UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“Desarrollo e Implementación de una Herramienta
Informática para Reducir Costos Operativos en la Etapa de
Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la
Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–”
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
AUTORES:
Br. DE LA CRUZ TERRONES, Robinson Anderson
Br. ROJAS ESCOBAR, José Alvan
ASESOR:
Dr. Ing° ARANGO RETAMOZO, Solio Marino
Informática para Reducir Costos Operativos en la Etapa de
Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la
Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–”
JURADOS
______________________________
PRESIDENTE
Ing. Alberto C. Galván Maldonado
Reg. CIP: 49937
______________________________
SECRETARIO
Ing. Orlando A. Siccha Ruiz
Reg. CIP: 068633
______________________________
VOCAL
PRESENTACION
SEÑORES MIEMBROS DEL JURADO:
De acuerdo con lo dispuesto en el Reglamento de Grados y Títulos de la Escuela de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional de Trujillo, ponemos a vuestra consideración la tesis titulada:
“Desarrollo e Implementación de una Herramienta
Informática para Reducir Costos Operativos en la Etapa de
Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la
Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–”
Con la finalidad de obtener el título de Ingeniero de Minas.
Esperamos, señores miembros del jurado que este proyecto sirva como ente motor para el desarrollo y mejoras de otras herramientas informáticas por parte de las empresas y profesionales relacionadas a la pequeña y mediana minería en aras de optimizar sus costos, al mismo tiempo motivar a nuestros compañeros universitarios y a la misma casa de estudio superior a trabajar en conjunto en la búsqueda de nuevos conocimientos.
Trujillo, julio del 2016.
________________________________ ____________________________
DEDICATORIA
Al que siempre nos guía en todo
momento: a “DIOS” por permitirnos llegar
a esta etapa de nuestras vidas, dejarnos
continuar con nuestra vida personal y
profesional.
Quiero dedicar este trabajo a mis queridos padres: Segundo Rojas y Albina Escobar, a mi hermana Indira ya que gracias a su apoyo incondicional, desinteresado y sincero, pude cumplir mis metas. Teniendo en cuenta siempre sus sabios consejos en los momentos más difíciles.
Jose Rojas
Dedico el presente trabajo a mis amados padres: Carlos de La Cruz y Lidia Terrones quienes con sus consejos han logrado que sea una persona de bien, mi padre que con su esfuerzo y responsabilidad ha inculcado esos valores en mí y madre que con su amor y cuidados ha logrado que sea un hombre correcto.
AGRADECIMIENTO
Es oportuno expresar nuestros más sinceros agradecimientos a los todos los
Ingenieros y docentes de la Escuela de Ingeniería de Minas de la Universidad
Nacional de Trujillo, por haber contribuido e impartido sus conocimientos y
enseñanzas durante nuestra formación integral como persona y profesional para
enfrentar el reto de hacer una minería productiva y sustentable para nuestra
satisfacción personal y de la comunidad.
También extender nuestro más profundo agradecimiento a los profesionales,
empleados y trabajadores de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC
que presta sus servicios en las operaciones mineras de la Compañía Minera
Aurífera Retamas S.A., por habernos brindado todo el apoyo y confianza para la
realización del presente trabajo de investigación el cual concluye en nuestro
informe de titulación.
Así mismo queremos manifestar un agradecimiento a nuestro Asesor Dr. Ing°
Solio Arango Retamozo por su invalorable y desinteresado apoyo.
Igual forma el agradecimiento a los amigos, compañeros y colegas de estudio por
su colaboración.
Y un especial agradecimiento al Ing. Manuel Marcial Marín (Ingeniero Residente
de los ANDES) y al Ing. Miguel Monago Alvarez (Jefe de Geomecánica -MARSA-)
ya que durante nuestra estancia en esta prestigiosa empresa, supieron
inculcarnos sus conocimientos, experiencias y con su apoyo hemos logrado
terminar algo tan importante para nuestra mi vida profesional.
RESUMEN
El presente proyecto tiene como objetivo desarrollar e implementar una herramienta informática que tiene como base modelos matemáticos, con la cual se realizara el diseño óptimo de la malla de perforación/voladura para labores subterráneas convencionales, tales como cortadas y galerías en la empresa minera MARSA .
Para el desarrollo del mejoramiento y optimización de la malla de perforación/voladura en minera MARSA, se ha utilizado modelos y algoritmos matemáticos para la realizar dicha herramienta informática la cual es adaptable a las diversas y variadas características del macizo rocoso a la vez es de manejo sencillo, práctico, rápido e insituo, implica la ejecución de una investigación que involucra la cantidad máxima de variables y las condiciones geomecánicas.
Las pruebas hechas se realizaron en una muestra no probabilística y fueron :CR. 10963-S, GAL. 963-S,GAL. 963-N, ubicados en la zona de Valeria II, labores ejecutadas por la contrata especializada constructores mineros los Andes SAC.
Los resultados presentados, corroboran la aplicabilidad de dicha herramienta, se realizaron 15 disparos, 5 en cada labor, y se obtuvo como resultado que el 96 % de ellos fueron satisfactorios y solamente el 4 % fueron disparos soplados ocasionados por la inconvenientes con la iniciación, amarre etc., pero estos imprevistos se ira superando progresivamente según se vaya implementando en la unidad minera el nuevo diseño de malla de perforación.
ABSTRACT
This project aims to develop and implement a software tool that is based o mathematical models, with which the optimum mesh design drilling / blasting conventional, such as cut and galleries in the mining company MARSA underground work is carried out.
To develop the improvement and optimization of the mesh drilling / blasting in mining MARSA, it has been used mathematical models and algorithms for making such software tool which is adaptable to the diverse and varied characteristics of the rock mass at once is management simple, practical, fast and insituo, it involves running an investigation involving the maximum number of variables and geomechanical conditions.
Tests done were done in a nonrandom sample and were CR .10963-S, GAL 963-S, GAL. 963-N, located in the area of Valeria II, work carried out by specialized contract manufacturers miners los Andes SAC .
The results presented corroborate the applicability of this tool, 15 shots were fired, 5 in each work, and it resulted that 96% of them were satisfactory and only 4% were blown shots caused by problems with the initiation, mooring etc., but these contingencies are gradually overcoming anger go as implemented in the new mining unit drilling mesh design.
