UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUEL A AC ADÉ MICO PROFE SION AL DE INGE NIE RÍ A DE MIN AS
“DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA UTILIZANDO LA POTENCIA RELATIVA POR VOLUMEN PARA MEJORAR LA FRAGMENTACIÓN EN TAJO CHALARINA-MINERA SHAHUINDO - 2017
”
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS
AUTOR:
Br. IPARRAGUIRRE GALVEZ, Edmundo Enrique
ASESOR:
Ing. ARANGO RETAMOZO, Solio M.
Trujillo, Perú 2017
TITULO “DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA UTILIZANDO LA POTENCIA RELATIVA POR VOLUMEN PARA MEJORAR LA FRAGMENTACIÓN EN TAJO CHALARINA-MINERA SHAHUINDO”
JURADOS
___________________________ ___________________________
PRESIDENTE SECRETARIO
Ing. Alberto Galván Maldonado Ing. Francisco Morales Rodríguez
CIP Nº: 49937 CIP Nº: 50917
___________________________
VOCAL
Ing. Solio Arango Retamozo CIP Nº: 41484
DEDICATORIA
A mis queridos padres: Lucho y Wilda, que con su apoyo incondicional me motivaron para poder salir adelante y lograr mis objetivos.
AGRADECIMIENTO
A toda la plana docente de la Escuela de Ingeniería de Minas, que durante mi trayectoria universitaria han compartido sus conocimientos, experiencias y consejos preparándome para la vida profesional.
A mi asesor de tesis, Ing. Solio Arango Retamozo, quien nos orientó a través de sus observaciones y recomendaciones, para poder finalizar esta investigación.
A nuestro director de Escuela, Ing. Alberto Galván Maldonado, por sus consejos para el desarrollo de esta tesis.
A la Superintendencia del área de Planeamiento Mina de la Empresa SHAHUINDO S.A.
que con su apoyo han facilitado la información necesaria para la realización de esta tesis.
RESUMEN
El Proyecto Shahuindo está ubicado aproximadamente a 80 kilómetros al sureste de la ciudad de Cajamarca, y 15 kilómetros al oeste de la ciudad de Cajabamba.
Shahuindo es 100% propiedad de Rio Alto Mining. El proyecto contiene reservas de 1.02 millones de onzas de oro y 11.56 millones de onzas de plata en 37.85 millones de toneladas de óxidos y mineral mixto y representa aproximadamente 40% de las onzas de oro en el óxido del Recurso Total Medido + Indicado. Las 72.5 millones de toneladas de residuos a ser extraídos dan un margen de desmonte a mineral de 1.91:1. Las pruebas metalúrgicas han demostrado que el proyecto es susceptible a cianuración mediante lixiviación con recuperaciones promedio proyectadas en el campo de 85.8% de oro y 15%
de plata. La Tabla 1 presenta una visión general de las estadísticas de producción:
Tabla 1. Estadísticas del Proyecto
Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
El método de explotación será a tajo abierto, el Minado se realizara en 2 etapas, la primera etapa contempla el detalle de este estudio, actualmente se está realizando el MEIA de este proyecto por ampliación de reservas, el cual ampliara los componentes indicados inicialmente por Sulliden S.A.
Ítem Value
Toneldas de Mineral Tratado 37,847,000t
Ley Promedio de Oro 0.84 g/t
Ley Promedio de Plata 9.50 g/t
Ley Promedio de Oro Equivalente 1.02 g/t
Onzas Recuperables de Oro 876,000 oz
Onzas Recuperables de Plata 1,734,000 oz Onzas Recuperables de Oro Equivalente 909,500 oz
Toledas de Desmonte 72,267,000 t
Margen de Desmonte 1.91 : 1
ABSTRACT
The Proyect Shahuindo is located approximately to 80 kilometers to the southeast of the city of Cajamarca, and 15 kilometers to the west of the city of Cajabamba.
Shahuindo is 100% owned by Rio Alto Mining. The project contains reserves of 1.02 million ounces of gold and 11.56 million ounces of silver in 37.85 million tons of oxides and mixed ore and accounts for approximately 40% of the ounces of gold in the Total Measured + Indicated Resource oxide. The 72.5 million tons of waste to be extracted give a 1.91: 1 mineral debris margin. Metallurgical testing has shown that the project is susceptible to cyanidation by leaching with projected average recoveries in the field of 85.8% gold and 15% silver. Table 1 presents an overview of production statistics:
Table 1. Project Statistics
Ítem Value
Tons of treated ore 37,847,000t
Average gold law 0.84 g/t
Average gold silver 9.50 g/t
Average gold equivalent law 1.02 g/t
Recoverable ounces of gold 876,000 oz
Recoverable ounces of silver 1,734,000
oz Recoverable ounces of gold equivalent 909,500 oz
Tons of waste 72,267,000 t
Clearance margin 1.91 : 1
Source:. Mine Operations Shahuindo
The exploitation method will be open pit, the Mine will be carried out in 2 stages, the first stage contemplates the detail of this study, currently the MEIA of this project is being carried out by expansion of reserves, which will expand the components indicated initially by Sulliden SA.
