP……….…………29
1.3.6.4 Mecha rápida……….30
1.3.7 Costos en perforación y voladura……….…....……….30
1.3.8 Optimización de costos de perforación y voladura……….…..………..31
1.3.9 Diseño de la malla de perforación con arranque tipo corte y quemado y cálculo de voladura ( Método Holmberg)……….…….………..……….31
1.3.9.1 Diseño de la sección de corte (A)…….……….……….32
1.3.9.1.1 Avance por disparo (H)………...33
1.3.9.1.2 Diseño del corte (A)….……….…….………...35
1.3.9.1.3 Arrastres (E)………...………..………..40
1.3.9.1.4 Taladros de tajeado (Stoping, Zonas B y C)…………...………...41
1.3.9.1.5 Taladros de contorno (Zona D)……….……….…………..42
1.4. Enunciado del problema.………...42
1.5 Hipótesis……….……….……….42
1.6 Objetivos………..……….………43
1.6.1 Objetivos generales………..……….……….………….43
1.6.2 Objetivos específicos………...43
CAPITULO II: MATERALES Y MÉTODOS 2.1. Materiales……….………...44
2.1.1. Materiales de estudio………..……...44
2.1.2 Materiales consumibles………...……44
2.1.4 Herramientas e instrumentos……….…….………..….…46
2.1.5 Equipos de procesamiento……….………...……….47
2.1.6 Herramientas informáticas de proceso de datos….……….………47
2.2. Métodos y técnicas……….………..……….……….47
2.2.1 Método……….……….……….47
2.2.1.1 Variables………....47
2.2.2 Técnica y procesamiento………..………..47
2.2.2.1 Procedimiento experimental………..………..47
CAPITULO III: RESULTADOS Y DISCUSION 3.1 Resultados………..………...…………58
3.1.1 Avance lineal por disparo………..……….…58
3.1.2 Factor de potencia……….………..……….………60
3.1.3 Costos de perforación y voladura……….………...60
3.1.4 Sobrerotura………...61
3.2. Discusión de resultados………...……….…...61
CAPITULO IV: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 4.1. Conclusiones………..63
4.2. Recomendaciones……….63
CAPITULO V: REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 5.1 Referencias bibliográficas………...………...64
LISTA DE TABLAS
Tabla N° 01: Estimación de la Resistencia media de ciertas rocas según Bieniawski.
... 11
Tabla N° 02: Resistencia a la compresión de la roca sana y su valoración ... 12
Tabla N° 03: Índice de calidad de la roca y su valoración ... 12
Tabla N° 04: Espaciamiento de discontinuidades y su valoración ... 13
Tabla N° 05: Obtención del parámetro por presencia de agua... 15
Tabla N° 06: Orientación relativas entre las juntas y el eje de la cavidad ... 15
Tabla N° 07: Parámetros y escala de valores que la clasificación RMR tienen en cuenta para obtener la calidad de la roca. ... 16
Tabla N° 08: Ajuste de valores por orientación de las juntas. ... 17
Tabla N° 09: Determinación de la clase de macizo rocoso según Bieniawski. ... 17
Tabla N° 10: Especificaciones técnicas de la máquina perforadora marca RNP/Tipo Jack Leg/ Modelo RNS83FX – FL7. ... 22
Tabla N° 11: Datos de los disparos en la CR NE, NV.2410, Veta Briana desde el 1 al 25 de septiembre de 2016. ... 48
Tabla N° 12: Costos de Perforación y Voladura antes de la implementación de la malla de perforación y voladura en la CR NE. ... 49
Tabla N° 13: Indicadores de los disparos en la CR NE, NV.2410, Veta Briana desde el 1 al 25 de septiembre de 2016. ... 50
Tabla N° 14: Parámetros necesarios para el cálculo de malla de perforación con el algoritmo de Holmberg ... 51
Tabla N° 15: Distribución de carga explosiva para la CR NE, según el algoritmo de Holmberg. ... 52
Tabla N° 16: Datos de los disparos después de la implementación de la nueva malla de perforación en la CR NE, NV.2410, Veta Briana desde el 1 al 25 de diciembre de 2016 ... 54
Tabla N° 18: Costos de Perforación y Voladura después de la implementación de
la malla de perforación y voladura en la CR NE. ... 56
Tabla N° 19: Comparación de resultados de avance y eficiencia por disparo con ambas mallas de perforación y voladura para la CR NE. ... 59
Tabla N° 20: Accesibilidad hacia la Mina Santa Maria por Vía Terrestre ... 66
Tabla N° 21: Accesibilidad hacia la Mina Santa Maria por Vía Aérea ... 66
Tabla N° 22 Calculo del RMR de Bieniawski, donde se muestra los 5 parámetros evaluados y su valoración para la CR NE. ... 78
Tabla N° 23: Propiedades técnicas de las emulsiones encartuchadas usadas para el presente trabajo. ... 94
Tabla N° 24: Dimensiones y masa de la emulsión encartuchada utilizadas para el presente trabajo ... 94
Tabla N° 25: Especificaciones técnicas del fulminante ensamblado en el Carmex ... 95
Tabla N° 26: Especificaciones técnicas del Conector y block de sujeción del Carmex ... 95
Tabla N° 27: Especificaciones técnicas del Carmex ... 96
Tabla N° 28: Especificaciones técnicas del Cordón detonante ... 96
LISTA DE FIGURAS
Fig. 01: Ensayo a la compresión simple de un testigo de roca. ... 6
Fig. 02: Ensayo a la tracción de un testigo de roca. ... 7
Fig. 03: Estimación del RQD a partir de testigos de sondeo. ... 8
Fig. 04: Estimación del Jv y clasificación del tamaño de bloques en función del espaciado de juntas y número de familias. ... 9
Fig. 05: Variación de la resistencia del macizo rocoso en función del espaciado de las juntas y resistencia a la compresión simple de las rocas (Bieniawski). ... 14
Fig. 06: Tabla GSI y tipo de sostenimiento según las características del macizo rocoso. ... 19
Fig. 07: Máquina perforadora marca RNP/Tipo Jack Leg/ ... 22
Fig. 08: Contorno de la excavación con y sin voladura controlada... 24
Fig. 09: Explosivo para voladura controlada. ... 27
Fig. 10: Accesorio de Voladura Carmex.240 ... 28
Fig. 11: Pentacord o cordón detonante. ... 29
Fig. 12: Fanel LP ... 29
Fig. 13: Mecha rápido o Ignaiter Cord ... 30
Fig. 14: Divisiones del frente y la denominación de las secciones según Holmberg. ... 32
Fig. 15: Arranque paralelo de cuatro secciones ... 35
Fig. 16: Abertura del segundo cuadrante, luego del disparo del primer cuadrante. ... 37
Fig. 17:Distribución de carga explosiva en los taladros para la CR NE. ... 52
Fig. 18: Malla de perforación con Jack Leg de sección 2.5mx2.5m con RMR 51-60 ... 53
Fig. 19: Avance real del disparo (m) en la CR NE. ... 58
Fig. 20: Eficiencia del disparo (%) en la CR NE. ... 58
Fig. 21: Factor de potencia (Kg/Ton) en la CR NE. ... 60
Fig. 22: Costo de PerVol ($/m) en la CR NE. ... 60
Fig. 23: Sobrerotura CR NE. (%) ... 61
Fig. 25: Vista satelital de las unidades de producción de Compañía Minera
Poderosa. ... 68
Fig. 26: Vista satelital de la U.P. Santa Maria ... 68
Fig. 27:Plano de geología regional de la Mina Poderosa ... 70
Fig. 28: Columna estratigráfica correspondiente a la zona de la Mina Poderosa. 71
Fig. 29: Diseño del block de explotación. ... 75
Fig. 30: Marcado y carguío del frente CR NE. ... 91
Fig. 31: Preparación de la columna explosiva de Famecorte E-20 para controlar la
corona de la labor ... 91
Fig. 32: Control en la voladura sobre el contorno de la labor CR NE. ... 91
Fig. 33: Granulometría de la carga con la aplicación de la nueva malla de
perforación CR NE. ... 91
Fig. 34: Carguío de los taladros de la corona con Famecorte E-20 CR NE ... 93
NOMENCLATURA
5P: Gramaje del cordón detonante (Pentrita/pie).
