Universidad Nacional de Trujillo
Departamento de Ingeniería de MinasOPTIMIZACIÓN Y CONTROL DEL CICLO DE MINADO PARA LA REDUCCION DE COSTOS OPERATIVOS EN CANTERA DESVIO HUACHOCOLPA, CÍA. MINERA KOLPA 2018
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS
AUTOR :
Bach. LA TORRE REYES, JOSE CARLOS
ASESOR :
MS. SICCHA RUIZ, ORLANDO
Universidad Nacional de Trujillo Escuela profesional de Ingeniería de Minas
HOJA DE APROBACION DE TESIS
OPTIMIZACIÓN Y CONTROL DEL CICLO DE MINADO PARA LA REDUCCION DE COSTOS OPERATIVOS EN CANTERA DESVIO HUACHOCOLPA, CÍA. MINERA KOLPA 2018.
La Torre Reyes, José Carlos
Presidente: Ms Alberto Cipriano Galván Maldonado
CIP: 49937
Secretario: Ms Solio Arango Retamoso
CIP: 41484
Dedicatoria
A Dios.
Por Haberme permitido llegar hasta aquí. Por proporcionarme salud y regalarme una hermosa familia que mantiene viva mi voluntad y mis ganas de lograr mis metas.
A mis padres.
Agradecimientos
A Dios, nuevamente, por permitirme llevar una vida plena y llena de objetivos hasta el día de hoy.
A mi Padre José Carlos la Torre II, que trabajó día a día, viajando a diferentes lugares por muchas partes de nuestro país para satisfacer las necesidades de nuestra familia, promoviendo valentía, perseverancia y autoridad. Mi Madre, Silvia, la mujer que siempre nos inculcó amor, valores, disciplina y orden en nuestro hogar. Mis hermanos menores, Víctor y Allisson, que siempre supieron alegrar mi infancia con sus travesuras y ocurrencias.
A mi Abuelo, José Carlos I, de quien heredé un buen sentido del humor y adquirí la gran virtud de la paciencia.
Resumen
EXSA S.A. viene desarrollando trabajos de perforación, voladura y movimiento de tierras en cantera desvío Huachocolpa, propiedad de Cía. minera Kolpa en la región Huancavelica, presentando problemas de fragmentación en voladura, lo que trae como consecuencia retrasos en el ciclo de minado, deficiente control a las subcontratistas en su producción y aumento de costos operativos.
El objetivo de este estudio es la reducción de costos operativos, con este fin se responde a la pregunta: ¿De qué manera se puede reducir y controlar los costos operativos del ciclo de minado en ejecución en la cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica?
En este contexto se planteó el análisis geológico y geomecánico del macizo rocoso, proceso que desencadena la determinación de los parámetros de perforación, voladura, carguío y acarreo óptimos para la operación minera.
Los resultados muestran que al obtener un factor de carga de 0.648Kg/m3, diseño de malla de 2.2 por 2.5, se obtiene fragmentación de 21 pulgadas, parámetro que agiliza el carguío y acarreo. Los nuevos precios unitarios reducidos por aumento de rendimiento operacional en perforación, voladura y mov. De tierras generó una utilidad de 362’864.06 soles a la culminación de obra.
Abstract
EXSA S.A. It has been developing drilling, blasting and earthmoving works in the Huachocolpa detour quarry, owned by Cía. Minera Kolpa in the Huancavelica region, presenting fragmentation problems in blasting, which results in delays in the mining cycle, deficient control of subcontractors in their production and increase in operating costs.
The objective of this study is the reduction of operating costs, to this end the following question is answered: How can the operating costs of the mining cycle under execution be reduced and controlled in the quarry Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica?
In this context, the geological and geomechanical analysis of the rock mass was considered, a process that triggers the determination of the optimal drilling, blasting, loading and hauling parameters for the mining operation.
The results show that when obtaining a load factor of 0.648 Kg / m3, mesh design of 2.2 by 2.5, 21-inch fragmentation is obtained, a parameter that speeds up loading and hauling. The new unit prices reduced by increased operational performance in drilling, blasting and mov. Of land generated a profit of 362’864.06 soles at the completion of work.
Tabla de contenidos
...1
LISTA DE TABLAS ... 11
LISTA DE FIGURAS ... 12
LISTA DE GRAFICOS ... 12
CAPITULO 1... 13
INTRODUCCION ... 13
1.1 Realidad Problemática Nacional ... 13
1.2 Realidad Problemática Local... 13
1.3 Antecedentes ... 14
1.3.1 Antecedentes Bibliográficos ... 14
1.4 Marco teórico ... 17
1.4.1 Diseño de canteras ... 17
1.4.1.1 Gestión de operaciones ... 17
1.4.1.2. Tamaño de bloques en cantera ... 19
1.4.2. Caracterización del macizo rocoso ... 19
1.4.2.1. Resistencia a la compresión Uniaxial (UCS) ... 20
1.4.2.2. Resistencia a la tracción ... 20
1.4.2.3. Módulo de Elasticidad (EM) ... 21
1.4.2.4. Estimación de coeficiente de Poisson (vm)... 22
1.4.2.5. Clasificación de Bienawsky “RMR” ... 22
1.4.2.6. Índice de calidad de la roca “RQD” (1968) ... 23
1.4.3. Índice de Volabilidad de Lily (1986 – 1992) ... 24
1.4.4. Parámetros de perforación y voladura. ... 29
1.4.4.1. Diámetro de taladro ... 29
1.4.4.2. Equipos de perforación ... 29
1.4.4.3 Diseño de malla de perforación ... 31
1.4.4.4. Diseño de corte y secuencia de salida en cantera-carretera. ... 34
1.4.5. Modelo de fragmentación Kuz-Ram. ... 38
1.4.6. Rendimiento de equipos ... 39
1.4.6.1. Rendimiento individual de equipos ... 40
1.4.6.2. Tiempo de ciclo ... 40
1.4.8. Términos conceptuales generales ... 42
1.5. Formulación del problema ... 44
1.5.1. Problema general ... 44
1.5.2 Problemas específicos ... 44
1.6. Hipótesis ... 44
1.6.1. Hipótesis general ... 44
1.6.2. Hipótesis especificas ... 45
1.7. Objetivos ... 45
1.7.1. Objetivo general ... 45
1.7.2. Objetivos Específicos ... 45
1.8. Justificación ... 46
1.9. Identificación y Definición de variables ... 46
1.9.1. Variable independiente. ... 46
1.9.2. Variable dependiente. ... 46
CAPITULO 2... 48
MATERIALES Y METODO ... 48
2.1. Metodología del Estudio... 48
2.1.1. Método de Investigación ... 48
2.1.2. Delimitación del proyecto de investigación... 48
2.1.2.1. De contenido ... 48
2.1.2.2. Espacial... 48
2.1.2.3. Periodo ... 48
2.1.3. Población y muestra ... 48
2.1.3.1. Población ... 48
2.1.3.2. Muestra ... 48
2.2. Método de Investigación ... 49
2.2.1. Diseño de Investigación ... 49
2.2.2. Metodología en recopilación de datos. ... 49
2.2.3. Proposiciones implicativas de las variables ... 50
CAPITULO 3... 51
ANÁLISIS DE LA OPERACIÓN ... 51
3.1. Análisis geotécnico – geomecánico de la cantera. ... 51
3.1.1. RQD de cantera ... 51
3.1.3. Índice de Volabilidad en cantera Desvío Huachocolpa. ... 53
3.2. Diseño de malla de Perforación ... 53
3.2.1. Diámetro de perforación ... 54
3.2.2. Burden Según Pearse - 1955... 55
3.3 Disposición de explosivo en el taladro ... 57
3.4. Secuencia de salida en malla de rediseño ... 58
3.5. Modelo de Kuznetzov-Rambler en Cantera. ... 59
3.6. Análisis de rendimientos en ciclo de minado. ... 59
3.6.1. Análisis y control de rendimiento en Perforación de taladros ... 59
3.6.2. Análisis de fragmentación por fotometría en cantera. ... 60
3.6.3. Análisis de tiempo de ciclo de carguío y acarreo en volquetes Volvo FMX. ... 61
3.7. Análisis de costos operativos ... 62
3.7.1. Costos de perforación ... 62
3.7.2. Costos de voladura. ... 63
3.7.3. Costo de movimiento de tierras ... 65
3.8. Valorizaciones. ... 66
CAPITULO 4... 67
ANALISIS DE RESULTADOS ... 67
4.1 Conclusiones ... 67
4.2 Recomendaciones ... 68
REFERENCIAS ... 70
ANEXOS ... 72
ANEXO 1 DIAGRAMAS DEL PROCESO ... 72
Ubicación y accesibilidad... 72
Clima, fauna y vegetación. ... 73
Recursos ... 74
Geología regional en Huancavelica. ... 75
Geología en Cía. Minera Kolpa... 82
Especificaciones técnicas de contrato en Cantera Desvío Huachocolpa ... 84