ÍNDICE
“Desarrollo e Implementación de una Herramienta
Informática para Reducir Costos Operativos en la Etapa de
Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la
Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–”
JURADOS ... i
PRESENTACION ... ii
DEDICATORIA ... iii
AGRADECIMIENTO ... iv
RESUMEN ... v
ABSTRACT ... vi
INDICE ... vii
CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN 1.1. Realidad problemática ... 01
1.2. Enunciado del problema ... 03
1.3. Hipótesis ... 03
1.4. Justificación ... 04
1.5. Objetivos ... 05
1.5.1. General ... 05
1.5.2. Específicos ... 05
1.6. Variables de Investigación ... 05
1.7. Indicadores de Investigación ... 06
CAPÍTULO II MARCO TEÓRICO 2.1. Antecedentes ... 07
2.1.1. A Nivel Internacional ... 07
2.1.2. A Nivel Nacional ... 08
2.2. Teorías que sustentan el trabajo ... 11
2.2.1. Perforación de Rocas ... 11
2.2.4. Cálculo Matemático de Áreas de Influencias ... 45
2.2.5. Análisis de Fragmentación ... 56
2.2.6. Otros Parámetros; Análisis Operacionales de la Constante de Roca, Índice y Factores de Voladura ... 60
2.3. Definición de Términos ó Marco conceptual ... 63
CAPÍTULO III MATERIALES Y METODOS 3.1. Material de estudio ... 66
3.1.1. Para el estudio de mercado ... 66
3.1.1.1. Unidad de análisis ... 66
3.1.1.2. Población ... 66
3.1.1.3. Muestra ... 66
3.1.2. Fuentes de Información ... 66
3.1.3. Instrumentos Para Recolección de Datos ... 67
3.2. Métodos ... 67
3.2.1. Método de Investigación ... 68
CAPITULO IV DIAGNOSTICO DE LA EMPRESA 4.1. Diagnóstico de la Empresa ... 69
CAPITULO V ANALISIS Y RESULTADOS 5.1. Presentación de Resultados ... 70
5.2. Discusión de Resultados ... 75
5.2.1.Indicadores de Perforación ... 75
A. Rendimiento de Avance / Disparo con Barreno de 6 pies. ... 75
B. Rendimiento de Avance / Disparo con Barreno de 8 pies. ... 76
C. Rendimiento de Perforación Metro Lineal / Hombre Guardia. ... 77
CAPITULO VI
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
6.1. Conclusiones ... 81
6.2. Recomendaciones ... 82
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ... 83
ANEXOS ... 85
ANEXO 01.- GENERALIDADES DE LA EMPRESA MINERA ... 86
A.1. Aspectos Generales de la Mina ... 89
A.2. Historia de la Mina ... 89
A.3. Fisiología y Topografía ... 89
A.4. Clima y Vegetación ... 89
A.5. Recursos ... 90
A.6. Geología General de la Mina ... 90
A.6.1. Geología Regional ... 91
A.6.2. Geología Local ... 93
A.6.3. Geología Estructural ... 93
A.6.4. Geología Económica ... 98
A.6.5. Paragénesis y Zoneamineto ... 98
A.6.6. Alteración y Mineralización ... 98
A.6.7. Controles de Mineralización ... 98
A.7. Alteración de Cajas ... 100
A.8. Mineralogía ... 100
a. Mena ... 100
b. Ganga ... 100
A.9. Reservas de Mineral ... 100
A.9.1. Criterios Usados Para la Cubicación de Reservas de Mineral ... 100
ANEXO 02.- Cálculo Para El Diseño De La Malla De Perforacion De Corte Quemado Con 04 Taladros De Alivio Utilizando La Metodologia Propuesta Por Holmberg. ... 101
ANEXO 03.- 1. Malla de perforación corte quemado con 02 taladro de alivio.. ... 109
2. Malla de perforación corte quemado con 04 taladros de alivio. ... 110
ANEXO 04.-A.4-1.- Supervisión de los trabajos realizados en un frente ... 112
A.4-2.- Medición de la sobrerotura en el frente ... 113
ANEXO Nro. 05.-
A5-1.- Tabla de clasificación del macizo rocoso ... 115
ANEXO Nro. 06.-
Ficha Tecnica de Explosivos usados para el desarrollo del trabajo ... 116
ANEXO Nro. 07.-
Informes general realizadas por la empresa MARSA respecto a los problemas presentados en la etapa perforación y Voladura ... 120
ANEXO Nro. 08 y 09.-
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1.1. REALIDAD PROBLEMÁTICA
Desde el inicio de la minería subterránea hasta hoy en día, se viene utilizando en la perforación de avance (galerías y túneles) el sistema de “penetración mecánico” con perforación manual y mecanizadas, siendo el objetivo abrir huecos cilíndricos en el macizo rocoso, llamándoles a estos “Taladros” sirviendo estos para alojar el explosivo y sus accesorios iniciadores, el cual para conseguir una voladura eficiente se debe de considerar parámetros importantes como el tipo de explosivo, accesorios, búrdenes, espaciamientos adecuados.
El diseño de toda “malla de perforación” está en función de cálculos matemáticos los cuales a su vez tienen su base científica en “modelos matemáticos o algoritmos”
desarrollados según: las propiedades del explosivo utilizado, del macizo rocoso (ejemplo: considerado la clasificación geomecánicas del macizo rocoso se tiene roca buena, regular o mala considerando también la presencia o ausencia de agua).
El proceso de voladura se da por la secuencia simultánea o instantánea de la iniciación de los explosivos a la detonación en los taladros, el principio indica que la primera abertura creada es por la detonación de los explosivos en la sección de corte, seguida por la detonación de los explosivos en los taladros de la sección de producción, cuadradores, alzas y arrastres respectivamente. (*)
Provincia de Pataz, Región La Libertad, a una altitud promedio de 3,400 m.s.n.m. donde el yacimiento está emplazado dentro del Batolito de Pataz, presentándose en vetas auríferas de Cuarzo–Sulfuros, con cajas predominantes de granodiorita con presencia de alteraciones.
La contrata minera “Los Andes” se encuentra realizando cruceros, galerías y cortadas de sección de 2.40 x 2.70 mts pertenecientes a la cámara de carguío 26 y 35 en la zona de Valeria II-III, comprendiendo el sistema de vetas Sub-Horizontales Cachaco y Daniela; además tiene trabajo de profundización de la Rampa Patrick de sección 4.0x4.50 m. con pendiente de -12%.
La explotación de los tajos se realiza de manera convencional debido a la potencia de las vetas y a la geomecánica, usando el método de explotación LONG WALL y CORTE RELLENO ASCENDENTE.
Minera Marsa está utilizando explosivos tales como el EXSABLOCK, SEMEXA 45%, SEMEXA 65 %, EMULEX 80%.
Cuando realizamos un análisis de los resultados post voladura se encuentra que de 10 labores disparadas por lo menos en 4 labores quedan con tacos mayores a 30 cm. Representando así un 40%, esto en la unidad se considera como disparo soplados, la cual de acuerdo al procedimiento de la empresa se recarga a fin de guardia en la hora de disparo, generando diversas perdidas económicas por que ya no se cumplirá con el tonelaje y avance programado.
Dentro de los problemas más resaltante que se presenta debido al diseño inadecuado de mallas de perforación son: Disparo Soplado, Menor avance por disparo, sobre rotura de contorno de la labor, mayor tiempo de perforación, desgaste anticipado de aceros de perforación (brocas, barrenos), mayor consumo de explosivos por disparos, incrementos de costos por sostenimientos; todo esto nos conlleva a un incremento en el coste final que bordea entre el 20% - 25% de lo presupuestado, perjudicando a la larga la utilidad de la empresa contratista.
1.2. ENUNCIADO O FORMULACION DEL PROBLEMA 1.2.1. Problema General:
¿En qué medida el Desarrollo e Implementación de una Herramienta Informática permitirá Reducir los Costos Operativos en la Etapa de Perforación y Voladura en las Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–?.
1.2.2. Problemas Específicos:
a.-) En qué medida se optimizarán los Costos Operativos en la Etapa de Perforación y Voladura con el Desarrollo e Implementación de una Herramienta Informática en las Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–.
b.-) Influirá en el rendimiento del ciclo de minado el Desarrollo e Implementación de una Herramienta Informática en la Etapa de Perforación y Voladura en las Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–.
1.3. HIPÓTESIS
Hipótesis
General.-El Desarrollo e Implementación de una Herramienta Informática permitirá Reducir Costos Operativos en la Etapa de Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–.
Hipótesis Específica.-
La implementación y uso correcto de una Herramienta informática basado en los modelos matemáticos de Perforación y Voladura permitirá incrementar la productividad en Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC realizados en los yacimientos de MARSA.
Se obtendrá un incremento en la utilidad al poner en práctica los resultados mostrados por dicha herramienta informática.
1.4. JUSTIFICACIÓN
La Perforación y Voladura al ser una de las actividades con mayor índice de costos después del acarreo de material fragmentado, es necesario realizar estudios para mejorar los problemas que se presenten en estas operaciones unitarias por lo que se justifica económicamente el desarrollo de este proyecto con la finalidad de mejorar la perforación y voladura obteniéndose de esa manera un mayor beneficio económico en las actividades de explotación en Unidad Económica Administrativa SAN ANDRES de la Mina MARSA.