INDICE GENERAL
Dedicatoria... ii
Agradecimiento ... iii
Resumen ... iv
Abstract ... v
Índice general ... vi
Índice de tablas ... xii
Índice de figuras ... xiv
Nomenclatura... xvi
CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN 1. Realidad Problemática y Antecedentes ... 01
1.1. Realidad Problemática ... 01
1.2. Antecedentes ... 01
1.3. Marco Teórico ... 02
1.3.1. Definición de Diseño ... 02
1.3.2. Mallas de Perforación ... 02
1.3.2.1. Burden ... 04
a) Fórmula de Andersen ... 05
b) Formula de Langerfors ... 05
c) Formula de C. Konya ... 06
1.3.2.2. Espaciamiento ... 06
1.3.3. Voladura ... 07
1.3.3.1. Combustión o Deflagración ... 07
1.3.3.2. Detonación ... 07
1.3.3.3. Explosión ... 08
1.3.3.4. Determinación de las Principales Ecuaciones para los Cálculos Termodinámicos ... 08
1.3.3.4.1 Ecuación de la presión de detonación ... 08
1.3.3.4.2. Ecuación de Rankine-Hugoniot ... 10
1.3.3.4.3 Hipótesis de Chapman-Jouguet ... 10
1.3.3.4.4 Ecuación BKW ... 10
1.3.3.5 Físico – Química de los Explosivos ... 11
1.3.3.6 Energía de las mezclas Explosivas ... 12
1.3.3.6.1 Determinación de la Energía ... 13
1.3.3.6.1.1 Medición de la Energía ... 13
1.3.3.6.1.2 Cálculo de la Energía ... 14
1.3.3.6.2 Potencia de los Explosivos ... 15
1.3.3.6.2.1 Potencia Absoluta por Peso (AWS) ... 15
1.3.3.6.2.2 Potencia Absoluta por Volumen (ABS) ... 15
1.3.3.6.2.3 Potencia Relativa por Peso (RWS) ... 15
1.3.3.6.2.4 Potencia Relativa por Volumen (RBS) ... 16
1.3.3.7 Eficiencia de los Explosivos ... 16
1.3.3.8 Factor de Energía ... 17
1.3.4. Caracterización matemática del modelo de la potencia relativa por volumen (RBS) ... 18
1.3.4.1 Modelo de Crosby & PInco ... 18
1.3.5 Fragmentación ... 19
1.3.5.1 Mecanismo de fragmentación de la roca: ... 19
1.3.5.2 Teorías de la fragmentación de las rocas: ... 20
1.3.5.2.1 Teoría de la reflexión:... 20
1.3.5.2.2 Teoría de la expansión de los gases ... 21
1.3.5.2.3. .Rotura por flexión ... 21
1.3.5.2.4. Teoría combinada ... 22
1.4. Justificación del Problema ... 24
1.5. Enunciado del Problema ... 24
1.6. Hipótesis ... 25
1.7. Objetivos ... 25
1.7.1. Objetivo General... 25
1.7.2. Objetivos Específicos ... 25
CAPITULO II MATERIALES Y MÉTODOS 2.1. Material de estudio ... 26
2.1.1. Población ... 26
2.1.2. Muestra. ... 26
2.1.2.1 Minera Shahuindo ... 26
2.1.2.1.1 Ubicación ... 26
2.1.2.1.2Accesibilidad ... 27
2.1.2.1.3 Geología ... 28
2.1.2.1.4 Operaciones ... 31
2.1.2.1.4.1 Carguío ... 31
2.1.2.1.4.2 Acarreo ... 32
2.1.2.1.4.3 Perforación ... 33
2.2. Método y procedimiento ... 34
2.2.1. Método ... 34
2.2.2. Procedimiento ... 36
2.2.2.1 Aplicación del modelo matemático que utiliza la potencia relativa por volumen (RBS) ... 36
2.2.2.1.1 Parámetros de diseño: ... 36
2.2.2.1.1.1 Básicos ... 36
2.2.2.1.1.2 Principales ... 36
2.2.2.1.2 Perforación y voladura ... 38
2.2.2.1.3 Diseño de la Malla de Perforación y Voladura con el Criterio RBS ... 39
2.2.2.1.3.1 Condiciones cuando se usaba EMULSIÓN (Slurrex G) ... 39
2.2.2.1.3.2 Cálculo de las nuevas dimensiones ... 40
2.2.2.1.3.2.1 Mineral ... 41
2.2.2.1.3.2.2 Desmonte ... 41
2.2.2.1.3.3 Características de las voladuras de prueba utilizando Quantex ... 42
2.2.2.1.4 Cálculo del Factor de Energía ... 44
2.2.2.2 Calculo computacional de las mallas de perforación y voladura ... 46
2.2.2.2.1 Calculo computacional de la malla para mineral cuando se usaba EMULSIÓN (Slurrex G) ... 46
2.2.2.2.2 Calculo computacional de la malla para mineral usando Quantex. ... 48
CAPÍTULO III RESULTADOS Y DISCUSIONES 3.1 Discusión Técnica... 50