Diseño geométrico de cantera desvío Huachocolpa ... 85
Plan de minado en cantera desvío Huachocolpa ... 87
Análisis de precios Unitarios Contractuales de licitación. ... 89
ANEXO 2 CALCULOS GEOMECANICO-GEOTECNICOS. ... 92
Simulación de malla en Software Predictivo JK Simblast ... 92
ANEXO 3: Ubicación y flujo de operaciones en proyecto. ... 94
ANEXO 4: Fotografías de obra. ... 94
ANEXO 5: PLANOS DE DETALLE DE CANTERA DESVÍO HUACHOCOLPA ... 97
LISTA DE TABLAS
Tabla 1.1: Clasificación del macizo rocoso según número de juntas 22 Tabla 1.2: Caracterización del macizo rocoso con el RQD 22 Tabla 1.3: Caracterización del macizo rocoso para estimar el factor de carga (BI) 25
Tabla 1.4: Altura de banco vs. Diámetro de taladro) 29
Tabla 1.5: Selección de equipos de perforación según trabajo. 30 Tabla 1.6: Valores para el cálculo del RQD equivalente 32
Tabla 1.7: C.E. medio de acuerdo al tipo de roca 35
Tabla 1.8: Operación de variables 48
Tabla 2.1: Matriz de consistencia 51
Tabla 3.1: RMR según Bienawsky de cantera Desvío Huachocolpa 54
Tabla 3.2: Índice de Volabilidad 54
Tabla 3.3: Variables de diseño para calcular valor K de la fórmula de Pearse 56 Tabla 3.4: Valores de parámetros de perforación según Pearse 57
Tabla 3.5: Parámetros Contractual vs. Diseño 58
Tabla 3.6: Disposición de explosivo en taladros de producción 58 Tabla 3.7: Explosivo ofrecido por Cía. Minera Kolpa. 59 Tabla 3.8: Resumen de análisis de rendimiento de Perforadora SOOSAN STD14E 61 Tabla 3.9: Análisis de producción en la semana 5 como punto de control. 63 Tabla 3.10: Análisis de precios unitarios por partida de perforación según
rendimiento control de 27.6 ml/hora. 64
Tabla 3.11: Análisis de precios unitarios por partida de voladura según
rendimiento de 1063 m3/hora 65
Tabla 3.12: Análisis de partida de mov. De tierras según rendimiento de 2379m3/día 66 Tabla 3.13. Análisis de partida de mov. De tierras mayores a 1 km hasta
500 m, según rendimiento de 2379 m3/hora 66
Tabla 3.14: Valorización de partidas a perforación, Voladura y mov. de tierras. 67 Tabla 3.15: Precios unitarios según rendimientos globales. 67
Tabla 5.1: Vías de acceso a proyecto. 73
LISTA DE FIGURAS
Figura 1: Clasificación geomecánica de Bienawsky “RMR” 1989 25
Figura 2: Corte en trinchera y corte en ladera 36
Figura 3: Esquema rectangular con salida en “V” 37
Figura 4: Esquema triangular con salida en “V” 37
Figura 5: Salida “V” en corte tipo ladera 38
Figura 6: Secuencia de encendido en taladros verticales y zapatales. 39
Figura 7: Metodología de operación. 51
Figura 8: Ubicación de proyecto 74
Figura 9: Unidades estratigráficas en Huancavelica. 84
Figura 10: Talud 2:1 87
Figura 11: Talud 1:8 87
Figura 12: Talud 1:8 (0+460) 87
Figura 13: Talud 1:8 (0+600) 87
Figura 14: Fases de minado 88
Figura 15: Índice RMR promedio de la cantera Desvío Huachocolpa 93 Figura 16: Simulación en software JK Simblast, malla de producción. 94
Figura 17: Formato de protocolo de voladura 94
Figura 18: Ubicación y flujo de operaciones en proyecto 95
LISTA DE GRAFICOS
Gráfico 1: Histograma de rendimiento promedio de perforación a lo largo de obra 61 Gráfico 2: Histograma de fragmentación obtenida por semana operativa 62 Gráfico 3: Histograma de valor por metro cubico en partidas de perforación
CAPITULO 1 INTRODUCCION 1.1 Realidad Problemática Nacional
La existencia de infinidad de yacimientos minerales metálicos presentes en nuestro país ha generado que empresas y contratistas mineras optimicen sus procesos operativos de extracción además de los gastos generales por proyecto.
Dejando en segundo plano los yacimientos no metálicos como calizas (en industria cementera), feldespatos (industria de cerámicos), carbón (industria del acero en su mayoría) y agregados para la construcción, dando como argumento que la utilidad generada después de la venta del producto es baja debido a los costos operativos de perforación, voladura y movimiento de tierras son elevados y no exige demasiada demanda.
1.2 Realidad Problemática Local
El área “Nuevos Servicios de la empresa EXSA S.A. tiene como operación minera principal la
extracción de 140’040.22 m3 de roca Andesita en la Cantera Desvío Huachocolpa con perforación,
voladura, carguío y acarreo según parámetros establecidos en las especificaciones técnicas de contrato con Cía. Minera Kolpa en la región de Huancavelica.
No cumpliendo con la meta mínima de 800 m3/gdia por rendimientos bajos, se ve influenciada directamente la elevación de costos unitarios de operación y extensión de cronograma para la culminación de obra.
Se encuentra en la necesidad de optimizar el ciclo de minado que garantice un punto de control al momento de monitorear la producción de las operaciones unitarias propias del ciclo realizadas por los subcontratistas para reducir los costos operativos y obtener una utilidad de mayor beneficio para EXSA como para Cía. minera Kolpa.
1.3 Antecedentes
1.3.1 Antecedentes Bibliográficos
Según: Palomino V. J. (2013), en su tesis Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar
la fragmentación en el tajo Jessica – CÍA Minera Arasi SAC, Facultad de Ingeniería de Minas. UNA –
Puno, Concluye que: “El resultado de una buena fragmentación se encuentra también en función del
diseño de malla, diseño de carga, tipo de roca, estructura geológica y del diseño de amarre del disparo, su estudio se basa en caracterización litológica y estructural del macizo rocoso, que se realizó en el afloramiento rocoso en superficie mediante el uso de líneas de detalle (líneas micro tectónicas); este mapeo geológico estructural de las discontinuidades consiste básicamente en la medición detallada de la orientación de los planos (juntas, estratificaciones y fallas) que cortan el macizo rocoso.”
Según: Guamán G V. E. y Mendieta G. F. A. (2013), en su tesis Evaluación geomecánica del macizo
rocoso en la cantera de materiales de construcción las victorias, de la facultad de ingeniería civil
Universidad de Cuenca – Ecuador, En su investigación tiene por objeto. “Realizar la evaluación del
características geológicas de la zona objeto de estudio, estudiar la calidad del macizo rocoso las victorias, basados en los estudios de los sistemas de clasificación geomecánica: RQD, RMR, Q, SMR Y GSI, la calidad del macizo rocoso está controlado por variables litológicas esfuerzos in s, meteorización y resistencia a la compresión uniaxial y las múltiples familias de discontinuidades.”
Según: Martínez I. E. (2007), en su tesis Caracterización y estudio de viabilidad para el
reaprovechamiento de la cantera de Tezoantla Estado de Hidalgo, Área académica de materiales y
metalurgia, Universidad Autónoma del Estado de Hidalgo – México, tiene por objeto de estudio:
“Caracterización química, mineralógica y granulométricamente las canteras de los bancos de tezoantla
hidalgo así como evaluar toda sus principales propiedades físicas y mecánicas con la finalidad de proponer usos alternos para los residuos generados durante su explotación, labrado y laminado.”
Según: Llanco S. J. H. (2012), en su tesis Evaluación de la voladura basada en las clasificaciones
geomecánicas en la CÍA. Consorcio Minero Horizontes-U/P Culebrillas, Facultad de Ingeniería de
Minas Universidad Nacional de Huancavelica, concluye que: “La aplicación de las clasificaciones
geomecánicas en la voladura ha reducido el factor de potencia, consumo especifico, numero de taladros como también ha mejorado la distribución de la malla de perforación. Como objeto de estudio es determinar la influencia de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas y demostrar que si se puede involucrar la variable geomecánica (RMR, GSI y RQD) en las ecuaciones de diseño de voladura.”