La implementación y aplicación de parámetros que arroje dicha herramienta informática en las operaciones unitarias de perforación y voladura, tiene como objetivo exponer la factibilidad de la reducción de los costos operativos en una empresa minera, aplicando para ello estándares óptimos y mejoras operativas de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado que son la perforación y voladura, acotándose como una de las recomendaciones la vital importancia que representa la capacitación continua al personal en las técnicas de perforación y voladura y sobretodo el rol que juegan estas como el núcleo de todo el sistema, asegurando de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado. Éxito que se logra con un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones y que se sintetizan en la supervisión y capacitación continua en lo concerniente a la aplicación de estándares óptimos de trabajo en las operaciones mineras. Lográndose de esta manera que la empresa minera obtenga una mayor utilidad bruta.
En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas de las rocas, así como la estratigrafía y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante pues permiten conocer la energía necesaria para romper dicho macizo.
Actualmente, solo hay teorías o métodos con modelos matemáticos que enseñan a diseñar mallas de perforación en voladura subterránea y que tienen limitaciones para su aplicación, tal como:
El Método de Roger Holmberg; Para diseño de malla en Túneles. Predicción Granulométrica.
1.5. OBJETIVOS
1.5.1. General
Determinar en qué medida el Desarrollo e Implementación de una Herramienta Informática permitirá Reducir los Costos Operativos en la Etapa de Perforación y Voladura en Labores Subterráneas de la Empresa Constructores Mineros Los Andes SAC –MARSA–.
1.5.2. Específicos
a) Evaluar las Características Geomecánicas de la Roca por medio de Clasificaciones Geomecánicas (RQD, GSI ó RMR) para ser relacionados e involucrarlos al Modelo Matemático de Voladura a codificarse en la herramienta informática.
b) Optimizar el Grado de Eficiencia del Disparo con el o los Modelos Matemático a usar ó codificar en la herramienta informática.
c) Determinación del Burden adecuado (metros).
d) Determinación del Factor de Carga (kg/m3).
e) Determinación del Factor de Potencia (kg/tn).
1.6. VARIABLES DE LA INVESTIGACIÓN
Para diseñar una malla de perforación y voladura se tiene variables dependientes e independientes que se determinan de los parámetros de carga, explosivos y roca.
1.6.1. Variable Dependiente.-
“Costos Operativos en la Etapa de Perforación y Voladura en Labores Subterráneas”.
1.7. INDICADORES DE LA INVESTIGACIÓN
X = Macizo rocoso. Y = Geometría de perforación y tipo de explosivo a utilizar
Indicadores:
X1= Resistencia a la compresión. X2= Densidad de roca.
X3 = Calidad del macizo rocoso (RQD, RMR, GSI o Q)
X4= La constante de roca “c”. X5 = Discontinuidades. X6 = Fallas.
X7 = Estructuras.
Indicadores:
Y1 = Diámetro de taladro. Y2 = Longitud de Taladro. Y3 = Burden.
Y5 = Espaciamiento. Y6= Acoplamiento. Y7 = Longitud de carga.
Y8 = Factores de carga y energía. Y9 = Índice de volabilidad.
Y10 = Consumo específico de explosivo.
Y11 = Elección del explosivo adecuado por frente.
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. ANTECEDENTES
2.1.1. A nivel internacional:
Andrés Alejandro Garrido elaboro y sustentó su tesis doctoral: “Diagnostico y Optimización de Disparos en Desarrollo horizontal Mina el Teniente”, en la Universidad de Chile en el año 2007. El objetivo general de este estudio fue efectuar un diagnóstico técnico de las operaciones de Perforación y Tronadura de desarrollo horizontal en la “Mina Reservas Norte” de Codelco Chile División el Teniente, específicamente en el Nivel de Producción (Teniente Sub-6). Como instrumento de investigación se utilizó las fotografías de los disparos antes y después de cada tronadura, para posterior digitalización en sofware 2DFace y el monitoreo de las vibraciones producto de la tronadura. Sus conclusiones fueron los siguientes: Reducción del número de perforaciones por disparo un 10%, reducción de la sobre excavación de un 24% a un 6%, menor exposición al riesgo por desprendimientos y caídas de rocas, disminución de los tiempos de trabajo y disminución de los costos directos de perforación y tronadura.1
En el año 1998 el Ingeniero de Minas Rene Wilfredo Ojeda Mestas realiza una investigación titulado: Diseño de Mallas de Perforación y Voladura Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de Influencia, el cual fue realizado para ejecutar diseños óptimos sin la necesidad de realizar muchas pruebas de campo, y en donde el objetivo es diseñar mallas de perforación y voladura subterránea, aplicando un modelo matemático de áreas de influencia y pronosticar el análisis de la fragmentación para determinar si es el óptimo.2
Escuela de Minas en la INDIA (1979); Los investigadores Kaushik Dey & Phalguni Sen plantean en su trabajo titulado: Los Principios de “Blastability” que el objetivo
1 Garrido Andres, “Diagnostico y Optimización de Disparos en Desarrollo horizontal Mina el Teniente”, Tesis Doctoral, Santiago de Chile 2007. pp 06, 84-87.
principal es obtener la fragmentación por las voladuras y conseguir un tamaño adecuado que se ajusten a nuestras necesidades, así mismo buscar un factor de explosión específico para reducir al mínimo el costo de la minería en general, aproximándonos a un buen resultado utilizando parámetros geomecánicos, un buen diseño y explosivos adecuados.3
El Dr. Roger Holmberg en su publicación “Rock Blasting and Explosives Engineering” propone los principios físicos-matemáticos de diseño de carga en frentes de Voladura, principios que fueron aplicados principalmente en minas Suecas habiéndose logrado resultados tanto técnicos como económicos óptimos. Se plantean los principios basándose en el uso de taladros de alivio con diámetro mayor al de los de producción y el uso de explosivos de alta potencia.
2.1.2. A nivel Nacional:
Marco Antonio Calderon Navarro (2015), en su Tesis “Optimización de las prácticas de perforación y voladura en el avance y producción de la minería de mediana escala (Unidad Minera Macdesa)”; concluye “El diseño y marcado de malla de perforación, así como el uso de guiadores en las diferentes labores son el punto de inicio de una buena voladura y por consecuencia tener una material cuya granulometría es la óptima”.4
El ingeniero Robert Antonio Loza Carazas (2013) en su Tesis “Aplicación del Método de Holmberg para el mejoramiento de la Malla de Voladura en la Empresa Minera Aurífera Retamas S.A.” implemento el modelo de Holmberg para aumentar la eficiencia en las actividades de Perforación y Voladura, obteniendo resultados alentadores; permite optimizar la distribución de energía, con mucha más precisión que de manera común o empleando otros modelos matemáticos”.5
Universidad Nacional de Huancavelica (2012): los Ingenieros James Llanco Sedano y Yasser Sicus Quispeen su Tesis “Evaluación de la Voladura basada en las clasificaciones geomecanicas en la Cia Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas”, concluyen “Para que la aplicación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas sea aceptable debemos realizar evaluaciones geomecánicas constante en las labores mineras”.6
Pontificia Universidad Católica del Perú (2009): Oscar Alberto Jáuregui Aquino, elaboro y expone su Tesis: “Reducción de los Costos Operativos en Mina mediante la Optimización de los Estándares de las Operaciones unitarias de Perforación y Voladura”, su objetivo fue obtener una reducción de los costos
3 Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas) los principios de “blastability” en el año (1979). pp.78
4 Marco Antonio Calderon Navarro, “Optimización de las prácticas de perforación y voladura en el avance y producción de la minería de mediana escala (Unidad Minera Macdesa)”, Universidad Nacional del Centro del Peru, Huancayo, 2015, Pág. 129.