3.1.1. Análisis de los resultados de la fragmentación: ... 50
3.1.1.1. Análisis de la fragmentación en la PRIMERA PRUEBA ... 50
3.1.1.2. Análisis de la fragmentación en la SEGUNDA PRUEBA ... 52
3.2 Discusión Económica ... 53
3.3 Análisis de los resultados ... 55
CAPITULO IV CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 4.1. Conclusiones ... 56
4.2 Recomendaciones ... 56
CAPITULO V REFERENCIAS BIOBLIOGRÁFICAS ... 58
ANEXOS
I. Diseño de la malla de perforación inicial en Shahuindo
II. Diseño computacional utilizando el software Vulcan 9.0.2 para el diseño de las mallas de perforación
III. Descripción técnica de la Emulsión y Quantex IV. Pruebas de las Voladuras
ÍNDICE DE TABLAS
TABLA 1.1. Pérdida de energía en el AN/FO por contenido incorrecto de petróleo .... 12
TABLA 1.2. Distribución de la energía en diferentes eventos ... 12
TABLA 1.3. Eficiencia de los Explosivos ... 17
Tabla 2.1. Rutas de Acceso para el Sector Panamericana Norte – Cajabamba ... 27
Tabla 2.2. Rutas de Acceso para el Sector Cajabamba – Shahuindo ... 28
Tabla 2.3. Características del material de la Unidad Minera Shahuindo ... 31
Tabla 2.4. Parámetros Excavadora Hidráulica Cat – 374 DL ... 31
Tabla 2.5. Parámetros Camión Volvo FM 6x4 ... 32
Tabla 2.6. Parámetros Básicos del Tajo ... 36
Tabla 2.7. Parámetros de diseño del Tajo ... 37
Tabla 2.8. Parámetros de perforación y Voladura antes del uso de la RBS ... 39
Tabla 2.9. Parámetros de perforación ... 39
Tabla 2.10. Parámetros de accesorios de voladura ... 39
Tabla 2.11. Parámetros del explosivo usado ... 40
Tabla 2.12. Energía de los explosivos usados ... 41
Tabla 2.13. Resumen de las nuevas dimensiones de burden (B) y espaciamiento (E) .... 42
Tabla 2.14. Parámetros de perforación ... 43
Tabla 2.15. Parámetros de accesorios de voladura ... 43
Tabla 2.16. Parámetros del explosivo usado ... 43
Tabla 2.17. Resumen de los factores de energía... 45
Tabla 2.18. Parámetros de perforación para mineral con Emulsión. ... 46
Tabla 2.19 Parámetros de perforación con Quantex... 48
Tabla 3.1. Tamaño de los fragmentos de la voladura con Emulsión ... 51
Tabla 3.2. Tamaño de los fragmentos de la voladura con Quantex... 52
Tabla 3.3. Análisis de los costos de voladura con emulsión ... 54
Tabla 3.4. Análisis de los costos de voladura con Quantex ... 54
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1.1 Variables de la geometría del disparo en minería superficial ... 03
Figura 1.2 Distribución de Malla Cuadrada ... 03
Figura 1.3 Distribución de Malla Rectangular ... 04
Figura 1.4 Distribución de Malla Triangular ... 04
Figura 1.5 Mostrando el proceso de detonación de una mezcla explosiva ... 08
Figura 1.6 Esquema para la deducción de ecuaciones... 09
Figura 1.7 Esquema para la medición de la energía del explosivo bajo el agua. ... 14
Figura 1.8. Esfuerzo en función del tiempo a diferentes distancias al centro del barreno. ... 20
Figura1.9. Teoría de reflexión. ... 20
Figura 1.10.. Modelo de flexión de la viga antes de la detonación. ... 21
Figura 1.11 Modelo de flexión de la viga después de la detonación ... 22
Figura 1.12. Teoría combinada: Ondas de tensión, rotura por flexión y expansión de gas . ... 22
Figura 1.13. Tipos de fisuras en las proximidades del taladro. ... 23
Figura 1.14. Agrietamiento radial y rotura por reflexión de la onda de choque ... 24
Figura 2.1. Ubicación de Minera Shahuindo.. ... 27
Figura 2.2. Sección de tipo de mena del start pit (huangamarca) ... 30
Figura 2.3. Sección de Tipo de Mena del Start Pit (Huangamarca) ... 30
Figura 2.4. Excavadora Cat – 374 DL ... 32
Figura 2.5. Camión Volvo FM 6x4 ... 33