a: Ancho de la abertura en el primer cuadrante.
Ah1: Distancia entre taladros en el primer cuadrante (m). ANFO: Nitrato de amonio (94%) + Petróleo (6%)
B1: Burden máximo en el primer cuadrante. B1p: Burden práctico en el primer cuadrante. B2: Burden máximo en el segundo cuadrante (m). B2p: Burden práctico en el segundo cuadrante (m). B3: Burden máximo en el tercer cuadrante (m). B3p: Burden práctico en el tercer cuadrante (m). B4: Burden máximo en el cuarto cuadrante (m). B4p: Burden práctico en el cuarto cuadrante (m). Buz: Buzamiento
c: Constate de roca.
CR: Cortada.
d: Diámetro del taladro de producción (m).
D0: Diámetro del taladro vacío en el corte. F: Máxima desviación en la penetración (m).
f: Superficie de la sección de la probeta (cm2).
Fanel LP: Fulminante no eléctrico de retardo con serie larga.
G: Aceleración de la gravedad (cm/s2). GSI: Geological Strength Index
H: Avance por disparo.
I: Avance real del disparo (m).
Jv: Número de juntas por metro cúbico.
Kbar: Kilobares.
Kcal: Kilocalorías.
Ke: Coeficiente de esponjamiento.
Mpa: Mega Pascales
N: Número de taladros en el arrastre.
n: Número de taladros vacíos en el corte.
NV: Nivel.
Pcomp: Carga para distribución de la probeta (Kg).
q1: Concentración de carga en el primer cuadrante (Kg/m). q2: Concentración de carga en el segundo cuadrante (Kg/m). Qt: Carga de explosivo por taladro (Kg).
Rcomp: Límite de resistencia (Kg/cm2). RMR: Rock Mass Rating.
RNP: Refacciones Neumáticas la Paz.
RQD: Rock Quality Designation.
Rtr: Resistencia a la tracción (Kgf/cm2). S: Espaciamiento (m).
SANFO: Potencia relativa por peso al ANFO. T1: Longitud de Taco (m).
TM: Toneladas métricas.
V: Volumen de la muestra de roca (cm3). v: Volumen de roca antes del disparo.
Ve: Volumen de roca después del disparo.
Vm: Volumen de muestra (m3). VOD: Velocidad de detonación.
Wm: Peso de muestra (Kg).
: Desviación angular (m/m).
: Desviación en el empate o collar (m).
: Diámetro del taladro vacío.
’: Diámetro del taladro vacío equivalente.
: Peso específico.
: Número de discontinuidades por metro lineal.
INDICE DE ANEXOS
ANEXO N° 01: MINA SANTA MARIA – COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A . 65
ANEXO N° 02: CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA DE LA CR NE. ... 77
ANEXO N° 03: CÁLCULO DE LA MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA DE
LA GL SE ... 79
ANEXO N° 04: MARCADO, PERFORACIÓN Y CARGUÍO DEL FRENTE DE LA CR
NE. ... 91
ANEXO N° 05: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE EXPLOSIVOS Y
CAPITULO I
INTRODUCCION
1.1. Realidad Problemática
En la actualidad las labores de preparación y desarrollo de 2.5m x 2.5m de
sección (Galerías y Cortadas) de la Veta Briana, Nivel 2410, Mina Santa Maria de
la Compañía Minera Poderosa, se encuentran asignadas a la Empresa
Especializada ORMASAN S.A.C. la excavación se realiza mediante el método
convencional de perforación y voladura. Utilizando para la perforación máquinas
Jack Leg (RNP), barras cónicas de 2, 4 y 6 y brocas descartables de 36mm de diámetro, perforando taladros horizontales de 1.70m de profundidad en promedio,
para el arranque se está usando el corte quemado, el número de talados varía de
acuerdo a la experiencia de cada maestro perforista. En la voladura se usa Emulnor 1000, 3000 y 5000 de 1”x8”, como accesorios de voladura se utiliza Carmex 2.40m,
Fanel LP 2.40m y el Ignaiter Cord.
Como resultado de la voladura se obtienen avances de 1.46m/disp, por debajo
de lo esperado que es de 1.55m/disp, secciones fuera del estándar y granulometría
inadecuada. Ocasionado un elevado incremento en los costos unitarios en la etapa
de perforación y voladura lo cual conllevara a un incremento a las demás etapas
subsiguientes del ciclo de minado como por ejemplo demoras operativas en
equipos, limpieza, extracción, etc.
Entre los principales problemas identificados son: falta de un mapeo
geomecánico que me permita identificar sobre qué tipo de roca se está trabajando,
el cual será fundamental para realizar un diseño adecuado de la malla de
perforación de acuerdo a sus características estructurales. Así también no se realiza
la selección del tipo de explosivo de acuerdo a las características físicas y
mecánicas de la roca la cual ocasionará aumento de carga explosiva por disparo,
aumentando el factor de potencia, costos de explosivos, etc. También no se realiza
una distribución de carga explosiva que me permita minimizar o controlar el daño al
El presente trabajo de investigación está orientado a la optimización del diseño
de Perforación y Voladura en labores de avance tipo CR, con la finalidad de reducir
costos operativos en dichas labores durante el proceso de preparación y explotación
de la veta Briana en la Mina Santa Maria de Compañía Minera Poderosa S.A.,
ubicada en la provincia de Pataz, departamento de La Libertad a 480 km al noroeste
de la ciudad de Lima, Perú a una altitud de 2100 y 3000 m.s.n.m. a 360 km de la
ciudad de Trujillo.