5 Robert Antonio Loza Carazas, “Aplicación del método de Holmberg para el mejoramiento de la malla de voladura en la empresa Minera Aurífera Retamas S.A.”, Universidad Nacional Jorge Basadre Grohmann, Tacna, 2013, Pág. 140.
operativos de la empresa minera, aplicando para ello estándares óptimos de trabajo en las operaciones unitarias de Perforación y Voladura, el método de investigación fue experimental cuyas conclusiones fueron: Los principales factores de éxito para concretar la optimización de los estándares de perforación y voladura y en general del ciclo de minado, son el seguimiento y control operativo, la capacitación y creación de conciencia de los trabajos en los temas de optimización de la perforación y voladura debe darse de manera constante, la mayor reducción de costo operativo se obtuvo en la operación unitaria de sostenimiento 0.96 $/tm (56% de la reducción total), seguido por la perforación 0.37 $/tm (21.76% de la reducción total), voladura 0.28 $/tm (16.47% de la reducción total) y la limpieza-acarreo 0.09 $/tm (5.3% de la reducción total). Además menciona que no se tiene una voladura óptima cuando existe un espaciamiento paralelismo irregular.7
Universidad Nacional de Trujillo (2009): los Ingenieros: Padilla Moreno Manuel y Rodríguez Areas Darwin Alberto elaboraron y exponen su Tesis: “Tipo de Malla de Perforación adecuada para el avance optimo en galerías convencionales de 8’x8’ en roca de dominio estructural tipo II en zona Huara – Mina Pasto Bueno”, determinó que según la metodología de HOLMBERG, se logró un avance de 1.63 por disparo con un barreno de longitud de 6’, en 45 disparos para su diseño de malla gamma.8
En el 2003; el ingeniero de Minas Wilfredo Ojeda Mestas (CIP: 110595) en su publicación “Diseño de Mallas de Perforación y Voladura Subterránea aplicando un Modelo Matemático de áreas de Influencia” sostiene que dentro de las operaciones unitarias, la más importante es la perforación y voladura, en la cual actualmente se está poniendo mayor énfasis en todas las compañías mineras del país, debido a las fallas en los disparos estos generan peligrosas; es por ello que con el modelo matemático de áreas de influencia se quiere lograr tener un buen resultado sin dañar demasiado el macizo rocoso.
Universidad Nacional Mayor de San Marcos (2002):“Control de Costos de una Operación Minera mediante el Método del Resultado Operativo”. Elaborado por Zapata Degregori Mónica Paola. El objetivo general del estudio fue aumentar la productividad y la calidad a través del mejoramiento continuo de la eficiencia y la efectividad en las operaciones. Como instrumento de investigación utilizo los programas de actividades, curva “S”, informes de producción y el resultado económico, sus conclusiones fueron. El resultado operativo nos permite saber si estamos adelantados o atrasados respecto al tiempo, evaluar si estamos ganando o perdiendo y porque, el método del resultado operativo es una herramienta de control que nos permite identificar y evaluar los costos operativos en los procesos productivos.
7 Jáuregui Aquino Oscar “Reducción de los Costos Operativos en Mina mediante la Optimización de los Estándares de las
Operaciones unitarias de Perforación y Voladura”, Pontificia Universidad Católica del Peru, Lima 2009, Pág. 07, 94-96.
8 Padilla Moreno Manuel y Rodriguez Arias Darwin “Tipo de Malla de Perforación adecuada para el avance optimo en galerías
Entre las pruebas técnicas de Voladura más resaltantes que se realizaron en la Empresa Minera Aurífera Retamas S.A. MARSA son:
Del 5 al 14 de Diciembre del 2008 (forma parte de los trabajos que EXSA S.A. viene realizando en forma conjunta con el Área de Perforación y Voladura para la obtención de mejoras en la voladura de las labores de la Sección de Valeria), el trabajo se realizó en coordinación con el Ing. Yuri Piñas y consistió en realizar mejoras a la voladura actualmente realizada en los tajeos y labores lineales de 7’x8’ de la veta Valeria, con la finalidad de estimar los niveles de vibraciones producto de las voladuras, se realizó una toma de registros para determinar las velocidades pico partícula, encontrando una notable variación cuando se realiza disparos sin taladros de alivio y con taladros de alivio.
En el 2002 el Ing. Roberto Meza Salcedo Jefe de Perforación y Voladura realizó pruebas en la Sección de Cabana; en la Veta Cabana, ya que esta estructura presentaba cajas definidas, perforando en la caja techo 4 taladros con 4 cartuchos de Semexa 45% minimizando a un cartucho por taladro y 2 taladros a comparación de otras secciones como es el caso de Intermedio, Nivel 5, Española y Españolita en secciones de 7 x 7, 7 x 8, en tajeos de altura de minado de 1,8 metros dando como resultado fragmentos de 10 a 15 cm. de dimensiones, en la labores de avance también tuvo como resultado una sobrerotura de 20 cm. de promedio en la 20 pruebas que realizaron, como resultado se cambio el tipo de sostenimiento de cuadros de madera a pernos de anclaje de menor costo en comparación con la de madera y aumentando el rendimiento hombre guardia.9
En el Año 2000; la empresa de Explosivos FAMESA S.A. representado por el Ing. Fredy Cruzate en su trabajo de Voladura Controlada, realiza una evaluación de acuerdo a sus pruebas realizadas en distintas minas unas alternativas de esquemas de carguío para la solución de los problemas de sobrerotura identificando el problema del espaciamiento, concluyendo como solución reducir el espaciamiento de los taladros, aumentar ligeramente la carga y el uso de espaciadores de agua.10
En el 2001 en la “Compañía Minera Los Quenuales” el Ing. Edwin Huiza Herrera Asistente Técnico de la Empresa de Explosivos FAMESA S.A. realizó pruebas de Voladura Controlada con la finalidad de reducir los costos de operación y alcanzar una mayor rentabilidad. Para esto, partimos de un análisis estructural, geomecánico y modelos matemáticos que nos permiten obtener conclusiones preliminares en nuestros índices operacionales. En tal sentido, la obtención de una buena fragmentación, coronas estables y el hecho de evitar la sobre excavación, nos va a permitir alcanzar logros positivos en nuestra reducción de costos de explosivos y factor de carga, al igual que disminuir costos en sostenimiento, realizó un análisis cuantitativo de los trabajos de Perforación y Voladura, haciendo un seguimiento minucioso y continuo en labores de la mina (contrata CAMINCO), donde se observó que el diseño de las mallas de las labores de avances, no consideraban los parámetros del macizo rocoso (estructuras, resistencia de la roca etc.). Además, la perforación siempre utilizaba las mismas distancias y cantidades de taladros, obteniendo como resultados factores y eficiencias totalmente desfavorables en algunos tipos de roca, tales como fragmentación excesiva del material, coronas inestables y sobre excavación por el excesivo uso de explosivo.11
9 Meza Salcedo R. (2002).Informe de Perforación y Voladura enla Sección de Cabana.
(a) (b)
Fuente: Manual de Perforación y voladura – López Jimeno
2.2. TEORIAS QUE SUSTENTAN EL TRABAJO
2.2.1.- PERFORACIÓN DE ROCAS.- 12
López Jimeno C. y García Bermúdez (2003). El principio de la perforación es efectuar golpes continuos con filos cortantes en un extremo de mayor dureza que la roca; y en el otro extremo es golpeado y girado en forma continua, de tal manera que cada golpe produce un corte en la roca en diferente posición, el resultado final será la perforación de un taladro cuyo diámetro será igual al diámetro del filo cortante usado.