Según: Caguana G. A. F. y Tenorio T. M. P. (2013), en su tesis Optimización de los parámetros de
perforación y voladura en la cantera las victorias, Facultad de Ingeniería de Minas Universidad de
fragmentación de roca esperada producto de la voladura, en tal caso se observó que aumentando la cantidad de sustancia explosiva por taladro, el tamaño de fragmentación disminuye para una separación entre taladros constantes, así como también se pudo verificar que a medida que aumenta
la separación entre taladros el tamaño de fragmentación será mayor”.
Según: Sardón C. V. (2011), en su tesis Sistema de explotación de la cantera de caliza Tioyacu
Cementos Selva S.A., Facultad de Ingeniería de Minas. UNA – Puno, su objetivo de investigación es:
“Realizar un análisis de nuestra cantera para poder entregar calizas de acuerdo al requerimiento de
planta en cuanto a volumen y calidad, para ello se debe explotar el yacimiento de forma racional y eficiente mejorando la productividad de los equipos de tal forma optimizar los costos. Finalmente concluye que, las calizas son de grano medio a fino algo brechoides y fenoliticas localmente de color gris oscuro con estratificación marcada y las dolomías son generalmente de color gris claro en gruesas capas con una cierta recristalización y afloran en los niveles altos de la zona de estudio.”
Según: Flores Q. F. (2009), en su tesis aplicación de modelos geológico, geotécnico y matemático en
el diseño de canteras, Facultad de Ingeniería de Minas. UNA –Puno, en su conclusión indica que: “los
Según: Abarca L. J. H. (2012), en su tesis optimización de perforación y voladura con el uso de equipo
hidráulico Sandvik modelo DX 800 en cantera del proyecto minero Toromocho, Facultad de Ingeniería
de Minas. UNA – Puno, sus objetivos de investigación son: “Determinar el rendimiento óptimo de perforación en la cantera 5 del proyecto minero Toromocho, de tal forma determinar la malla eficiente de perforación y voladura y concluye que: La estructura de la roca constituye en el frente de explotación, la propiedad que más afecta la perforación y la intersección de los planos de las estratificaciones presentes, presencia de fallas, fisuras con espaciamientos relativamente grandes y presencia de aberturas, todos estos aspectos afectan la rectitud de los taladros, baja el rendimiento de la perforación y causa inestabilidad en las paredes de los taladros. Los parámetros de perforación y voladura, el consumo de explosivos mediante una adecuada distribución de la carga explosiva, control de la geometría, del explosivo y de tiempo inciden en resultados óptimos.”
1.4 Marco teórico
1.4.1 Diseño de canteras
1.4.1.1 Gestión de operaciones
Según el Ing. José Luis Sánchez Contreras en su libro “Manual para el control y diseño de voladuras
en obras carreteras, 1993”, los factores que influyen en un buena planificación y diseño de perforación y voladura en proyectos carreteros pueden agruparse en:
Generales, cuando afectan al conjunto del proyecto o intervienen en las distintas etapas de ejecución y
La situación geográfica.
El volumen de roca a excavar (cliente).
Los factores litológicos, geomecánico de la roca (contratista). La geometría de la excavación (cliente).
El ritmo de la obra y plazo de ejecución (cliente –contratista). La determinación de una altura de banco (contratista). Las alteraciones ambientales y sus umbrales aceptables. La fragmentación de la roca a conseguir (cliente)
Los accesos y servicios disponibles a la obra (contratista). El coste global de la perforación y voladura (contratista). Los equipos de carga a utilizar (contratista).
Los vehículos de transporte (contratista). Y los factores operativos:
El esquema de ejecución de la excavación. La profundidad de los frentes de operación. El número de voladuras parciales.
La secuencia de encendido. El ritmo de avance.
Los distintos accesos a los frentes de trabajo.
1.4.1.2. Tamaño de bloques en cantera
El tamaño de bloque es un parámetro indicador de la calidad del macizo rocoso, y en términos generales a un tamaño mayor de bloque suele corresponderle una calidad superior.
El número de familias y su orientación, nos va a determinar el tamaño de bloques resultantes, que pueden adoptar las formas geométricas diversas y en donde las regulares suelen ser la excepción, por lo que es necesario hacer un estudio completo del macizo rocoso previo para diseñar los mejores parámetros de perforación y voladura. (Sanchez J.L. 1993, Manual para el control y diseño de voladuras en obras carreteras).
1.4.2. Caracterización del macizo rocoso
Sánchez (1993) afirma: “Los diseños y esquemas de voladuras, en aquellas zonas donde se producen
cambios litológicos o variación de las propiedades, deben tenerse muy en cuenta a la hora de valorar los rendimientos y objetivos a conseguir con las voladuras.” (p. 45).
Estos cambios deben valorarse en el diseño del esquema, pueden introducirse actuando sobre:
Las cargas unitarias, pero manteniendo los esquemas para los dos tipos de rocas existentes.
Variando los esquemas de perforación y voladura, pero manteniendo las cargas unitarias en los barrenos.
Las propiedades mecánicas de las rocas limitan la efectividad de la fragmentación requerida producido por la voladura en una operación minera. A continuación, se presenta las propiedades principales físicas y mecánicas que son empleadas en el modelamiento de voladura de rocas y deben ser estudiadas (Ramírez O. P. 2004, Mecánica de Rocas):
Litología.
Caracterización geomecánica. (RMR, RQD y GSI).
Parámetros de resistencia de la roca. (cohesión y ángulo de fricción interna 𝞥i). Constantes elásticas de la roca. (E, μ).
Propiedades sísmicas (velocidad de propagación: Vp, Vs).
Por tanto, el macizo rocoso y la mescla explosiva comercial son determinantes para obtener una adecuada fragmentación como resultado de la voladura de rocas.
1.4.2.1. Resistencia a la compresión Uniaxial (UCS)
La resistencia a la compresión uniaxíal se realiza sobre probetas de roca, este método es el más utilizado para determinar la resistencia a la compresión simple, el ensayo se realizó con muestras cúbicas de 5 cm de arista, ver Figura 3.7. Relaciona la carga máxima sobre la muestra (en el momento de su destrucción) y el área transversal de la misma; se determina con la siguiente expresión:
Rc = 𝑃𝑟 *𝐹
• RC: Resistencia a compresión uniaxíal de la roca intacta (kg f /cm2).
• PR: Fuerza de ruptura de la muestra de roca (kg f).
• F: Superficie de la sección transversal (cm2).
1.4.2.2. Resistencia a la tracción
Rt = (2 ∗ 𝑃𝑟) / (𝛱 ∗ 𝑙 ∗ 𝑑)
• RT: Resistencia a tracción de la roca (kgf/cm2).
• PR: Fuerza de ruptura de la muestra de roca (kgf).
• D: Diámetro de la muestra de roca (cm).
• L: Longitud de la muestra de roca (cm). Forma práctica: Rt = 8 %Rc (kg /cm3).
1.4.2.3. Módulo de Elasticidad (EM)
Debido a la dificultad de obtener el módulo de Young del macizo rocoso, mediante ensayos de laboratorio, por el comportamiento frágil de las muestras de roca, este se ha estimado mediante fórmulas empíricas que lo relacionan con la calidad geotécnica de los macizos rocosos. Mediante las correlaciones de EM y RMR de Bienawski (1978); Serafim y Pereira (1983) que se expresan por las siguientes ecuaciones:
EM (GPa) = 2 * RMR – 100 Bieniawski (1978) (3,1) EM (𝐺𝑃𝑎) = 10(𝑅𝑀𝑅−10) /40 Serafim y Pereira (1983) (3,2)
La ecuación 3,1 tiene validez para 55 < RMR < 100 y la ecuación 3,2 tiene validez para 10 < RMR <
50, Ramírez y Alejano (2 004) señalan que la ecuación 3,2 esta “basada en la recopilación de
resultados de ensayos de placa de carga en un buen número de macizos rocosos de distintas
1.4.2.4. Estimación de coeficiente de Poisson (vm)
Define la deformación entre la deformación transversal y axial. El coeficiente de poisson μ, en una
roca varia por lo general entre. 0,10 < v < 0,50.