1.2. Antecedentes
Durante las últimas décadas se ha producido un gran desarrollo en la ingeniería
civil y minera que ha alcanzado tanto el diseño, cálculo e ingeniería de explosivos.
De la revisión efectuada para la realización de este trabajo, se registran estudios o
investigaciones valiosas que dan una perspectiva clara para direccionar el presente
estudio:
Jáuregui, Oscar (2009) en su tesis “Reducción de Costos Operativos en Mina,
Mediante la Optimización de los Estándares de las operaciones Unitarias de Perforación y Voladura” de la Pontificia Universidad Católica del Perú Facultad de
Ciencias e Ingeniería, menciona: La optimización es posible en principio mediante
el incremento de la productividad y del rendimiento en la perforación y voladura,
esto como consecuencia de optimizar la malla de perforación y/o voladura, a través
de una perforación que cumpla con el burden, espaciamiento, inclinación, longitud
del taladro establecidos, las características propias de la máquina de perforación y
el tipo de roca; en voladura se debe realizar un adecuado consumo de explosivos
que se vea reflejado en un factor de carga y/o potencia establecido y que es
técnicamente acorde con el diámetro de la broca, burden, espaciamiento, longitud
del taladro, condición del terreno (presencia de agua), características de la roca. Del
mismo modo se debe entender y tomar en cuenta claramente las propiedades y
características de los explosivos y accesorios de voladura.
Producto de la optimización de la perforación y voladura, es la obtención de un
incremento en los indicadores de productividad tales como toneladas rotas por
disparo ML/disparo, factor de carg a kg/m3, factor de avance kg/ML, toneladas rotas
por metro perforado TM/m, eliminación de la posibilidad de la existencia de tiros
cortados o soplados, eliminación de bancos o bolones que necesitan ser movidos y
corregidos mediante voladura secundaria.(4)
Contreras, Willy (2009) en su Tesis “Selección del explosivo adecuado y carga
máxima por retardo usando el monitoreo, modelamiento y análisis de vibración Aplicación en minas Ares” de la Universidad Nacional de Ingeniería Facultad de
Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica menciona: La mayor parte de los costos
radica en las operaciones unitarias de perforación y voladura, se requiere mejorar
cada vez más utilizando técnicas modernas de voladura de rocas, desarrollo de los
conocimientos actuales en voladura de rocas y su aplicabilidad en las operaciones
mineras, con la elección del explosivo adecuado para la realización de un trabajo
determinado minimizando el daño al macizo rocoso remanente y el segundo,
determinar la cantidad máxima de explosivo permitido por retardo.
Los puntos más importantes que se deben evaluar cuando se hacen voladura
son:
Lograr un adecuado grado de fragmentación de la roca, de tal modo que se
obtenga un costo mínimo combinado de las operaciones de carguío, transporte,
chancado y molienda de la roca.
Minimizar el daño al macizo rocoso en su entorno permitiendo una operación sin
daños.
Para poder lograr satisfacer esos dos requisitos contradictorios necesitamos de
una correcta elección del explosivo, cuanto explosivo a cargar por taladro o en su
defecto, la cantidad de explosivo deberá causar el menor daño posible al entorno
de la voladura pero cumpliendo con los objetivos antes mencionados. (1)
Tapia, Walther (2015) en su tesis “Optimización de la Producción y avance
mediante el Diseño de Perforación y Voladura en Rampa 650 en la Empresa Especializada IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.” de la Universidad Nacional del
malla de perforación y voladura el número total de taladros en frentes de 4x4m de
sección se reduce a 41 cargados y 3 de recorte, la que reduce la carga explosiva,
las mejoras en el avance lineal aumentaron de 2.80m a 3.20m y así se optimiza la
producción y se mejora el avance.(9).
1.3. Marco Teórico
1.3.1. Propiedades Físicas y Mecánicas de las rocas
1.3.1.1 Propiedades Físicas
Cuando se estudia al medio rocoso, se asume generalmente un comportamiento
homogéneo, continuo, isotrópico, elástico y lineal. Existen un amplio número de
propiedades físicas y mecánicas de las rocas que deben tomarse en cuenta para el
diseño de la malla de perforación y voladura en minería subterránea así como en
superficial, sin embargo para el presente estudio se tendrá en cuenta las siguientes
propiedades:
1.3.1.1.1. Peso específico()
También es llamado peso unitario, se define por el peso de la muestra (Wm) por
unidad de volumen de la muestra (Vm).
= Wm
Vm …(Ec. 01)
También se puede obtener el peso específico por la siguiente fórmula:
= ∗ G …(Ec. 02) Donde:
: Densidad de la roca (g/cm3).
G: es la aceleración de la gravedad (cm/seg2).
1.3.1.1.2. Densidad ()
La densidad está definida por la relación entre la masa que contiene la unidad
de volumen.
= M
Donde:
: Densidad de la roca (g/cm3). M: Masa de la muestra de roca (g).
V: Volumen de la muestra de roca (cm3)
1.3.1.1.3. Esponjamiento
El esponjamiento de las rocas consolidadas se establece como el aumento de
su volumen a consecuencia de la extracción, comparado con el volumen que la roca
ocupaba en el macizo antes de su extracción.
Este parámetro se calcula a partir de la magnitud adimensional denominado
coeficiente de esponjamiento (Ke) que se expresa por la relación del volumen de la
roca después del disparo para el volumen de la misma en el macizo.
Ke = Ve
V …(Ec. 04)
Donde:
Ke: Coeficiente de esponjamiento.
Ve: Volumen de la roca después del disparo (m3).
V: Volumen de la roca en el macizo antes del disparo (cm3).
El valor del coeficiente de esponjamiento está en función de:
Regularidad de trituración de la roca.
Grosura de sus pedazos.
Capacidad y forma del recipiente en el que se coloca la roca.
Humedad.
Tiempo durante el cual permanece triturada.
1.3.1.2 Propiedades Mecánicas
1.3.1.1.4. Resistencia a la comprensión
Es la fuerza requerida para romper una muestra sometida a carga (presión) sin
Esta resistencia puede ser determinada a partir de dos ensayos, de carga puntual
o compresión uniaxial.
El ensayo de carga puntual se realiza con muestra de rocas irregulares, mientras
que el ensayo de compresión uniaxial consiste en aplicar cargas compresivas
axiales cada vez mayores, a probetas de muestras de roca cilíndricas regulares.
El límite de resistencia se determina por la fórmula:
Rcomp = Pcomp
F …(Ec. 05)
Donde:
Rcomp: Límite de resistencia (Kg/cm2).