En general se puede considerar la perforación de Rocas como una combinación de las siguientes acciones:
a.-) Percusión: Corresponde a los impactos producidos por el golpe del pistón, los que a su vez originan ondas de choque que se trasmiten a la broca a través del varillaje.
b.-) Rotación: Con el movimiento de rotación se hace girar la broca para que los impactos se produzcan sobre la roca en distintas posiciones.
c.-) Empuje/Avance: Corresponde a la fuerza necesaria para mantener en contacto la broca con la roca.
d.-) Barrido: Permite extraer el detritus del fondo de la perforación.
Figura Nro 2.1.- Principios que intervienen en la Perforación de Rocas
La perforación de las rocas dentro del campo de la voladura es la primera operación que se realiza y tiene como finalidad abrir unos huecos, con la distribución y geometría adecuada dentro de los macizos, donde alojar a las cargas de explosivo y sus accesorios iniciadores. A pesar de la enorme variedad de sistemas posibles de penetración de la roca en minería la perforación se realiza usando energía mecánica.
2.2.1.1. Componentes o accesorios principales de un Sistema de Perforación:
La Perforadora: que es la fuente de energía mecánica.
Las Brocas: que es el útil que ejerce sobre la roca dicha energía. Son las herramientas cortantes, generalmente de acero altamente resistente al impacto, reforzados en sus filos con insertos o botones de material muy duro resistentes a la abrasión (Carburo de tungsteno). (López Jimeno C. - 2002) Barras o Barrenos (Varillaje): que es el medio de transmisión de esa energía.
Son varillas o tubos de acero acoplables que transmiten el impacto del martillo a la broca, ubicada en uno de sus extremos, las barras pueden ser tubulares, hexagonales, rígidas etc y sus acoplamiento de rosca corrida, cono roscado, cono de embone liso, etc. (López Jimeno C. - 2002).
El Fluido de Barrido: que efectúa la limpieza y evacuación del detrito producido.
2.2.1.2. Perforación con Martillo en Cabeza: En estas perforadoras dos de las acciones básicas, rotación y percusión, se producen fuera del barreno, transmitiéndose a través de una espiga y del varillaje hasta la boca de perforación. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico.
A.-) Perforadoras Manuales: El martillo es accionado por aire comprimido, para taladros pequeños que varían de (25 - 50 mm de diámetro) para trabajo horizontal o al piso existiendo modelos como Jack-leg (Perforación Horizontal), Stoper (Perf. Chimenea) y Jack-hammer, (Perf. Pique) estos están empleando barrenos de acero integrales terminados en broca fija tipo cincel, o barrenos con broca acoplable. (Ing. Mario Cedrón Lassus - 2003)
B.-) Perforadoras Mecanizadas: Son de percusión y de percusión/rotación, montadas en chasis sobre ruedas u orugas para diámetros hasta 150 mm (6’’) y 20 metros de profundidad. Ejemplo WagonDrill trackDrill y Jumbos neumáticos o hidráulicos que emplean barrenos acoplables con brocas intercambiables. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico. Una perforadora hidráulica consta básicamente de los mismos elementos constructivos que una neumática, estos equipos tienen una velocidad de penetración tres veces más rápida que estas últimas. (Ing. Mario Cedrón Lassus - 2003).
rotatorio independiente y perforación por presión (Pulldown o presión de barra) con brocas rotatorias triconicas de 6’’ a 15’’ de diámetro.
En mina subterránea también existe este tipo de equipos, con diámetros de perforación de 3” de diámetro, son usados para perforación de taladros largos, para el método de explotación Sub Level Stoping, entre otros métodos de producción masiva.
2.2.1.4. Ventajas Principales de Perforación Rotopercutiva:
Es aplicable a todos los tipos de roca, desde blandas a duras. La gama de diámetros de perforación es amplia.
Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a los diferentes trabajos y tienen una gran movilidad.
Necesitan un solo hombre para su manejo y operación. El mantenimiento es fácil y rápido.
El precio de adquisición no es elevado.
2.2.1.5. Condiciones de Perforación:
Para conseguir una voladura eficiente la perforadora es tan importante como la selección del explosivo, por lo que éste trabajo debe efectuarse con buen criterio y cuidado, lamentablemente la supervisión de la correcta operación de perforación aun no es controlada adecuadamente en muchas minas, lo que permite que ocurran deficiencias en la calidad de trabajo como son los taladro desviados, mas espaciados, de longitud irregular etc, que determinan pérdidas de eficiencia de la energía explosiva disponible.
Normalmente la calidad de los taladros a ser perforados está determinada por cuatro condiciones, Diámetro, longitud, rectitud y estabilidad:
Diámetro: Depende del tipo de aplicación en que el taladro será utilizado como regla general el de “menor diámetro factible” será más adecuado y económico de realizar.
Longitud: Influye mucho en la selección de la capacidad del equipo perforador y naturalmente en el avance del disparo (profundidad del taladro). Rectitud: Varia con el tipo de roca método de perforación y características del equipo perforador. Deben tener la mayor rectitud y alineación para que el explosivo sea apropiadamente distribuido en la mayoría de las arranques, de perforación el paralelismo entre taladros es de vital importancia para la interacción de las cargas explosivas en toda la voladura.
Casos particulares: Algunos trabajos especiales de voladura requieren taladros con un paralelismo exacto, es fundamental que los operadores perforistas conozcan a fondo el manejo de su máquina, sus posibilidades y limitaciones, captando claramente los diseños del plan de perforación, entendiendo claramente el propósito o finalidad de la voladura a realizar.
Velocidad de Penetración: Esta variables no solamente depende de la aplicación de fuerza; también depende del barreno o limpieza del detritus, del taladro con el aire comprimido y/o con agua a presión, a través de la misma barra, conforme avanza la perforación. La dureza y abrasividad de la roca son factores importantes, para determinar qué medio de perforación emplear: rotación simple o rotación/percusión. Orientación de los Taladros en una Perforación: Es de suma
importancia de orientar los taladros paralelamente a las superficies libres con el fin de ayudar la desagregación del macizo rocoso en dirección de la superficie libre, estando el efecto útil perpendicular a la dirección del taladro, la orientación depende de los siguientes factores: Tipo de terreno, números de caras libres de la labor, grado de fragmentación, Otros (Tipo de explosivo, método de disparo, etc.)
2.2.1.6. Avance Lineal:
Lo que se puede lograr, depende mucho de la habilidad del perforista y el paralelismo de los taladros, en algunos arranques la sección del frente, en éste caso del ancho de la sección limita, en otras palabras la profundidad máxima de voladura que se puede conseguir en un frente con un solo disparo, será igual al ancho de la rampa, galería, crucero, etc. Esta regla cumple para arranques en “Cuña, “V” es por ello en muchas minas ya no se perfora estos tipos de arranques o trazos como se puede denominar, depende el avance también de los siguientes factores:
Dureza de la Roca: Si la roca es muy dura la profundidad de los taladros será limitada, ésta es en parte cierto, pero sería necesario utilizar explosivo de alto poder rompedor en cantidad necesaria, para lograr buenos avances.Tabla Nro 2.1.- Parámetros de Dureza y Resistencia a la Compresión
CLASIFICACION DUREZA MOHS
RESISTENCIA A LA COMPRESION (MPa)
Muy Dura 7 200
Dura 6 a 7 120 a 200
Media Dura 4 a 6 60 a 120
Medio Blanda 3 a 5 30 a 60
Blanda 2 a 3 10 a 30
Muy Blanda 1 a 2 10
Fracturas: La presencia de fracturas en el terreno influye también en el avance de una labor, porque en el caso que la carga explosiva se halle en las proximidades de las discontinuidades, por esto puede haber escapes de gases. Para ello es situar las cargas antes o después de las fracturas, por lo que se tiene que medir bien la profundidad de los taladros, además ya sabemos que de preferencia los taladros serán hechos a escuadra con estas fracturas, y en el carguío se debe utilizar los tacos inertes (Arcilla) para compensar las fugas de gases.