μ = Vm = 𝐸. 𝑙𝑎𝑡𝑒𝑟𝑎𝑙 /𝐸. 𝑎𝑥𝑖𝑎𝑙
1.4.2.5. Clasificación de Bienawsky “RMR”
Permite hacer una clasificación de las rocas 'in situ' y estimar el tiempo de mantenimiento y longitud de un túnel o taludes, consta de un índice de calidad RMR (Rock Mass Rating), independiente de la estructura, y de un factor de corrección
El RMR se obtiene estimando cinco parámetros:
• La resistencia a compresión simple de la roca.
• El RQD (Rock Quality Designation).
• Espaciamiento de juntas.
• Condición de juntas.
• La presencia de agua freática.
1.4.2.6. Índice de calidad de la roca “RQD” (1968)
Según Barton, N., Líen, R., y Lunde, J. (1 988), el índice “JV” suele obtenerse con frecuencia, se define
como el número de juntas por metro cúbico, obtenido al sumar las juntas presentes por metro para cada una de las familias existentes. Ver tabla 1.1, 1.2.
RQD= 115 - 3.3 Jv … (%)
𝐽𝑣 =𝑛° 𝐽1
𝐿1 +
𝑛°J2
𝐿2 +
𝑛°J3 𝐿3
n°Ji: Número de discontinuidades Li: Longitud media
Jv: Numero de juntas en un metro cubico.
Tabla 1.1 –Clasificación del macizo rocoso según número de juntas
Fuente: Geotecnia Barton, N., Líen, R., and Lunde, J.
Tabla 1.2 –Caracterización del macizo rocoso con el RQD
Fuente: Geotecnia Barton, N., Líen, R., and Lunde, J.
Jv CARACTERISTICAS DEL MACIZO
ROCOSO
<1 Bloques masivos
1 – 3 Bloques grandes
3 – 10 Bloques tamaño medio
10 – 30 Bloques pequeños
>30 Bloques muy pequeños
RQD(%) CALIDAD DE LA ROCA
0 -25 Muy mala
25 – 50 Mala
50 – 75 Media
75 – 90 Buena
Figura 1–Clasificación geomecánica de Bienawsky “RMR” 1989
Fuente: López Jimeno 1993.
1.4.3. Índice de Volabilidad de Lily (1986 – 1992)
Pérez M., Carlos A. (2008), Lilly ha definido un índice de Volabilidad “BI” (Blastability Índex) que se
Este índice se aplicó por primera vez en las minas de hierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamente blandas con un valor de BI = 20 y también rocas masivas muy resistentes con un valor de BI = 100, cuya densidad es de 4 TM /m3.
Hoek (1997), el macizo rocoso es raramente continuo, homogéneo e isotrópico; está siempre intersectada por una variedad de discontinuidades como fallas, juntas, planos de estratificación y otros. Entonces está claro, el comportamiento del macizo rocoso en excavaciones subterráneas depende de las características de la roca intacta y como de las discontinuidades.
La evaluación desde punto de vista ingeniería geológica comprende en identificar los tipos litológicos, mapeo de las principales discontinuidades, identificación de los principales sistemas de juntas, levantamiento de registro de discontinuidades y evaluación de la naturaleza intrínseca de las discontinuidades.
Para calcular el índice de Volabilidad primero se debe realizar una descripción del macizo rocoso bien detallado.
BI = 0.5 (RMD + JPS + JPO + SGI + HD)
Donde:
RMD: Descripción del macizo rocoso. JPS: Espaciamiento de los planos de juntas. JPO: Orientación de los planos de juntas SGI: Gravedad específica.
En la tabla 1.3 se denota la caracterización el macizo rocoso para estimar el factor de carga necesaria para fragmentar el tamaño de roca necesario.
Según, Laos V. Alfredo (2001). Las voladuras en carretera requieren un estudio de la geología y comenzar por un diseño adecuado y ajustarlo correctamente la carga operante por taladro, en el que implica en unos mayores porcentajes de tamaños buscados y una mejor economía de la operación, es fundamental el correcto emplazamiento de los taladros, controlar la rotura de la carga de fondo, la de columna para conseguir un buen frente y suelos remanentes que faciliten la repetitividad y consistencia de los resultados
Tabla 1.3 –Caracterización del macizo rocoso para estimar el factor de carga (BI)
PARAMETROS GEOMECANICOS CALIFICACIÓN
1.- Descripción de la masa rocosa (RMD)
Friable / poco consolidado 10
Diaclasado verticalmente 20
Masiva 50
2.- Espaciamiento entre fracturas(JPS)
<0,1 m 10
0,1 a 1,0 m 20
>1,0 m 50
3.- Angulo de plano de fractura (JPA)
Buza fuera de cara 20
Rumbo perpendicular a la cara 30
Buza hacia la cara 50
5.- Factor de dureza (HD) / Influencia de la resistencia: E/3 para E<50 GPa; UCS/5 para E>50 GPa; (E = módulo de Young, UCS = resistencia a la compresión uniaxial): RSI = 0,5*RC.
Fuente: Manual de perforación y voladura L. Jimeno.
Con estos parámetros en campo se determina el consumo específico (CE) de explosivo y el factor de energía (FE).
CE = 0,004 * BI… (kg/TM)
FE = 0,015 * BI… (Mj/TM)
A = 0,12*B (A = Factor de roca)
López J. (1994): “En determinadas obras como la construcción de presas de roca se necesita material
para enrocado con un grado de fragmentación necesario, como en este caso se requiere roca con una
fragmentación de tamaño (> 0.2 m3)”. (p. 135)
La configuración de las voladuras para producir bloques de grandes dimensiones difiere de la convencional de las voladuras en banco, dos objetivos básicos consisten en conseguir un corte adecuado a la cota del piso y un despegue limpio a lo largo del plano que forman los taladros con un agrietamiento mínimo de la roca por delante de dicho plano.
Las pautas que deben conseguirse para el diseño de las voladuras en proyectos carreteros son lo siguiente:
Diámetro de perforación comprendidos entre 75 y 115 mm. Inclinaciones de los taladros entre 5° y 10°.
Sobreperforación J = 10 Dt.
Longitud de carga de fondo de 55 Dt, con explosivos que dan una elevada densidad de carga. Relación entre la burden y el espaciamiento B/S = 1,40 – 1,70, en ocasiones se emplean valores incluso superiores a 2.
Retacado intermedio entre la carga de fondo y la carga de columna del orden de 1 m.
Consumo específico en la zona de la carga de fondo en función de la resistencia a compresión simple de la roca.
> 650 g/m3 para RC > 100 MPa < 500 g/m3 para RC < 100 MPa
Densidad de la carga en el plano de corte: > 500 g/m2 para RC > 100 MPa
< 250 g/m2 para RC < 100 MPa
Carga de columna desacoplada con una relación entre el diámetro del taladro y el diámetro de carga alrededor de 2.
Retacado con una longitud de “15 D”.
Secuencia de encendido instantánea en toda la fila de taladros. Variables relacionadas con la eficiencia de la voladura.
Variables de diseño.
Variable de las condiciones geológicas. Variable de las condiciones ambientales.
1.4.4. Parámetros de perforación y voladura.
1.4.4.1. Diámetro de taladro
Sánchez (1993) afirma: “Esta variable que depende de factores de tipo geológico técnico y económico,
se constituye en parámetro de decisión de gran influencia, puesto que condiciona el resto de las
operaciones que integran el ciclo de arranque.” (p.54)
El cálculo del diámetro de perforación está de acuerdo a la naturaleza de la roca, tamaño del equipo de operación, altura de banco, buzamiento de los estratos de la roca, para determinar el diámetro se ha adoptado la siguiente relación propuesta en el manual de C. Konya, 1998.
El diámetro Φ BH económico para la altura de banco podemos aproximar: tabla 1.4.
Tabla 1.4 –altura de banco vs. Diámetro de taladro.
Fuente: manual de voladura C. Konya
De acuerdo a estas relaciones a datos experimentados, aplicados en otras canteras para una altura
de banco de 7.5 metros, se aproxima de 3 ½” Ф BH de botones.
1.4.4.2. Equipos de perforación
Elegido el diámetro, deben definirse el método de perforación, el sistema de propulsión, el tipo de accionamiento, el compresor y los accesorios.
Altura de banco Diámetro
< a 8 metros
1.4.4.2.1. Método de perforación
En bastantes casos, es posible considerar varias alternativas. Cuando ello ocurra, es aconsejable realizar un estudio técnico-económico comparativo, de factores como:
•Inversión inicial.
•Valor residual del equipo.
•Rendimiento a obtener.