Pcomp: Carga para la destrucción de la probeta (Kg).
F: Superficie de la sección de la probeta (cm2).
Las probetas utilizadas para el ensayo de compresión uniaxial deben ser 2 pulgadas de diámetro y la relación de longitud – diámetro L/D =2 – 3, ya que si la
probeta es de pequeña altura en comparación con su diámetro, la rigidez de la
plancha detienen el ensanchamiento lateral de sus extremos.
El número indispensables de experimentos no debe ser menor a tres.
1.3.1.1.5. Resistencia a la tracción
Está definida por el resultado de un esfuerzo compresivo, es una tensión
horizontal y un esfuerzo compresivo variable. Existen diferentes ensayos para
determinar la resistencia a la tracción pero debido a su complejidad en la mayoría
de casos, se opta por el Método de Brasil o también conocido como Ensayo de
Tracción Indirecta que consiste en someter a una probeta cilíndrica (disco de roca
y/o mineral) a una carga lineal compresiva por medio de planchas de una prensa
que actúan a lo largo de su diámetro. La carga es aplicada hasta que la muestra de
roca llegue a su destrucción; la probeta rocosa suele romperse en la mayoría de los
casos separándose en dos mitades según el eje de carga diametral.
Para la determinación de esta resistencia se utiliza la siguiente fórmula:
Rtr = 2∗P
∗D∗L…(Ec. 06)
Donde:
Rtr: Resistencia a la tracción (Kgf/cm2).
P: Magnitud de la fuerza compresora (Kgf).
D: Diámetro del disco de roca (cm).
L: Longitud del disco de roca (cm).
Fig. 02:Ensayo a la tracción de un testigo de roca.
1.3.2. Clasificaciones geomecánicas
Las labores mineras subterráneas, cuyos componentes son estructuras
complejas, para ejecutar dichas labores mineras, es necesario poseer el máximo
conocimiento del macizo rocoso, para tener el conocimiento del macizo rocoso hoy
en día existen muchas clasificaciones geomecánicas, de las cuales las más
utilizadas son la de Bieniawski (RMR), la de Barton, Lien y Lunde (Q) y la de
Hoek-Brown (GSI). Las dos primeras utilizan un parámetro, RQD (Rock Quality
Designation), que constituye la base de la clasificación de Deere.
1.3.2.1. Clasificación de Deere (1967)
Deere en 1967 propuso un sistema de diseño de sostenimiento basado en el
RQD. Este parámetro se obtiene a partir del porcentaje de trozos de testigos
mayores a 10cm recuperados en un sondeo, tal y como se muestra en la Fig. 03 y
permite estimar el grado de fracturación del macizo rocoso.
El RQD hay que tomarlo con las debidas precauciones, ya que su valor depende
no solo de la fracturación del macizo rocoso sino también de otros factores, como
la técnica del sondeo, su dirección, diámetro, etc.
A veces hay que estimar el RQD a partir de datos de afloramientos, al no
disponer de sondeos. En estos casos, se puede utilizar la siguiente relación
(Palmstrom, 2005), aunque su precisión no es superior a la que puede proporcionar
una mera estimación visual (Bieniawski, 2003).
RQD = 110 − 3.3 ∗ 𝐽𝑣… (Ec. 07)
Donde:
RQD: Rock Quality Designation.
Jv: Número de juntas por metro cúbico.
También puede calcularse con la siguiente relación:
RQD = 100−0.1(0.1+ 1)… (Ec.08)
Donde:
RQD: Rock Quality Designation
: N° de discontinuidades por metro lineal
Fig. 04: Estimación del Jv y clasificación del tamaño de bloques en función del espaciado de juntas y número de familias.
Según su RQD, Deere clasificó los macizos rocosos en 6 grupos y propuso
distintos sostenimientos en función de la calidad del macizo rocoso y el método de
excavación utilizado.
1.3.2.2. Clasificación de Bieniawski (1973, 1979, 1989).
Esta clasificación se desarrolló inicialmente a partir de las experiencias en obras
realizadas en África del Sur. Su aplicación no tiene apenas limitaciones, excepto en
rocas expansivas y fluyentes donde no es aconsejable su uso.
1.3.2.2.1. Obtención del Índice RMR
Para determinar la calidad del macizo rocoso, se divide este en dominios
estructurales, es decir, en zonas delimitadas por discontinuidades geológicas,
dentro de las cuales la estructura es prácticamente homogénea. La estructura del
macizo comprende el conjunto de falla, diaclasas, pliegues y demás características
geológicas propias de una determinada región. El índice que define la clasificación
es denominado RMR (Rock Mass Rating), que evalúa la calidad del macizo rocoso
a partir de los parámetros siguientes:
Resistencia a compresión simple del material rocoso
En la Tabla N° 01 se presenta una estimación de las resistencias medias de
Tabla N° 01: Estimación de la Resistencia media de ciertas rocas según Bieniawski.
Tipo de roca
Resistencia a la compresión simple (Mpa)
Mínima Máxima Media
Cresta 1 2 1.5
Sal 15 29 22
Carbón 13 41 27
Limonita 25 38 31.5
Esquisto 31 70 50.5
Pizarra 33 1560 796.5
Lutitas 36 172 104
Arenisca 40 179 109.5
Marga 52 152 102
Mármol 60 140 100
Caliza 69 180 124.5
Dolomía 83 165 124
Andesita 127 138 132.5
Granito 153 233 193
Gneis 159 256 207.5
Basalto 168 359 263.5
Cuarcita 200 304 252
Dolerita 227 319 273
Gabro 290 326 308
Taconita 425 475 450
Sílice 587 684 635.5
Tabla N° 02: Resistencia a la compresión de la roca sana y su valoración
Descripción
Resistencia a la
compresión
simple (Mpa)
Ensayo de
carga puntual
(Mpa)
Valoración
Extremadamente dura >250 >10 15
Muy dura 100-250 4-10 12
Dura 50-100 2-4 7
Modernamente dura 25-50 1-2 4
Blanda 5-25 <1 2
Muy blanda 1-5 <1 1
Fuente: Grupo de Investigación de geología aplicada (GIGA).
Rock Quality Designation(RQD)
Este parámetro, que se considera de interés para seleccionar el revestimiento
de los túneles, se ha definido anteriormente al tratar la clasificación de Deere (1967).
Tabla N° 03: Índice de calidad de la roca y su valoración
Índice de Calidad RQD (%) Calidad Valoración
0-25 Muy mala 3
25-50 Mala 8
50-75 Regular 13
75-90 Buena 17
90-100 Excelente 20
Espaciamiento de las juntas.