Tiempo Disponible: Para poder terminarse la perforación completa a una longitud deseada, influye la eficiencia del equipo y eficacia del operador perforista.2.2.1.7. Malla de Perforación:
Son líneas de pintura cuadriculadas ya pre calculado, que se marca en un frente para guiar al perforista. Cada tipo de roca tiene sus tipos de malla estandarizada con la cual se puede hacer el diseño de la malla, todas las mallas siempre en el techo tienen taladros de alivio para que la labor tenga acabado arqueado para un mejor control del terreno.
Figura Nro 2.2.- Malla de perforación corte quemado con 01 taladro de alivio
Fuente: Elaboración Propia
Pasos para marcar una malla de perforación:
Los topógrafos deben darnos una línea de dirección y la línea de gradiente.
Esas líneas de rumbo y de piso nos permiten avanzar una labor de una solaFigura 2.3.- Pasos para marcar línea gradiente y malla de perforación en el frente
Fuente: Manual de Perforación y voladura – López Jimeno
Figura 2.4.- Línea de gradiente y línea de dirección en el frente
Fuente: Manual de Perforación y voladura – López Jimeno
2.2.1.8. Perforación Secundaria:
2.2.1.9. Esquema de Perforación:
La perforación y voladura en frentes subterráneos se caracteriza por no existir, inicialmente, ninguna superficie libre de salida salvo el propio frente de ataque. El principio de ejecución se basa en crear un hueco libre con los taladros de arranque hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. Dicho hueco tiene, generalmente, una superficie de 1 a 2 m2. Aunque con diámetros de perforación grandes se alcanzan hasta los 4 m2. En los arranques en abanico los taladros del arranque llegan a cubrir la mayor parte de la sección.
En el núcleo, aunque sea comparable geométricamente a las voladuras en banco, requiere consumos específicos de explosivo entre 4 y 10 veces superiores, puesto que hay errores de perforación, menor hueco de esponjamiento e inclinación con respecto al eje de avance, menor cooperación entre cargas adyacentes y en algunas zonas existe la acción negativa de la gravedad, como sucede con los taladros de arrastre.
Figura 2.5.- Zonas de una perforación y voladura en un frente
Fuente: Manual de Perforación y voladura – López Jimeno
2.2.1.10. Perforación de Corte ó Arranque ó Cueles:
Como se entiende las voladuras subterráneas son más complejas que las superficiales, no solo por todos los factores inherentes a ellas (seguridad, gravedad, equipamiento) sino también por la ausencia de una cara libre para que el explosivo pueda fragmentar la roca que será finalmente desplazada por los gases de voladura. De esta forma, los barrenos en el arranque pretenden generar una cara libre. En esta sección, los consumos específicos son muy altos (para compensar el grado de fijación más elevado – por el efecto de la gravedad y confinamiento). Las piedras y el espaciamiento, son muy cortos, así que es necesario conjugar dos factores:
- Necesidad de explosivos suficientemente insensibles para evitar la detonación por “simpatía”.
- Explosivos con velocidades de detonación alta, para que no se insensibilizaren por el efecto canal.
Existen varios tipos de arranques, cada uno para una determinada situación. Cada tipo de corte debe ser realizado mediante el tipo de equipamiento que hay disponible, el porcentaje de avance y el ancho de la sección de la zona.
A continuación se presentan los tipos de arranques más comunes.
Gráfico Nro 2.1.- Clasificación de los Cortes ó Arranques
Fuente: Elaboración Propia CORTE, ARRANQUE ó
CUELES BARRENOS EN ANGULO BARRENOS PARALELO Corte en Abanico Corte en Cuña Corte Quemado Con Barrenos de Igual Diámetro Con Barrenos vacíos de mayor Diámetro Corte Cilíndrico Cráter
Corte Gronlund
Corte Triangular
Corte Sarrois
Corte Michigan
A.-) Corte o Arranque de Barrenos en Angulo.- Los cortes con barrenos en ángulo son cada vez menos utilizados, pues son muy laborosos: la perforación es muy delicada ya que es importante perforar cada barreno con un determinado ángulo de modo que la piedra en fondo sea la predicha. La longitud de los barrenos está limitada por la anchura de la galería pues en secciones pequeñas los equipos estarán restringidos.
Las ventajas de estos cueles es que que permiten: - Un menor uso de explosivo.
- Posibilidad de orientación de la inclinación según discontinuidades
A.1.-) Corte en Cuña.- Este tipo de arranque, observado en la figura Nro 2.5, permite avances de 45% a 50% de la anchura de la sección pero muchas veces este es afectado por la desviación de los barrenos (≈5%). En relación a la cuña, esta debe tener un ángulo mayor de 60º para evitar el confinamiento de cargas.
Figura Nro 2.6.- Corte en Cuña
Corte en Instantáneo.- Este tipo de arranque es una variación del corte en cuña y consiste en perforar un conjunto de barrenos más cerrados que los demás, e iniciar las cargas al mismo tiempo. Usando este método los avances son de hasta un 80% de la anchura de la sección. El inconveniente del uso del corte instantáneo es la dispersión y proyección de escombro a una distancia considerable.
de barrenos cerca de los hastiales es limitada para diversos equipos. Su perforación puede ser horizontal, descendente o ascendente.
Figura Nro 2.7.- Corte en Abanico
B.-) Corte en Cráter.- El corte en cráter no solo es usado en abertura de galerías sino también en chimeneas y pozos (figura Nro 2.7). Este arranque aprovecha el cráter que las cargas de fondo provocan en la superficie de la siguiente cara de la sección para generar un nuevo cráter. El avance resultante es escaso.
C.-) Corte de Barrenos Paralelos.-
C.1.-) Corte Quemados.- Con diámetros iguales y con barrenos vacío de mayor diámetro.
Los arranques quemados fueron los primeros en utilizarse y el inconveniente presentado en relación a los arranques cilíndricos es que los de este tipo poseen una gran concentración de carga lo que, como es de esperar, habrá una fragmentación excesiva. Los avances no sobrepasan los 2.5 metros, aunque en términos de equipamiento se trata de un método muy accesible. La proyección de escombros suele alcanzar los 5m a 6m y los avances suele ser de 80% a 95%, aunque, por ejemplo el cuele Sarrois permite avances de 95% a 100%.
Figura Nro 2.9.- Tipos de Corte en Quemados
C.2.-) Corte Cilíndrico.- Como ha sido referido una de las preocupaciones en los barrenos del corte son las proximidades de unos y otros y la consecuente detonación por simpatía o insensibilización de los mismo. Hay que añadir que la técnica empleada en estos arranques consiste en detonar barreno a barreno e ir construyendo el hueco (cara libre) sucesivamente. Los tipos de cortes cilíndricos más comunes pueden ser analizados en las figuras Nro. 2.9, 2.10, 2.11, 2.12 y 2.13 donde se refieren algunas de sus particularidades.
Figura Nro 2.10.- Corte en doble espiral
Barreno vacío: 75 mm a 200 mm
Aplicación: Con este tipo de cuele se consiguen avances de 100% (de la longitud de los barreno) para barrenos de menos de 4 m y de 85% para 6 m, o sea, es el cuele con mejo avance.