•Costes operativos.
1.4.4.2.2. Sistemas de montaje
Si la topografía de la zona de trabajo, es abrupta con fuertes pendientes, desniveles o baja capacidad portante de terreno, debe recurrirse a un montaje de la perforadora sobre chasis de orugas, para conseguir una mayor estabilidad, no retrasando la producción.
Para realizar la selección del equipo de perforación se tomará como guía la tabla 1.5.
APLICACIÓN DIAMETRO DE PERFORACIÓN TIPO DE EQUIPOS
PERFORACIÓN DE
INVESTIGACIÓN
76 – 170 mm
3 –6 ¾” ••Perforación rotativa con triconos. Perforación rotativa con
herramientas de corte.
•Perforación roto -percutiva con martillo de fondo.
PERFORACIÓN PARA LA
CONSTRUCCIÓN DE ACCESOS
27 – 89 mm
1 – 3 ½” •Perforación roto-percutiva con martillo en cabeza sobre orugas.
PERFORACIÓN DE TERRENO DE
Tabla 1.5. –Selección de equipos de perforación según trabajo.
Fuente: Manual para el control y diseño de voladuras en obras carreteras, 1993
1.4.4.3 Diseño de malla de perforación
Para definir una malla perforación es necesario tener en cuenta los parámetros fijos y los parámetros variables.
Parámetros operativos o fijos; Son los que no se pueden alterar fácilmente:
• Características de la roca.
• Altura de banco.
• Ancho de berma.
• Angulo de perforación.
• Atacado.
• Consumo específico de explosivo.
Parámetros variables: Son aquellas que pueden ser variados:
• Malla de voladura (burden y espaciamiento).
• Energía del explosivo.
• Secuencia de encendido.
• Consideraciones generales:
PERFORACIÓN PARA LA
EXCAVACION DE GRANDES
DESMONTES POR BANQUEO
38 – 200 mm
Burden:
Según la teoría de George Pearse. Se tiene.
𝐵 = K ∗ Dt 1000∗ √
𝑃𝑜𝐷 𝑆𝑡𝑑
• Donde:
• B: Burden (m).
• K: Constante que depende de las características de la roca. Varía entre (0,7 – 1,0).
• Dt: Diámetro del taladro (mm).
• PoD: Presión de detonación (kg/cm2).
• Std: Resistencia dinámica de la roca (kg/cm2).
• La resistencia dinámica de las rocas de acuerdo a las muestras tomadas de campo nos indica una resistencia para ser quebrado. (Std)
• Determinación de la constante “k” en función de la calidad de la roca según la relación:
K = 1,96 − 0,27Ln(ERQD)
ERQD = Fj * RQD …… ver tabla 1.6
Tabla 1.6 - Valores para el cálculo del RQD equivalente
Fuente: J. López Manual de Perforación y voladura de rocas
Resistencia de las discontinuidades Factor de corrección
Alta 1,0
Media 0,9
Baja 0,8
Cálculo de la presión de detonación del explosivo:
𝑃𝑜𝐷 =𝛿𝑒 ∗ (𝑉𝑂𝐷
2)
4
Donde:
PoD: Presión de detonación del explosivo (MPa).
𝛿𝑒: Densidad del explosivo (g/m3).
VOD: Velocidad de detonación del explosivo (m/s).
Espaciamiento
Están en rangos de (1 a 1,8) veces la distancia del Burden, la distribución de energía óptima resulta cuando el espaciamiento es igual a 1,15 veces el burden.
Espaciamiento para producción de roca en carreteras tipo corte en ladera o trinchera:
E= 3𝑥√𝐷𝑥𝐿
Donde:
E: Espaciamiento (metros) D: Diámetro de taladro (metros). L: Longitud de taladro (metros).
Longitud de taco (T)
El valor del taco varía en un rango de 0,7 a 1,2 veces el burden, dependiendo del tipo de trabajo que se va a realizar, fragmentación mínima o escollera.
Lc = (H + J) - T
Donde:
H: Altura de banco. J: Sobre perforación. T: Longitud de taco.
Para la estimación de la longitud de carga por taladro será estimado a partir del factor de carga a emplearse.
Lc = (Fc*Vt)/Cml
Donde:
Fc: Factor de carga.
Vt: Volumen a romper por taladro. Cml: Carga por metro lineal.
1.4.4.4. Diseño de corte y secuencia de salida en cantera-carretera.
Según López J. en la extracción de roca es necesaria ser efectuada con voladuras de dos tipos: tipo banco, tipo trinchera y tipo corte en ladera.
En estos casos las voladuras tienden a realizarse una sola vez, pero en ocasiones cuando los cortes son de alturas mayores a 15 m, se recomienda usar excavaciones por fases.
Otros factores que pueden influir en la forma de ejecución de la obra son:
• Limitación de perturbaciones, onda aérea y vibraciones.
• Velocidad de avance.
• Dimensiones del equipo de carga.
Dada la importancia en los taludes residuales, especialmente en los de voladura elevada, es normal terminar en excavaciones con voladura de contorno, lo cual constituye otra razón para limitar la altura de corte. (Ver fig. 2)
Figura 2 :(1) corte en trinchera y (2) corte en ladera
1.4.4.4.1. Excavaciones tipo trinchera
Siempre se realizan con taladros verticales, y según sea la relación “H/D”
Si H > 100D.
Figura 3. Esquema rectangular con salida en “V”. Fuente: Manual de Perforación y voladura. Jimeno L.
1.4.4.4.2. Excavación a media ladera
La dirección de la salida puede disponerse normal a la dirección de la traza o más frecuentemente, paralela a la misma, Fig. 5. En el primer caso existe riesgo de rodadura incontrolada de piedras ladera abajo y un mayor coste de la carga al tener que realizar labores de limpieza, ya que el escombro no se encontrará recogido.
Cuando en las voladuras se combinan barrenos horizontales y verticales, suele ser conveniente la excavación por fases, desescombrando el material de la primera voladura, antes de disparar la segunda. Si por necesidades de obra de voladura se dispone de una sola sección, la secuencia recomendada debe hacerse según la fig. 6.
Figura 6. Secuencia de encendido en taladros verticales y zapatales. Fuente: Manual de perforación y voladura Jimeno L.1993.
1.4.4.4.3. Distribución de cargas y tipos de explosivos.
Los explosivos más adecuados para zanjas y trincheras son aquellos con una alta densidad y energía, pues es necesario aprovechar al máximo la perforación efectuada.
Así generalmente se utilizan los explosivos gelatinosos y los hidrogeles encartuchados. Los consumos específicos medios recomendados para los diferentes tipos de roca se dan en la tabla 1.6.
Tabla 1.6. C.E. medio de acuerdo al tipo de roca.
1.4.5. Modelo de fragmentación Kuz-Ram.
De las múltiples fórmulas existentes deben utilizarse las que consideren tanto las propiedades de los explosivos como los parámetros de la roca. Según nuestra opinión, el formulaje de Kuz-Ram utilizado para determinación de distribución granulométrica de una tronadura, es la más adecuada para
VARIABLE DE DISEÑO RESISTENCIA DELA ROCA
BLANDA - MEDIA < 120 Mpa DURA >120 Mpa
CONSUMO ESPECIFICO (Kg/m3)
Barrenos centrales 0,5 - 0,6 0,7 - 0.8
determinar diseños preliminares para todo el rango existente de diámetros de perforación.
El modelo Kuz-Ram de fragmentación es el realizado por Cunningham (1983) y se ha usado extensivamente alrededor del mundo. Se basó en publicaciones rusas antiguas que desarrollaron una relación simple entre los parámetros de tronadura y el tamaño medio de fragmentación. Este trabajo ruso ganó considerable credibilidad del mundo occidental después que se encontró que concordaba muy estrechamente con modelos de fragmentación basados en la teoría de crecimiento de grietas.
El nombre de Kuz-Ram es una abreviación de los dos principales contribuyentes a las ecuaciones que forman la base del modelo: Kuznetsov y Rosin-Rammler.
La ecuación de Kuznetsov proporciona una estimación del tamaño medio, o sea, el tamaño del tamiz por el cual pasa el 50% de la roca:
donde X50 es el tamaño medio del fragmento, A es el factor de roca, V0 es el volumen de roca quebrado por pozo, Q son los Kg. de explosivo por pozo excepto el de la pasadura y E es la potencia en peso del explosivo en %.