El término juntas se refiere a las discontinuidades estructurales; fallas; diaclasas,
planos de estratificación, etc. y su espaciado es la distancia media entre los planos
de discontinuidad de cada familia, es decir, de cada conjunto con las mismas
características geomecánicas. Entre este parámetro y el anterior existe una relación
clara, por lo que a no ser por razones históricas, o sea por la abundante información
relacionada con el RQD que existía antes de la aparición de las clasificaciones
geomecánicas RMR y Q, quizás estas no habrían incluido el RQD.
La resistencia del macizo rocoso se va reduciendo al aumentar el número de
juntas, o sea, cuando disminuyen los espaciados de cada familia. En la Fig. 05 se
muestra gráficamente la variación de resistencia del macizo, en función del
espaciado de juntas y de la resistencia a la compresión simple del material rocoso.
La utilizada por Bieniawski es la propuesta por Deere en su clasificación de 1967
que se presenta en la Tabla N° 04.
Tabla N° 04: Espaciamiento de discontinuidades y su valoración
Descripción Espacio de
juntas
Tipo de macizo
rocoso Valoración
Muy separadas >2m Sólido 20
Separadas 0.6-2m Masivo 15
Modera. Separadas 200-600mm En bloques 10
Juntas 60-200mm Fracturado 8
Muy juntas <60mm Machacado 5
Fig. 05: Variación de la resistencia del macizo rocoso en función del espaciado de
las juntas y resistencia a la compresión simple de las rocas (Bieniawski). Fuente: Mecánica de rocas y fundamentos de ingeniería de taludes.
Naturaleza de las juntas.
Para describir el estado de las juntas se utiliza los siguientes parámetros:
Apertura entre los labios de la discontinuidad.
Junta según rumbo y buzamiento.
Rugosidad de los labios.
Resistencia de la roca en los labios de la discontinuidad.
Relleno de la junta.
Presencia de agua.
En un macizo rocoso diaclasado, el agua tiene mucha influencia en su
comportamiento, debiendo estimarse el flujo de agua en litro /min. cada 10m de
túnel. La descripción utilizada es la siguiente: completamente seco, húmedo, agua
Tabla N° 05: Obtención del parámetro por presencia de agua
Caudal por 10m de túnel Descripción Valoración
Nulo Seco 15
<10Lt/min Ligeramente seco 10
10-25Lt/min Húmedo 7
25-125Lt/min Goteando 4
>125Lt/min Fluyendo 0
Fuente: Grupo de Investigación de Geología Aplicada (GIGA)
Orientación de las discontinuidades.
La orientación de las discontinuidades respecto al eje de la estructura
subterránea es un factor de suma importancia para determinar el sostenimiento
necesario. La correcta orientación de la cavidad puede hacer descender claramente
las necesidades de entibación.
La clasificación dada por Bieniawski referente a orientaciones relativas entre
discontinuidades y el eje de la cavidad, se presenta en la Tabla N° 06.
Tabla N° 06: Orientación relativas entre las juntas y el eje de la cavidad
Rumbo perpendicular al eje de la obra Rumbo paralelo al eje de la obra
Rumbo 0-20° cualquier dirección
Rumbo según Buz. Rumbo Contra Buz.
Buz. 45°-90°
Buz. 20°-45°
Buz.
45°-90°
Buz.
20°-45° Buz. 45°-90°
Buz. 20°-45°
Muy
favorable Favorable Medio Desfavorable
Muy
desfavorable Medio Desfavorable Fuente: Grupo de Investigación de Geología Aplicada (GIGA)
primario” de calidad que es igual a la suma de los cinco primeros parámetros, cuyos
valores se definen en la Tabla N° 07. La versión presentada es la de 1989,
actualmente en uso.
Tabla N° 07: Parámetros y escala de valores que la clasificación RMR tienen en
cuenta para obtener la calidad de la roca.
PARAMETROS ESCALA DE VALORES
1
Resistenci a de la
roca intacta
Bajo carga
puntual >10Mpa 4-10Mpa 2-4Mpa 1-2Mpa
Para estos valores es preferible la resistencia a la
compresión simple
A compresión
simple >250Mpa 100-250Mpa 50-100Mpa 25-50Mpa
5-25 Mpa 1-5Mpa <1Mp a
VALOR 15 12 7 4 2 1 0
2 R.Q.D. 90%-100% 75%-90% 50%-75% 25%-50% <25%
VALOR 20 17 13 8 3
3 ESPACIADO DE JUNTAS >2m 0.6-2m 200-600mm 60-200mm <60mm
VALOR 20 15 10 8 5
4
CONDICION DE LAS JUNTA
Muy rugosas, sin continuidad, cerradas, roca labios sana Ligeramente rugosa, separacion<1mm
, roca labios ligeramente meteorizada
Ligeramente rugosa, separarcion<1mm
, roca labios muy meteorizados
Espejo o falla o relleno de
espesor <5mm, o juntas abiertas 1-5mm, juntas continuas
Relleno blando de espesor >5mm, o juntas abiertas >5mm, juntas continuas
VALOR 30 25 20 10 0
5 AGUA
Flujo en cada
10m de tunel Ninguno <10 lts/min 10-25 lts/min 25-125
lts/min >125 lts/min
Relacion presión del agua en la juntas/tensión
principal máxima
0 <0.1 0.1-0.2 0.2-0.5 >0.5
CONDICIONE
S GENERAL Completament e seco
Manchas de
Humedad Muy húmedo Goteo Flujo de agua
VALOR 15 10 7 4 0
Fuente: Mecánica de rocas y fundamentos e ingeniería de taludes.
El parámetro número seis (orientación por discontinuidades) se obtiene su ajuste
como se muestra en la Tabla N° 08 y la determinación o denominación del macizo
Tabla N° 08: Ajuste de valores por orientación de las juntas.
Orientación del rumb. Y Buz.
de las discontinuidades
Muy
favorable Favor Regular Desf.
Muy
Desf.
VALORES
Túneles y Minas 0 -2 -5 -10 -12
Cimentación 0 -2 -7 -15 -25
Taludes 0 -5 -25 -50 -60
Fuente: Grupo de Investigación de Geología Aplicada (GIGA).
Tabla N° 09: Determinación de la clase de macizo rocoso según Bieniawski.
Valor Total
del R.M.R 81-100 61-80 41-60 21-40 <20
Clase Numero I II III IV V
Descripción Muy bueno Bueno Medio Malo Muy malo
Fuente: Grupo de Investigación de geología aplicada (GIGA).
1.3.2.3. Clasificación GSI (Geological Strength Index)
El índice de Resistencia Geológica (GSI) el cual fue introducido por Hoek (1994)
y Hoek, Káiser y Bawden (1995) provee una descripción netamente cualitativa, el
cual combina los parámetros fundamentales del proceso geológico: las propiedades
de la roca intacta y las propiedades de las discontinuidades, los cuales sirven para
estimar la resistencia de la masa rocosa en diferentes condiciones geológicas.