Figura Nro 2.11.- Corte Coromant
Barreno vacío: dos barrenos secantes (en forma de “8”) de igual diámetro – 55 mm Necesidad de precisión: recurso a plantillas de chapa.
Aplicación: Buenos resultados en arenisca
Figura Nro 2.12.- Corte Fagersta
Barreno vacío: 64 mm a 76 mm
Combina: Corte de cuatro secciones con doble espiral
Aplicación: Aplicado a pequeñas galerías.
Fuente: Manual de EXSA
Fuente: Manual de EXSA
Figura Nro 2.13.- Corte Täby
Barreno vacío: 110mm
Es un cuele de tipo Doble espiral
Aplicación: Se obtiene menos avance que un cuele en doble espiral. Facilidad en su aplicación debido a la perforación de barrenos en líneas verticales.
Figura Nro 2.14.- Corte Cuatro Secciones
El cuele de cuatro secciones (Figura Nro. 2.13), que es un tipo de corte cilíndrico incluido en el método Sueco, empezó por ser un método empírico de diseño de voladura subterránea y es empleado para túneles de sección superior a 10m2. Este tipo de cuele es de barrenos paralelos y fue establecido, en Suecia, por Langefors y Kihlström (1963) finalizado por Holmberg (1982) y renovado por Persson et al. (2001).
Fuente: Manual de EXSA
a.-) Movimiento controlado de la pila hacia delante.
c.-) Controlo del avance del túnel
b.-) Mayor lanzamiento del material
2.2.1.11. Posicionamiento del Arranque ó Cuele en el Frente:
El arranque puede ser colocado en cualquier zona de la sección del frente. Sin embargo, esa posición va a determinar factores como:
- Cantidad y alcance máximo del escombro. - Numero de barrenos perforados.
- Y, consecuentemente, el coste por unidad voladura.
Una regla importante siempre que se habla en abertura de túneles o galerías es nunca hacer una perforación en un fondo de un barreno de la voladura anterior. Esta regla surge en el sentido de evitar algún tipo de explotación de posibles restos de explosivos atrapados en el fondo de los barrenos. Para evitar esto es práctica corriente alternar la posición de los arranques de voladura en voladura. El arranque representa la zona del túnel o galería con más concentración lineal, pero que el avance es más pronunciado que en las otras zonas del frente. Así, alternando su posición, el túnel o galería avanzará uniformemente.
Figura Nro 2.15: Posicionamiento de los Arranques
Finalmente la ubicación del corte en un frente es un tema muy importante a considerar porque requiere de mayor carga especifica causando, las sobre vibraciones y sobre presión; la ubicación del corte tiene que ver con el comportamiento geomecánico de las cajas y techo.
La posición mostrada depende del comportamiento geomecánico de las cajas, y de las direcciones relativas de los estratos con respecto al eje del Túnel – Rampa; En otras palabras si el hastial derecho es de mala calidad rocosa el corte se debe realizar casi junto al hastial izquierdo y viceversa.
Posición mostrada es la más común utilizada generalmente, pero se debe utilizar cuando no tenemos problemas alguno de calidad de macizo rocoso tanto en cajas y techo.
En cuanto a la posición del arranque, esta influye en la proyección del escombro, en la fragmentación y también en el número de taladros. De las tres posiciones: en rincón, centrada inferior y centrada superior, se elige normalmente esta última, ya que se evita la caída libre del material, el perfil del escombro es más tendido, menos compacto y mejor fragmentado.13
Posición del corte que representa ventajas, reducción del afecto en la sobre rotura en el techo por el explosivo a ese nivel se puede variar su lado de ubicación dependiendo del comportamiento de las cajas.
2.2.2.- VOLADURA DE ROCAS.-
López Jimeno C. y García Bermúdez (2003) La voladura de rocas, es la actividad final que se realiza, es el cierre con éxito de la guardia. Para realizar tal efecto en la roca se utiliza los explosivos comerciales en el carguío de los taladros previamente perforados, desde luego el disparador tiene que tener bien presente la actividad que desarrolla es de suma importancia y delicadeza en el uso del explosivo.
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 produce dos efectos dinámicos, fragmentación y desplazamiento. El primero se refiere al tamaño de los fragmentos producidos a su distribución y porcentajes por tamaños mientras que el segundo se refiere al movimiento de la masa de roca triturada.
Una adecuada fragmentación es importante para facilitar la remoción y transporte del material volado y esta relación directa con el uso al que se destinará este material, lo que calificará a la “Mejor” fragmentación. Así la explotación de minerales se busca preferentemente fragmentación menuda, que facilita los procesos posteriores de conminación en las plantas metalúrgicas, mientras que 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 vehículos disponibles.
2.2.2.1. Condiciones para una Voladura de Rocas: Existe una serie de factores o variables que intervienen directa o indirectamente en la voladura que son mutuamente dependientes o que están relacionados uno u otro; unos son controlables y otros no son controlables, por ejemplo las variables de diseño, de perforación o del explosivo a emplear, mientras que no podemos modificar la geología o las características de la roca. Para facilidad de interpretación se resume a estos factores afines en grupos, que suelen denominarse variables, factores, parámetros o condiciones fundamentales que comprende:
a) Propiedades Físicas:
Dureza: Indica aproximadamente la dificulta de perforarla.
Tenacidad: Indica aproximadamente entre la dificultad de romperse ajo el efecto de fuerza de compresión, tensión e impacto, variando entre los rangos de friable (fácil), intermedia a tenaz (difícil)
Densidad: Indica aproximadamente entre la dificultad para volarla y varía entre 1.0 a 4.5 g/cm3 en promedio. Rocas densas requieren también explosivos y rápidos para romperse. Densidad = peso/volumen (g/cm3) Textura: Forma de amarre de los cristales o granos y sus grado de
concentración o cohesión, también relacionada con su facilidad de rotura.
Porosidad: Proporción de poros u oquedades y su capacidad de captar agua.
Grado de Alteración: Deterioro producido por efecto del intemperismo y aguas freáticas, además de fenómenos geológicos que las modifican o transforman.
b) Propiedades elásticas o de resistencia dinámica de las rocas:
Frecuencia Sísmica: Velocidad con la que estas ondas atraviesan las rocas.
Resistencia Mecánica: Resistencia a las fuerzas de compresión y tensión.
Fricción interna: Habilidad de las superficies internas para deslizarse bajo esfuerzos (rocas estratificadas)
Modulo de Yung: Resistencia elástica a la deformación.
Radio de Poisson: Radio de concentración transversal o extensión longitudinal de material bajo tensión.
Impedancia: Relación de la velocidad sísmica y densidad de la roca versus la velocidad de detonación y la densidad del explosivo. Usualmente las rocas con altas frecuencias sísmicas requieren explosivos de alta velocidad de detonación.
c) Condiciones Geológicas:
Estructura: Es la forma de presentación de las rocas y está en relación con su origen y formación (macizo, estratos, etc)
Grado de Fisuramiento: Indica la intensidad y amplitud del fracturamiento natural de las rocas. Son importantes la orientación (rumbo y buzamiento) de los sistemas de fisuras y el espaciamiento entre ellos, así como la apertura y los tipos de relleno en las discontinuidades.
Presencia de Agua: Define incluso el tipo de explosivo a utilizar.
d) Parámetros de Explosivo (Propiedades Físico –Químicas):
Densidad: Es el peso del explosivo por unidad de volumen, expresada en gramos por centímetro cúbico, varía entre 0.7 a 1.6 g/cc; ejemplo, el ANFO a granel tiene densidad aproximada de 0.85 gr/cc. Una densidad menor a 1.0 gr/cc flotará en agua, la densidad de un elemento (explosivo) es un factor muy importante para el cálculo de carga, mayor sea la densidad del explosivo, tanto mayor será su potencia y eficiencia ya que el taladro podrá arrojar mayor cantidad de explosivo. Todo explosivo tiene una densidad crítica encima de la cual ya no detona.