1.4.6. Rendimiento de equipos
1.4.6.1. Rendimiento individual de equipos
La producción o rendimiento de una máquina es el número de unidades de trabajo que realiza en la unidad de tiempo, generalmente una hora:
Rendimiento = Unidades de trabajo / hora
Para determinar el rendimiento es necesario además considerar dos factores importantes: tiempo de ciclo y factor de eficiencia. El rendimiento de un equipo puede ser expresado de la siguiente manera:
𝑅 =𝐶𝑎𝑝𝑎𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑
𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜 𝑥
𝑛° 𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜𝑠
ℎ𝑜𝑟𝑎 𝑥 𝐸𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎
A continuación, se procederá a explicar los parámetros que intervienen en el rendimiento, así como también se determinará los rendimientos individuales para una excavadora, tractor, cargador frontal, volquetes y rodillo, para lo cual se escogerá un modelo en particular, ya que el rendimiento es función de su capacidad.
1.4.6.2. Tiempo de ciclo
Durante la ejecución de una obra, es fácil averiguar este tiempo de ciclo mediante observaciones prácticas, de las cuales se obtendrá los promedios respectivos. Pero cuando aún no se inicia una obra es necesario determinar este ciclo basándose en la capacidad de la máquina, requerimientos de potencia, limitaciones de obra, etc, a fin de idear el plan más adecuado para la
utilización del equipo. El “tiempo de ciclo” se compone de dos partes: tiempo fijo y tiempo variable.
Tiempo fijo: es el que invierte una máquina en todas las operaciones del ciclo, que no sean acarreo y
retorno. Estos tiempos de carga, descarga y maniobras son casi iguales para un mismo material en cualquier operación, aun cuando la distancia de acarreo varíe.
Tiempo variable: es el que se necesita para el acarreo (viaje de ida y regreso) y es variable
dependiente de la distancia hasta la zona de descarga, la pendiente del camino y la velocidad. Es así como podemos considerar constante el tiempo fijo, asumiendo el mismo para todas las unidades iguales en trabajo, de esta manera, sólo nos resta calcular el tiempo variable para cada caso. Además, se tiene como referencia para apreciación de rendimientos los “tiempos fijos promedios dados por los
fabricantes, obtenidos en condiciones óptimas de planeamiento y desarrollo”. Sin embargo, el mejor
sistema es calcular en obra los tiempos fijos que servirán para nuevos trabajos. En definitiva, el tiempo total de un ciclo determinará el número de ciclos o viajes completos por hora, y éste número de operaciones completas por unidad de tiempo será el factor básico para el cálculo de la producción. Por consiguiente:
𝑁°𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜𝑠
𝐻𝑜𝑟𝑎 𝑥
60′
𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜𝐶𝑖𝑐𝑙𝑜
en forma directa los costos unitarios de producción de los rubros de trabajo. De esta manera, podemos obtener los máximos rendimientos acortando los tiempos de ciclo, para lo cual habrá que preocuparse de los sistemas de trabajo en cada caso y de usar y mantener los mejores caminos de acarreo.
1.4.7. Reducción de costos
La reducción de costos es uno de los temas más abordados en las empresas. Lo hacen todo el tiempo ya que es un proceso permanente. Esto se debe a que siempre se busca mejorar la rentabilidad de la empresa y, en consecuencia, la productividad. Es decir, tratar de "hacer más con menos", que es producir más con lo que se tiene o producir lo mismo con menores gastos. En ambos casos el objetivo es reducir costos. Lo cual se menciona en un trabajo de (Alva, 2008) en el cual a través del correcto mach (acoplamiento), se aumenta la productividad y por ende se reducen los costos de la operación.
1.4.8. Términos conceptuales generales
Optimización: El procedimiento usado en el diseño de un sistema para maximizar o minimizar algún
índice de desempeño. Puede implicar la selección de un componente, un principio de funcionamiento o una técnica. (Tesauro 2013 de la Biblioteca Agrícola Nacional de los Estados Unidos).
Minado: Colocación de explosivos en un muro, un edificio, cantera u otra construcción para volarlos o
derribarlos.
Ciclo: Serie de fases o estados por las que pasa un acontecimiento o fenómeno y que se suceden en
el mismo orden hasta llegar a una fase o estado a partir de los cuales vuelven a repetirse en el mismo orden.
P60: Es el tamaño de tamiz que deja pasar 60% de las partículas del producto del circuito.
Sobre perforación (J): De manera que, para romper por el nivel del piso propuesto, hay que perforar
de perforación, cuando perforamos taladros verticales la sobre perforación varía de 9 – 12 el diámetro del taladro, para casos prácticos se considera de 7 a 8 % de la altura de banco.
Perforación en Cantera: La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura, su
propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar explosivos y sus accesorios, denominados taladros. En la cantera de estudio los taladros se perforan hasta 24 pies, diámetro de taladros es 102 mm (4 Pulg.), ángulo de inclinación de la perforación respecto al talud es 80° Rendimiento de la perforadora es 35,38 m. perforados por hora.
Voladura en carretera: Es un proceso tridimensional, en el cual las presiones generadas por explosivos
confinados produciendo dos efectos dinámicos: fragmentación y desplazamiento. En la cantera para este proceso se usó agentes de voladura (Emulsión) y accesorios (Fanel Dual) con periodo de retardo en (ms).
Fragmentación: Es el tamaño al que se rompe la roca en una voladura, depende de la manera en que
la energía trabaje tanto entre taladros como en filas. La fragmentación se verá afectada si el espaciamiento y el tiempo de iniciación están mal. (Arte de tronadura - MCKENZIE).
Burden para canteras (B): Se define como la distancia más corta entre una perforación y la cara libre,
es el lado del banco que menos resistencia presenta. En cantera para producción de roca de tamaños mayores es (B = 30 D), para determinar esta variable se ha usado el modelo matemático de Pearse –
1955, lo cual nos determina el burden para voladura de rocas en cantera, proporcionando una fragmentación gruesa de tamaños mayores a 0,30 metros de diámetro.
Malla de perforación en cantera: Porción de terreno donde se realizarán los trabajos de perforación,
por lo general este tiene una distribución uniforme que puede ser cuadrada o rectangular si para producción de escollera.
Distribución de retardos: Se dan retardos por la necesidad de la voladura para que tenga una
Litología: En cantera se caracteriza por el tipo de roca andesita II-A.
Geomecánica: Es la disciplina que estudia las características mecánicas de los materiales rocosos y
el comportamiento del macizo. Material de cantera se ha evaluado en laboratorio, dando resultado de compresión uniaxíal 45 MPa.
Diámetro Crítico: Es diámetro mínimo mediante el cual se puede detonar una carga explosiva,
agregando gas finamente disperso se reduce considerablemente el diámetro crítico de un explosivo. Este diámetro puede ser bastante grande (aproximadamente 125 mm) para emulsiones y acuageles, para el ANFO normal su diámetro crítico es 50 mm. (C. Konya, 1998).
1.5. Formulación del problema
1.5.1. Problema general
¿De qué manera se puede reducir y controlar los costos operativos del ciclo de minado en ejecución en la cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica?
1.5.2 Problemas específicos
¿De qué manera se optimizarán las operaciones de perforación y voladura para reducir los altos costos operativos en cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica?
¿De qué manera se optimizará el ciclo de movimiento de tierras para a reducir los costos operativos en la cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica?
1.6. Hipótesis
Optimizando las operaciones unitarias del ciclo de minado actual a través de un estudio geotécnico detallado se logrará reducir los costos operativos globales en 25% en la cantera Desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
1.6.2. Hipótesis especificas
La clasificación del macizo rocoso reformulará los parámetros obtenidos por modelos matemáticos optimizando burden y espaciamiento menor a 2.5 y 2.8 respetivamente, factor de carga mayor a 0.55 kg/m3 que generen un P60 de 21 pulgadas, parámetros con los que se viene trabajando en el primer mes de proyecto.
Una fragmentación adecuada reducirá el tiempo de ciclo en mov. De tierras, aumentando el rendimiento diario en la cantera Desvío Huachocolpa, lo que reducirá los PU’s contractuales en un
30% en Cía. minera Kolpa, Huancavelica.
1.7. Objetivos
1.7.1. Objetivo general
Determinar las operaciones control de perforación, voladura y movimiento de tierras óptimos para reducir y controlar costos operativos en la cantera Desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
1.7.2. Objetivos Específicos
Determinar el diseño de malla y parámetros de voladura óptimos que generen una buena fragmentación en la cantera Desvío Huachocolpa.
Determinar los parámetros de carguío y acarreo óptimos para el control en la cantera Desvío Huachocolpa.