Inicialmente este sistema de clasificación fue creado para determinar parámetros
mecánicos a partir del criterio de falla de Hoek y Brown y su aplicación a modelos
matemáticos, a comparación de los sistemas de RMR y Q que han sido
desarrollados para la estimación del refuerzo o soporte en las excavaciones
Por estas razones el GSI no considera el agua subterránea y la orientación
estructural considerados en el RMR y el agua subterránea y los parámetros de
esfuerzos considerados en el Q. de aquí que solo para la determinación de la
resistencia del macizo rocoso solo considera 4 parámetros del sistema RMR tales
como resistencia de la roca intacta, RQD, espaciamiento y condición de junturas.
Tanto el RMR como el Q, incluyen y son muy dependientes del RQD introducido
por Deere (1964), que el GSI no considera, más bien enfatiza las observaciones
geológicas básicas de las características de la masa rocosa, reflejada en el material,
estructura y la historia geológica.
Para relacionarlo el GSI y el RMR89 de Bieniawski, el RMR89 debe ser mayor a 23, entonces el GSI = RMR89”-5, para esto se asigna un valor de 15 al parámetro
que representa al agua y de cero al de orientación de las discontinuidades.
GSI = 𝑅𝑀𝑅. 89 − 5… (Ec. 09).
Donde:
GSI: Geological Strength Index.
Fig. 06: Tabla GSI y tipo de sostenimiento según las características del macizo rocoso.
1.3.3. Perforación
La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su
propósito es de abrir en las rocas huecos cilíndricos destinados a alojar el explosivo
y sus accesorios iniciadores, denominados taladros, barrenos, hoyos o blast holes.
Se basa en los principios mecánicos de percusión y rotación, cuyos efectos de
golpe y fricción producen el astillamiento y trituración de la roca en un área
equivalente al diámetro de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud del
barreno utilizado. La eficiencia de la perforación consiste en lograr la máxima
penetración al menor costo.
En perforación tiene gran importancia la resistencia al corte o dureza de la roca
(que influye en la facilidad y velocidad de penetración) y la abrasividad. Esta última
influye en el desgaste de las brocas y por ende el diámetro final de los taladros
cuando esta se adelgaza (brocas chupadas).
1.3.3.1. Objetivo de la perforación
La perforación se hace con el objetivo de arrancar o volar la máxima cantidad de
roca o mineral situando el explosivo en el lugar apropiado (en este caso el taladro),
a fin de lograr el objetivo con el mínimo de explosivo que se pueda.
En otras palabras, la perforación se hace con el objetivo de volar cierta porción
de roca o mineral, ya sea en un frente o tajeo, para lo cual analizaremos primero la
roca y luego perforamos una serie de taladros, de modo que nos permita usar
relativamente poco explosivo para poder volar un gran volumen.
1.3.3.2. Equipos de perforación
Actualmente se emplean tres tipos de máquinas perforadoras:
1.3.3.2.1. Perforadoras manuales
De percusión con aire comprimido, para huecos pequeños (25 a 50mm de
verticales al techo (stopers). Emplean barrenos de acero integral terminados en una
broca fija tipo bisel, o barrenos con brocas acoplables.
1.3.3.2.2. Perforadoras Mecanizadas
De percusión y de roto percusión, montadas en chasis sobre ruedas u orugas, para huecos hasta 150mm (6” de diámetro) y 20m de profundidad. Ejemplo los
Wagondrill, track drill y jumbos neumáticos o hidráulicos, que emplean barrenos
acoplables con brocas intercambiables.
1.3.3.2.3. Perforadoras mecanizadas rotatorias
Generalmente de grandes dimensiones para uso en tajos abiertos, montadas
sobre camión o sobre orugas con traslación propia, con motor rotatorio
independiente y perforación por presión (pull down o presión de barra) con brocas rotatorias tricónicos de 6” a 15” de diámetro, siendo las más comunes de 6”, 9 7/8”, 11 ¼” y 12 5/8”.
Un equipo normal de perforación está compuesto por:
Perforadora o martillo.
Soporte y carro portador.
Compresora y bomba hidráulica.
Brocas y barrenos.
Accesorios (mangueras, aceiteras, etc.).
1.3.3.3. Perforadoras convencionales neumáticas
1.3.3.3.1. Perforadoras Jack Leg.
Perforadora con barra de avance que puede ser usada para realizar taladros
horizontales e inclinados, se usa mayormente para la construcción de galerías,
subniveles, rampas; utiliza una barra de avance para sostener la perforadora y
Fig. 07:Máquina perforadora marca RNP/Tipo Jack Leg/ Modelo RNS83FX – FL7.
Fuente: Catálogo y especificaciones de máquina RNPSA.
Tabla N° 10: Especificaciones técnicas de la máquina perforadora marca RNP/Tipo Jack Leg/ Modelo RNS83FX – FL7.
Fuente: Catálogo y especificaciones de máquina RNPSA.
1.3.3.4. Perforación en labores de avance tipo galerías o cortadas.
Perforación preferentemente horizontal llevadas a cabo en forma manual o
mecanizada, los equipos y métodos varían según el sistema de explotación, pero
por lo general para minería en gran escala subterránea se utilizan los equipos de perforación llamados “jumbos”, que poseen desde uno o tres o más brazos de
1.3.4. Voladura de rocas en minería subterránea
De acuerdo a los criterios de la mecánica de rotura, la voladura es un proceso
tridimensional, en el cual las presiones generadas por explosivos confinados dentro
de taladros perforados en la roca, originan una zona de alta concentración de
energía que producen dos efectos dinámicos: fragmentación y desplazamiento.
El primero se refiere al tamaño de los fragmentos producidos a su distribución y
porcentaje por tamaños, mientras que el segundo se refiere al movimiento de la
masa triturada.
Una adecuada fragmentación es importante para facilitar la remoción y
transporte del material volado y está en relación directa con el uso que se destinara este material, lo que calificara a la “mejor” fragmentación.
El desplazamiento y la forma de acumulación del material volado se proyecta de
la manera más conveniente para el paleo o acarreo, de acuerdo al tipo y
dimensiones de las palas y vehículo disponibles.
1.3.4.1. Evaluación de una voladura
Una voladura se evalúa por los resultados obtenidos. Para calificarla se
consideran los siguientes aspectos: volumen de material movido, avance del
disparo, pisos, fragmentación, forma de acumulación de los detritos, costo total del
disparo.
El volumen o tonelaje del material movido deberá ser igual o cercano al volumen
teórico calculado previamente considerando el esponjamiento del material roto.