Tabla Nro 2.2.- Explosivos utilizados en MARSA
Tipo de
Explosivo Densidad Resistencia al Agua Observaciones Gelatina 75 Semexsa 65 Semexsa 45 Exadit 65 Exadit 45 1.38 1.12 1.08 1.04 1.00 Buena Moderada Baja Pobre Muy Pobre
Para roca muy dura Para roca dura Para roca semi dura Para roca suave Para roca muy suave
Resistencia al Agua: Capacidad del explosivo de resistir la exposición del agua sin perder sensibilidad ni eficiencia expresada en términos cualitativos, los explosivos varían ampliamente en su capacidad de resistir al agua. El
ANFO no resiste la humedad, en cambio las emulsiones, acuageles resisten bien la humedad. Va
ría desde nula hasta excelente (varias horas).
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.
Energía del Explosivo: Calculada en base a su formulación, aplicable para calcular su capacidad de trabajo.
Sensibilidad a la Iniciación: Es la facilidad de iniciación de un explosivo o del detonador mínimo requerido variando de acuerdo a la composición del explosivo, diámetro, temperatura, presión del ambiente. Cada explosivo requiere de un iniciador o cebo mínimo para iniciarse (usualmente se tiene como referencia al detonador N° 8 para calificarlos como altos explosivos (sensibles) y agentes de voladura (insensibles), por lo que requieren un cebo más potente).
Las dinamitas es sensible a la cápsula detonadora de potencia Nº 8 o a cordón detonante.
Los agentes explosivos, no son sensibles a la cápsula detonadora de potencia Nº 8, necesita detonador (booster). Volumen Normal de Gases: Cantidad de gases en conjunto generados por la detonación de 1 Kg de explosivo a 0° C y 1 atm, de presión expresado en l/kg, indica aproximadamente la “cantidad de energía disponible” para el trabajo a efectuar y generalmente varía entre 600 y 1000 l/kg.
Presión de Taladro: Fuerza de empuje que ejercen los gases sobre las paredes del taladro se expresa en kg/cm2, en kilobar (Kbar) o en Mega pascal (Mpa).
Estabilidad Química: Capacidad para mantenerse químicamente estable y retener su sensibilidad cuando ha sido almacenado bajo las condiciones especificadas, los factores que afectan la estabilidad química incluyen: calor, frío, humedad, materias primas de calidad, contaminación, envases e instalaciones de almacenamiento. Los signos de deterioro del producto son: cristalización, aumento de viscosidad y aumento de densidad.
Categoría de Humos: Factor de seguridad que califica su toxicidad. Los explosivos al detonar pueden generar humos no-tóxicos (CO2, H2O) y tóxicos
(NO, NO2, CO), factores que aumentan la generación de gases tóxicos son
e) Condiciones de la carga
Diámetro de la carga (diámetro del taladro): Influye directamente sobre el rendimiento del explosivo y la amplitud de la malla de perforación. Todo explosivo tiene un diámetro crítico; por debajo de ese diámetro no detonan.
Geometría de la carga: Relación entre el largo de la carga con su diámetro y el punto donde es iniciada. Se refleja en el proceso de rompimiento y en la formación de “zonas de fracturación” en las cargas cilíndricas de los taladros de voladura.
Grado de acoplamiento: Radio del diámetro de carga al diámetro del taladro. El acoplamiento físico entre la carga explosiva y la roca permite la transferencia de la onda de choque entre ellas, teniendo un carácter muy significativo sobre el rompimiento. Se dice que un taladro está acoplado cuando el diámetro del cartucho se acerca al diámetro del taladro.
El desacoplamiento es recomendable sólo para la voladura controlada o amortiguada, donde forma un colchón de aire que amortigua el impacto, con lo que disminuye la fragmentación. Se dice que un taladro está desacoplado cuando el diámetro del cartucho es mucho menor al diámetro del taladro.
Grado de confinamiento: Depende del acoplamiento, del taqueo o acabado, del uso de taco inerte para sellar el taladro y de la geometría de la carga (burden y distancia entre los taladros). Un confinamiento demasiado flojo determinará un pobre resultado de voladura.
Distribución de carga en el taladro: La carga explosiva puede ser de un solo tipo en todo el taladro (carga única) o tener primero explosivo más denso y potente (carga de fondo) y luego explosivo menos denso (carga de columna).
Intervalos de iniciación de las cargas (Timing): Los taladros deben ser disparados manteniendo una secuencia ordenada y correcta, para crear las caras libres necesarias para la salida de cada taladro, lo que se logra con los detonadores de retardo o con métodos de encendido convencional escalonados.
2.2.2.2. Evaluación de la 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.
a) El volumen o tonelaje del material movido deberá ser igual o cercano al volumen teórico calculado previamente considerando el esponjamiento del material roto.
b) El avance del frente disparado en voladura de bancos en superficie deberá sobrepasar la última fila de taladros.
c) El nivel del piso en bancos o el piso del nuevo banco disparado debe resultar al mismo nivel del existente. Si se presentan irregularidades como lomos (toes), debe presumirse muy poca sobre perforación o falta de carga de fondo.
e) La sobrerotura (Over break) y la sobre rotura hacia atrás (Back break) en bancos, afectan la estabilidad de la nueva cara libre de voladura y a los taladros que hayan sido perforados a continuación de la última fila disparada.
f) El desplazamiento y acumulación del material volado, debe ser adecuado para facilitar las operaciones de carga y acarreo. La forma de acumulación se proyecta de acuerdo al tipo de equipo que se va a emplear en la limpieza del disparo. La forma aproximada de los montículos de detritos se consigue con el trazo de perforación y con el diagrama del tendido de iniciación, distribución de los retardos y de la disposición de las caras libres. Así, una distribución con amarres en “V” resulta en un montículo central, mientras que un amarre en líneas longitudinales resultará en acumulación a lo largo de toda la cara del frente disparado.
g) La falta de desplazamiento: Cuando un disparo rompe material pero no se mueve de su sitio, se dice que el tiro se ha “congelado”. Esto se traduce en mala fragmentación en la parte inferior e interior del banco, en dificultad para la remoción del material roto y en riesgo de encontrar material explosivo no detonado.
h) La dispersión de fragmentos a distancia, además de incrementar el riesgo de proyección de fragmentos volantes, tiene el inconveniente en minas de “diluir” el material de valor económico al mezclarlo con desmonte, cuando se desparrama lejos de la cara de voladura.
i) Costo de la voladura. Para determinar el costo total de una voladura, además del costo de perforación (aire, barrenos, aceite, depreciación de la máquina, etc.) costo de explosivos, accesorios y planilla del personal (valorados en soles o dólares/TM) se deben tener en cuenta los costos de carguío y acarreo del material triturado, más los adicionales de voladura secundaria de pedrones sobre dimensionados y los de empleo de equipo adicional para eliminar lomos al piso.
2.2.2.3. Parámetros del Proceso Voladura:
A.-) Energía Utilizada en Voladura.- La energía es la característica más importante de una mezcla explosiva. La energía explosiva está almacenada como energía química, y durante la detonación es liberada y usada en eventos como los mostrados en la Tabla Nro 2.3.
Tabla Nro 2.3.- Distribución de la Energía del Explosivo
Evento (%)
Desmenuzamiento de la pared del taladro Formacion de Fractura(radial y tension) Corte
Calor y Luz
Moviemiento de la masa rocosa Vibracion del Terreno
Presion de Aire
5 10 5 20 15 30 15
Total 100