Reducir y controlar costos operativos en la cantera Desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa.
1.8. Justificación
En base al seguimiento y continua durante el primer mes de evaluación de las operaciones unitarias de perforación, voladura y movimiento de tierras se realizó el presente trabajo con la finalidad de encontrar un ciclo de minado optimo predictivo como punto de control para el cumplimiento de la producción en la extracción de roca andesita hacia las subcontratistas dispuestas, terminar obra en el plazo pactado, satisfacer la fragmentación solicitada por el cliente y reducir costos operativos en la cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
1.9. Identificación y Definición de variables
1.9.1. Variable independiente.
Optimización del ciclo de minado operativo en cantera Desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
1.9.2. Variable dependiente.
Tabla 1.8 –Operación de variables
VARIABLES DEFINICION
OPERACIONAL INDICADORES ESCALA DE MEDICION
VARIABLE
INDEPENDIENTE
Optimización del ciclo de minado control en cantera Desvío
Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
Clasificación del macizo rocoso para hallar el factor de carga, burden y espaciamientos óptimos, que ayuden a la obtención de un P80 de 21 pulgadas, agilizando el ciclo de carguío y acarreo.
Burden y
espaciamiento m
Diámetro de broca m
Factor de carga Kg/m3 Rendimiento lineal Ml/hora
P60 %
Ciclo carguío y acarreo Min/viaje
VARIABLE DEPENDIENTE
Reducción de costos operativos en la cantera Desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
Al agilizar el ciclo de carguío y acarreo, el rendimiento de flota aumenta, disminuyendo el precio unitario, obteniendo un margen de ganancia por metro cubico movilizado.
Rendimiento de
equipos Total m3/mes
Costo por metro cubico perforado, volado y eliminado
(S/. )/ m3
CAPITULO 2 MATERIALES Y METODO 2.1. Metodología del Estudio
2.1.1. Método de Investigación
• Método general: Análisis y comparación
• Método específico: Observación y medición.
2.1.2. Delimitación del proyecto de investigación
2.1.2.1. De contenido
• Campo: Optimización de operaciones unitarias del ciclo de minado,
• Área: Sector Minería,
• Aspecto: Indicadores Económicos.
2.1.2.2. Espacial
Cía. Minera Kolpa, Cantera Desvío Huachocolpa.
2.1.2.3. Periodo
El trabajo se desarrolló en un periodo de 6 meses dentro del año donde se realizaron otras partidas independientes al ciclo minero.
2.1.3. Población y muestra
2.1.3.1. Población
La población está constituida por la explotación de roca en la cantera desvío Huachocolpa.
2.1.3.2. Muestra
2.2. Método de Investigación
2.2.1. Diseño de Investigación
El tipo de investigación es descriptivo debido a que se encapsula el proceso de calificación geotécnica constante en campo del macizo rocoso andesitico necesario para optimizar los parámetros de perforación, voladura y movimiento de tierras.
Como producto obtener un control y monitoreo de la extracción de roca andesita, así como reducción de costos operativos en la cantera desvío Huachocolpa, Cía. Minera Kolpa, Huancavelica.
2.2.2. Metodología en recopilación de datos.
La obtención de datos se realizará mediante la identificación y el análisis de las causas de pre- voladuras en el que se ha tomado el registro de perforación, parámetros de diseño de carguío de taladros establecidos anteriormente, fragmentación post voladura y tiempo de ciclo en carguío y acarreo durante los 5 meses hábiles del proyecto.
Figura 7 – Metodología de operación.
2.2.3. Proposiciones implicativas de las variables
En la Tabla 2.1, se presenta la matriz de consistencia, el cual es un instrumento que permitió evaluar el grado de conexión lógica y coherencia entre el título, problema, objetivos, hipótesis, variables, tipo, método, diseño e instrumentos de investigación; de mismo modo la población y la muestra correspondiente de estudio.
CAPITULO 3
ANÁLISIS DE LA OPERACIÓN 3.1. Análisis geotécnico – geomecánico de la cantera.
La descripción de los parámetros del macizo rocoso se realiza a partir de los datos recogidos en cada estación o zona de talud en específico; se establecerán los parámetros referentes al número de familias de discontinuidades, orientación y características representativas de cada una de ellas, determinando su importancia relativa, tamaño y forma de los bloques que conforman el macizo, grado de fracturación, etc., así como otros factores que influyen en el comportamiento de estabilidad de talud y en el comportamiento de los resultados de la voladura, debe distinguirse el grado de meteorización y las propiedades hidrogeológicas. En los apartados siguientes se tratan estos diferentes aspectos. La caracterización final del macizo rocoso dependerá de la valoración adecuada de cada uno de ellos.
3.1.1. RQD de cantera
Estimación del RQD mediante la ecuación de Palmstrom. RQD = 115 –3,3Jv… (%)
Jv = (𝑛°𝐽1/ 𝐿1) + (n°J2 /𝐿2) + (n°J3/ 𝐿3)
Donde:
n°Ji: Número de discontinuidades, Li: Longitud media. Jv: Numero de Juntas en un metro cubico.
La evaluación del macizo rocoso para determinar el RQD se estimó con el método de palmstrom de forma directa en campo lo cual se realiza en la pared de talud de la segunda fase de minado, en un área representativa.
En 2,50 m, se determinó 6 familias de fracturas, lo cual representa al eje X En 2,50 m, se determinó 6 familias de fracturas, lo cual representa al eje Y En 2,50 m, se determinó 7 familias de fracturas, lo cual representa al eje Z
Jv = (6/ 2,50) + (6 /2,50) + (7/ 2,50)
Jv = (2,40 f /m.) + (2,40 f /m.) + (2,80 f/ m.)
Jv = 7,6
RQD = 115 − 3,3 ∗ Jv
RQD = 115 − 3,3 ∗ (7.6)
RQD = 89.92 % (Se considera roca buena).
3.1.2. RMR de cantera
En la tabla 3.1 se muestra los valores del RMR por progresiva de toda la cantera Desvío Huachocolpa, necesarios para el cálculo de BI.
Tabla 3.1 –RMR según Bienawski de cantera Desvío Huachocolpa.
Tramo de progresiva Calificación “RMR”
0 +00 – 0 +020 -
0 +020 – 0 +040 -
0 +040 – 0 +060 -
0 +060 – 0 +080 -
0 +080 – 0 +100 -
0 +100 – 0 +120 76
0 +120 – 0 +140 77
0 +140 – 0 +160 76
0 +160 – 0 +180 76
0 +180 – 0 +200 76
0 +200 – 0 +220 77
0 +220 – 0 +240 77
0 +240 – 0 +260 77
0 +260 – 0 +280 77
0 +280 – 0 +300 77
0 +300 – 0 +320 76
0 +340 – 0 +360 76
0 +360 – 0 +380 77
0 +380 – 0 +400 77
0 +400 – 0 +420 77
0 +420 – 0 +440 77
0 +440 – 0 +460 77
0 +460 – 0 +480 76
0 +480 – 0 +500 77
0 +500 – 0 +520 77
0 +520 – 0 +540 77
0 +540 – 0 +560 76
0 +560 – 0 +580 75
0 +580 – 0 +600 77
0 +600 – 0 +625 77
Fuente: Área Geomecánica Exsa 2018
3.1.3. Índice de Volabilidad en cantera Desvío Huachocolpa.
Se muestra en la tabla 3.2 la valorización según Lilly para la cantera.
Tabla 3.2 Índice de Volabilidad
Descripción del macizo rocoso 20
Espaciamiento entre plano de juntas 50
Orientación de plano de juntas 40
Influencia del peso especifico 17.5
Radio de influencia de la resistencia 7.5
Calificación final 135
Blastability Index 67.5
Factor de carga 0.648 Kg/m3
Fuente: Área Geomecánica Exsa 2018
3.2. Diseño de malla de Perforación
Esta actividad es la de mayor impacto en las operaciones de perforación, por lo tanto, el diseño de la malla se debe hacer con modelos matemáticos que permitan la evaluación de la mayor cantidad de variables.
Los elementos para el diseño de mallas en banco son:
• Geométricos:
➢ Ancho y largo de banco.
➢ Angulo de talud.
➢ Cara libre.
• De perforación:
➢ Diámetro de taladro.
➢ Velocidad de penetración.
➢ Angulo de taladro.
• De carga:
➢ Características del explosivo.
➢ Fragmentación.
➢ Relación Taco-Longitud de carga.
• De tiempo:
➢ Tiempo de retardo por taladro.