El avance en túneles y galerías es equivalente a la amplitud del túnel, por lo tanto
el avance deberá ser al menos igual a la profundidad de los taladros. La periferia
en los túneles deberá ser igual a la proyectada, si resulta menor, necesitara
ensanche adicional (desquinche). Por otro lado, si sobrepasa el límite
especificado resultaran problemas de costo, y en ciertos casos problemas de
El grado de fragmentación del material disparado o el tamaño promedio requerido
de los fragmentos depende del trabajo en que se van a emplear, pero por lo
general la fragmentación demasiado gruesa o demasiado menuda son
inconvenientes. La fragmentación tiene relación directa con la facilidad de paleo
y transporte y con sus costos.
La sobrerotura (over break) en túneles y labores subterráneas debilita y agrieta a
la roca remanente en toda la periferia, afectándola a profundidad, con el riesgo
de colapso del techo o paredes.
1.3.4.2. Voladura controlada
Consiste en el empleo de cargas explosivas lineales de baja energía colocadas
en taladros muy cercanos entre sí, que se disparan en forma simultánea.
Busca crear y controlar la formación de una grieta o plano de rotura continúo,
que limite la superficie final de un corte o excavación. Los objetivos de la voladura
controlada son:
Evitar la sobrerotura (over break).
Obtener superficies de corte lisas.
Lograr una mejor estabilidad.
Disminuir la dilución del mineral.
Evitar agrietamientos.
1.3.4.2.1. Tipos de Control en voladura.
Existen dos tipos de control que se utilizan en voladura controlada.
Voladura de Pre-corte o Pre-Spliting. El disparo del corte de es anterior a la
voladura principal.
Voladura de Recorte. El disparo del corte de contorno es posterior a la voladura
principal.
1.3.5. Explosivos
Los materiales explosivos son compuestos o mezclas de sustancias en estado
sólido o gaseoso, que por medio de reacciones químicas de óxido-reducción, son
capaces de transformarse en un tiempo muy breve, del orden de una fracción de
microsegundos, en productos gaseosos y condensados, cuyo volumen inicial se
convierte en una masa gaseosa que llega a alcanzar muy altas temperaturas y en
consecuencia muy elevadas presiones.
Así los explosivos comerciales son una mezcla de sustancias, combustibles y
oxidantes, que incentivadas debidamente, dan lugar a una reacción exotérmica muy
rápida, que genera una serie de productos gaseosos a altas temperaturas y presión,
químicamente más estables, y que ocupan un mayor volumen aproximadamente
1000 a 10000 veces mayor que el volumen original del espacio donde se alojó el
explosivo
1.3.5.1. Propiedades de los Explosivos Industriales usados en minería
Densidad.
Peso específico en g/cm3 (a mayor densidad, mayor potencia), varía entre 0.7 a
1.6 g/cm3.
Velocidad de detonación (VOD).
Velocidad de la onda de choque, en m/s, califica a los explosivos como
Transmisión o simpatía.
Transmisión de la onda de detonación en la columna de carga. Una buena
simpatía asegura la explosión total de la columna de carga.
Resistencia al agua.
Varía desde nula hasta excelente (varias horas).
Energía del explosivo
Se puede dar en Kcal/g o KJ/g. calculada sobre la base de su formulación,
aplicable para estimar su capacidad de trabajo.
Sensibilidad a la iniciación
Cada explosivo requiere un iniciador o cebo mínimo para iniciarse (usualmente
se tiene como referencia el detonador N° 8 para calificarlos como altos explosivos
(sensibles) y agentes de voladura (insensibles), por lo que requieren un cebo más
potente).
Volumen normal de gases
Cantidad de gases en conjunto generado por la detonación de 1kg de explosivo
a 0°C y 1 atm de presión, expresado en litros/kg. Indica aproximadamente la “cantidad de energía disponible” para el trabajo a efectuar y generalmente varía
entre 600 y 1000 litros/kg.
Presión de taladro
Fuerza de empuje que ejercen los gases sobre las paredes del taladro. Se
expresa en kg/cm2, en kilobares (kbar) o en Mega pascales (Mpa) en el sistema SI.
Para evaluarla se aplican las mismas ecuaciones de estado como las que valen en
el estado de detonación y explosión tomando en cuenta la variación de volumen.
Esta presión varía con el confinamiento. Así, un explosivo con densidad 1.25 g/cm3
y una presión de explosión de 3500 Mpa en taladro lleno al 100%, cuando se llena
solo al 90% llega aproximadamente a 2600 Mpa y cuando solo se llena al 80%
Categoría de humos
Factor de seguridad que califica la toxicidad (todo los explosivos generan gases
de CO y NO en diferentes proporciones).
1.3.5.2. Explosivos para voladura controlada
Famecorte E-20
Famecorte E-20, explosivo de bajo poder rompedor, se presenta en tubos
semirrígidos de 50 cm acoplables entre sí, para formar una columna explosiva
continua, cuenta con un centralizador el cuál centraliza la carga creando un anillo
de aire a lo largo del taladro, con la finalidad de amortiguar los efectos del explosivo
sobre la roca y disminuir el efecto canal sobre la carga explosiva.
Entre sus características tenemos: facilidad operativa, cebado fácil, fácil
preparación, menor tiempo de carguío.
Entre sus beneficios obtenidos se tiene: control en la sobrerotura, reducción de
costos en transporte, reducción de cargas operantes, reducción el tiempo de carguío
y reducción el costo de sostenimiento de la labor.
Fig. 09: Explosivo para voladura controlada. Fuente: Catálogo de Explosivos y Accesorios FAMESA.
1.3.6. Accesorios para voladuras
Son los dispositivos o productos empleados para cebar cargas explosivas,
suministrar o trasmitir una llama que inicie la explosión, lleva una onda detonadora
de un punto a otro o de una masa explosiva a otra y lo necesario para probar las
1.3.6.1. Carmex
El carmex ha sido concebido y desarrollado como un seguro y eficiente sistema
de iniciacion para efectuar voladura convencionales.
Esta compuesto por los siguientes componentes: un fulminante comun N° 8, un
tramo de mecha de seguridad, un conector para mecha rápida y un block de
sujeción, que viene a ser un seguro de plástico, cuya función es asegurar la mecha
rápida al conector para mecha rápida.
El carmex es ensamblado por personal especializado, mediante el uso de
máquinas fijadoras neumáticas, garantizando con ello la hermetizidad del fulminante – mecha de seguridad – conector.
Fig. 10: Accesorio de Voladura Carmex.240
Fuente: Catálogo de Explosivos y Accesorios FAMESA.
1.3.6.2. Pentacord o cordon detonante 5P
Es un accesorio de voladura , que posee caracteristicas como: alta velocidad de
detonación, facilidad de manipuleo. Esta formado por un núcleo de pentrita (PETN),
el cual esta recubierto por fibras sintéticas y forrado por un material plástico.