➢ Secuencia de salida de disparo.
3.2.1. Diámetro de perforación
Según Manual de Enaex
𝐷𝑡 =𝐻
𝑘 (𝑃𝑢𝑙𝑔𝑎𝑑𝑎𝑠)
Donde:
Dt: Diámetro de perforación en (pulg) H: Altura de banco en (m)
Por lo tanto, el Proyecto Cantera Desvío Huachocolpa, para la explotación de roca andesita tiene que trabajar con un diámetro de perforación de 3.5 pulgadas en producción y pre-corte.
3.2.2. Burden Según Pearse - 1955
Para el cálculo de burden en la explotación de andesita en la cantera Desvió Huachocolpa se ha empleado la fórmula de Pearse, porque se usa taladros de menor diámetro y las variables son ajuste a las características de la roca y el explosivo a ser usado.
𝐵 = 𝑘 ∗ 𝐷𝑡
1000∗ √(
𝑃𝑑
𝑅𝑡)
K = 1,96 − 0,27 ∗ Log(ERQD)
ERQD = RQD ∗ JSF
En la tabla 3.3 se muestra los parámetros de voladura según calificación geomecánica – geotenica para el cálculo del valor K y hallar Burden real.
Tabla 3.3. Variables de diseño para calcular Valor K de la fórmula de Pearse.
VARIABLES DE DISEÑO VALORES
Altura de banco H 7.5 m
RQD( %) 89.82
SBR 1,0
Potencia en peso de ANFO (%) E 100
Velocidad de detonación del explosivo
m/s VOD 3600
Presión de detonación(MPa) Pd 2592
Diámetro Taladro (mm) Dt 102
Densidad de roca (g/cm3) Dr 2,4
Resistencia a la compresión (MPa) UCS 64
Resistencia a la Tracción UCS 7.2
Fuente: área geomecánica Exsa 2018
Entonces aplicando las fórmulas matemáticas según Pearse (1955) y sus correcciones de acuerdo a las estructuras presentes se nos muestra en la tabla 3.4.
Valores que surgen de: ERQD = RQD*JSF ERQD = 89*1 = 89
K = 1,96 − 1 ∗ log (89) = 1.68
B = 1.68∗ (89 /1,000) ∗ Raiz (2,592 /8.4) B = 2.24 m.
B aprox. = 2.20 m
Por lo tanto, el espaciamiento es: E = 1.13*2.2
E = 2.5 m
Tabla 3.4. Valores de parámetros de perforación según Pearse (1955)
Fuente: Calculo propio.
PARAMETROS HALLADOS VALOR
ERQD 89
JSF 1
Constante K 1.68
Burden Teórico 2.24
Burden Real 2.20
Espaciamiento Real 2.5
Según el análisis de los parámetros hallados se hace el comparativo entre lo que se propuso en contrato como valores predeterminados de operación y los nuevos datos óptimos en el rediseño. Ver tabla 3.5.
Tabla 3.5 Parámetros Contractual vs. Rediseño.
PARAMETROS DE PERF. CONTRACTUAL REDISEÑO
ALTURA DE BANCO 6 metros 7.5 metros
DIAMETRO DE TALADRO 4 Pulgadas 3.5 Pulgadas
BURDEN 2.5 metros 2.2 metros
ESPACIAMIENTO 2.8 metros 2.5 metros
SOBREPERFORACIÓN 0.8 metros 0.2 metros
Fuente: Calculo propio
3.3 Disposición de explosivo en el taladro
Al haber determinado el índice de Volabilidad propuesto por Lilly se calculó que el factor de carga para los taladros de producción es de 0,648 Kg/m3. El explosivo se encuentra dispuesto en el taladro según tabla 3.6
Los explosivos y accesorios a usar solo son los disponibles por el Stock de Cía. Minera Kolpa. (ver tabla 3.7).
Tabla 3.6. Disposición de explosivo en taladro de producción
1. PARAMETROS DE PERFORACIÓN PRECORTE PRODUCCIÓN
DIAMETRO TALADRO (pulg) - 3.50
ESPACIAMIENTO (m): - 2.50
BURDEN (m): - 2.20
ALTURA DE BANCO - 8.00
SOBREPERFORACION - 0.50
LONG. PROMEDIO DEL TALADRO - 8.50
ANGULO DE PERFORACION - 90°
-
2. PARAMETROS DE VOLADURA -
TACO FINAL (m) - 2.15
CARGA DE FONDO/COLUMNA DE CARGA (m) - 6.4
TACO INTERMEDIO (m) - 0.00
CARGA INTERMEDIA (m) - 0.00
LONG. TOTAL, CARGA (m) - 6.35
DENSIDAD DEL EXPLOSIVO EMULSION - 1.12
DENSIDAD DEL EXPLOSIVO ANFO - 0.80
DENSIDAD DE LA ROCA (gr/cc): - 2.70
CANTIDAD DE EXPLOSIVO POR METRO (kg/m) EMULS - 3.68
CANTIDAD DE EXPLOSIVO POR METRO (kg/m) ANFO - 4.90
CANTIDAD DE EMULSION (Kg/Tal.) - 8.65
CANTIDAD DE ANFO (kg/Tal.) - 21.32
CANTIDAD TOTAL DE EXPLOSIVO (kg. /Tal) - 29.96
VOLUMEN ROTO (M3) - 46.75
TONELAJE (Tn/Tal) - 126.23
FACTOR DE POTENCIA (Kg/Tn) - 0.24
FACTOR DE CARGA (Kg/M3) - 0.64
Fuente: Área PERVOL Exsa 2018
Tabla 3.7 Explosivo Ofrecido por Cía. Minera Kolpa.
EXPLOSIVO DENOMINACIÓN
Emulsión para cebo y pre-corte Emulex 80 2 ½”
Explosivo principal ANFO EXAMON P
ACCESORIO DENOMINACIÓN
Conectores Exanel 17ms
AMARRE SUPERFICIAL DENOMINACIÓM
Cordón detonante Pentacord 8P
Retardo entre filas EXSANEL conector bidireccional 42ms
INICIACION DENOMINACIÓN
Armada de mecha lenta Carmex
Mecha rápida Mecha rápida
Fuente: Área proyectos CMK
3.4. Secuencia de salida en malla de rediseño
Al solo usar accesorios unidireccionales, obligatoriamente se realiza el amarre de filas completas con pentacord; dándole un retardo entre filas de 42 ms con los Exsaneles bidireccionales.
3.5. Modelo de Kuznetzov-Rambler en Cantera.
La aplicación del modelo Kuz-Ram en la cantera, nos generará un valor promedio de los tamaños de fragmentos para la roca andesita que se extrae de esta
𝑿𝒑𝒓𝒐𝒎 = 𝑨𝒌−𝟎.𝟖∗ 𝑸𝒆(𝟏𝟔)∗ ( 𝟏𝟏𝟓
𝑺𝑨𝑵𝑭𝑶)
𝟏𝟗/𝟑𝟎
Donde:
Xprom: Tamaño medio de los fragmentos. A: Factor que depende del tipo de Roca (Lilly). Qe: Masa de explosivo (Kg).
SANFO: Potencia del explosivo respecto al ANFO. K: Factor de carga (kg/ton).
Entonces:
X prom. = 15.5 pulgadas.
3.6. Análisis de rendimientos en ciclo de minado.
3.6.1. Análisis y control de rendimiento en Perforación de taladros
Al tener los parámetros estandarizados en perforación y voladura, se realizó el control de los rendimientos en campo a las subcontratistas (U-guil)
El rendimiento contractual para perforación con diámetro de 4 pulgadas es de 16.32 ml/h, haciendo una producción diaria de 1600 m3 entre las dos rockdrill operativas.
Tabla 3.8 –Resumen de análisis de rendimiento de SOOSAN STD14E en campo.
Fuente: Área PerVol Exsa 2018
Gráfico 1. Histograma de rendimiento promedio de perforación a lo largo de obra
Fuente: Área PerVol Exsa 2018
3.6.2. Análisis de fragmentación por fotometría en cantera.
Al tener en el primer mes de operación fragmentos mayores a 75 cm de diámetro, con el nuevo rediseño de los parámetros de perforación y voladura.
• Burden: 2.2
• Espaciamiento: 2.5
16.32 16.32 16.32 16.32 16.32
0
27.6 28.1 27.8 28.5
0 5 10 15 20 25 30
Mar-18 Abr-18 May-18 Jun-18 Jul-18
M et ro s lin eal es Mes ejecutado