El Pentacord 5P, generalmente esta destinado como línea troncal en voladuras
pequeño o intermedio, tanto en minería supercial como subterrránea, también se
usa para iniciar al FANEL.
Fig. 11: Pentacord o cordón detonante.
Fuente: Catálogo de Explosivos y Accesorios FAMESA.
1.3.6.3. Fanel LP
El fanel LP es un accesorio de voladura de periodo de tiempo largos, con
características mejoradas en la traccion y abrasion del tubo de choque fanel,
haciéndolo apropiado para las aplicaciones en minería superficial y subterránea,
logrando de esta manera una alta eficiencia, seguridad e incremento de la
productividad. El Fanel es un sistema eficaz de iniciación, que ofrece los beneficios
de sincronizacion sin riesgo, eliminando toda posibilidad de conexiones erróneas.
El Fanel esta formado por los siguientes componentes: detonador de retardo, tubo de choque fanel, etiqueta y conector plástico tipo “J”.
Fig. 12: Fanel LP
1.3.6.4. Mecha rápida o cordón de Ignición
La mecha rápida es un componente tradicional de iniciación de voladuras,
compuestos por una masa pirotécnica, dos alambres y una cobertura exterior de
material plástico.
La mecha rápida produce una llama incandescente durante su combustión con
la suficiente temperatura para activar la masa pirotécnica del conector para mecha
rápida, el que a su vez asegura el eficiente encendido de la mecha se seguridad.
Fig. 13: Mecha rápida o Ignaiter Cord
Fuente: Catálogo de Explosivos y Accesorios FAMESA.
1.3.7. Costos en perforación y voladura
La perforacion y voladura de rocas son actividades primarias y binomiales que
determinan la productividad e influyen en gran parte la rentabilidad de sus
operaciones, van en paralelo en la optimización y la implementación de nuevos
procesos de producción mediante mejores estandares y bajos costos, lo que
permite, comprender, controlar y efectuar una toma de decisiones adecuadas tanto
a nivel estratégico como operativo.
En los trabajos de excavación de rocas, las operaciones unitarias de mayor
importancia son la perforación y voladura; que en promedio alcanzan hasta el 40%
1.3.8. Optimizacion de costos de perforación y voladura
El costo de perforación y voladura en general esta íntimamente ligado a los
siguientes factores:
Tipo de excavación (masivo, no masivo, estructural).
Nivel de producción (diametro del taladro).
Características geomecánicas de la roca.
Tamaño de la fragmentación requerida.
Malla de perforación (perforación específica).
Tipo de explosivos y accesorios de voladura utilizados.
Factor de carga (kg/m3).
La incidencia de los accesorios de voladura es mínima en el costo total de
perforación y voladura. Sin embargo una mejor utilización de ellos podría mejorar el
rendimiento de la voladura, y minimizar el costo global de operaciones (perforación,
voladura, carguío, acarreo y chancado).
1.3.9. Diseño de la malla de perforación con arranque tipo corte quemado y
cálculo de voladura (método de Holmberg).
Para facilitar los cálculos tanto en minería subterránea como en túneles,
Holmberg ha dividido el frente en 5 secciones (A, B, C, D, E) diferentes. Cada una
de estas secciones deben ser tratados en forma especial durante los cálculos; estas
secciones se muestran en la Fig. 14.
La operación más importante en el proceso de voladura en túneles es la creación
de la cara libre en el frente del túnel. Los cálculos típicos de carga explosiva de
acuerdo al método postulado por este investigador, se llevan a cabo mediante el
siguiente algoritmo:
Cálculo para determinar el avance.
Cálculo del corte (A).
Primer cuadrante.
Tercer cuadrante.
Cuarto cuadrante.
Cálculo de arrastras.
Cálculo de taladros de contorno (piso).
Cálculo de taladros de contorno (paredes).
Cálculo de zonas de tajeo (Stoping).
Fig. 14: Divisiones del frente y la denominación de las secciones según Holmberg.
Fuente: Método postulado por Holmberg para diseñar y calcular parámetros de
perforación y voladura en tunelería
Este método y algoritmo propuesto por Holmberg es recomendable para cálculos
y diseño de voladura de rocas en minería subterránea y tunelería.
1.3.9.1. Diseño en la sección del corte (A)
El éxito o fracaso de la voladura de rocas en tunelería está en función directa de
debe ser cuidadosamente diseñado, la disposición y secuencia de retardos en el
corte debe ser tal que permitan hacer una abertura con un incremento gradual en
su tamaño hasta que los taladros de ayuda puedan tener caras libres apropiadas.
El tipo de corte será elegido de acuerdo al equipo de perforación disponible,
ancho del túnel y el avance deseado. En el corte en V el avance está limitado por el
ancho del túnel; cosa que no sucede con los cortes paralelos.
1.3.9.1.1. Avance por disparo (H)
El avance por disparo está restringido por el diámetro del taladro vacío y por la
desviación de los taladros.
El avance que se espera obtener por disparo debe ser mayor del 95% de la
profundidad del taladro.
El avance por disparo (H) expresado como una función del taladro vacío puede
ser expresado por la siguiente relación:
𝐻 = 0.5 + 34.1 ∗+ 39.42 (Ec. 10)
Donde:
H = Profundidad del taladro (m)
= Diámetro del taladro vacío (m)
El avance será 95% de la profundidad del taladro.
𝐼 = 0.95𝑥𝐻 (Ec. 11)
Donde:
H = Profundidad del taladro (m)
I = Avance real del disparo (m)
Las relaciones anteriores son válidas solamente para condiciones en que la
En la mayoría de casos de perforación en túneles, no se dispone de máquinas
que penetren a la vez los taladros de producción y el taladro vacío; por eso el del taladro equivalente se obtiene a partir de la siguiente relación:
= √nxD0 … (Ec. 12)
Donde:
n = Numero de taladros vacíos en el corte (m)
= Diámetro del taladro vacío equivalente (m) D0 = Diámetro de los taladros vacíos en el corte.
La potencia relativa por peso se calcula de la siguiente manera:
Para poder calcular la potencia relativa por peso del explosivo, utilizaremos la
siguiente formula:
)
13
.
....(
6
1
6
5
0 0Ec
V
V
Q
Q
S
e e
Dónde:S = potencia relativa por peso del explosivo
Qe = calor de explosión a usarse (MJ/kg)
Qe0 = calor de explosión de la dinamita LBF (5 MJ/kg
V = volumen de gases liberados por el explosivo a ser usado (m3/kg)
V0 = volumen de gases liberados por la dinamita LBF (0.850 m3/kg) a STP
La densidad de carga del explosivo se calcula con la siguiente relación:
)
14
.
)...(
/
(
10
4
1200
6 2Ec
m
kg
D
x
q
Dónde:q = Densidad de carga del explosivo (kg/m)