Figura 2.6. Perforadora D245S Sandvik ... 33
Figura 2.7: Flujograma de procedimiento de trabajo ... 35
Imagen 2.8 Diseño del Tajo Chalarina Fase 01 ... 37
Imagen 2.9 Sección A-A´ de tajo Chalarina Fase 01 ... 38
Imagen 2.10 Sección B-B´ de tajo Chalarina Fase 01 ... 38
Imagen 2.11 Parámetros de diseño para la Emulsión ... 40
Imagen 2.12 Parámetros de diseño para la Quantex ... 44
Imagen 2.13. Malla de perforación con Emulsión... 47
Imagen 2.14. Modelo de contenido de Oro ... 47
Imagen 2.15 malla de perforación con Quantex ... 48
Imagen 2.16. Modelo de contenido de Oro ... 49
Imagen 3.1. Curva de distribución de la granulometría del material volado con Emulsión ……. ... 51
Imagen 3.2. Curva de distribución de la granulometría del material volado con Quantex……….. ... 53
NOMENCLATURA
ABS Potencia absoluta por volumen MJ/Kg.
AWS Potencia absoluta por peso MJ/Kg.
B Burden m
c Velocidad del sonido m/s
D Velocidad de la onda de choque m/s
D Diámetro del taladro pulgadas
δ Densidad g/cc.
E Energía MJ
E Espaciamiento m
F. E. Factor de energía MJ/TM.
F.C. Factor de carga kg/TM
H Altura de banco m
lc Longitud de carga m
lq Longitud de carga m
lp Longitud de perforación m
ls Longitud de sobre perforación m
OB Balance de oxigeno atm - gr
P Presión MPa
Ph Presión hidrostática MPa
Q3 Calor de explosión MJ/Kg.
Qr Calor de reactantes MJ/Kg.
Qp Calor de los productos MJ/Kg.
RBS Potencia relativa por volumen adimensional RWS Potencia relativa por peso adimensional
T Temperatura °K
t Tiempo minutos, segundos, horas
Up V
Velocidad de la partícula Volumen
m/s m3, litros
VOD Velocidad de detonación m/s
VODcj VOD en el plano Chapman - Jouguet m/s
CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN 1. Realidad Problemática y Antecedentes
1.1 Realidad problemática
En Minera Shahuindo, ubicada el distrito de Cachachi, provincia de Cajabamba del departamento de Cajamarca, Se realiza la explotación de oro mediante movimiento de tierras a cielo abierto en el Tajo Chalarina Fase 1.
En la Fase 1 del Tajo Chalarina no se cuenta con una buena fragmentación de roca producto de la voladura, la cual está amarrada al proceso del diseño de mallas de perforación.
Para realizar el diseño de las mallas de perforación y voladura no se tenía en cuenta la energía de explosivo, así como existe desconocimiento que la mejor evaluación del rendimiento de un explosivo es por medio del factor de energía porque 1 kilogramo de cada tipo de explosivo libera diferentes cantidades de energía. Teniendo en consideración este criterio se ve la opción de una oportunidad de mejora en el diseño de las mallas de perforación y voladura.
1.2 Antecedentes
Ames A. (2008) p. III, en su Tesis “Diseño de las mallas de perforación y voladura utilizando la energía producida por las mezclas de explosivos” menciona que la potencia relativa por volumen (RBS) permite modificar rápidamente las dimensiones originales del burden y espaciamiento y de esta manera permite ahorrar tiempo y costo en los ensayos de prueba y error para la implementación de las nuevas dimensiones en las operaciones de perforación y voladura. En el presente trabajo se realiza un cambio de ANFO a Anfo pesado 50/50 y se determinó que se puede reducir los costos de perforación y voladura con un explosivo más energético, así como también se mejoró la fragmentación obtenida usando ANFO.
Bernola J., Castilla J., Herrera J, (2013) p. 5 en su libro “Perforación y voladura de rocas en Minería” menciona la perforación y la voladura de rocas ha ido evolucionando con el tiempo con la incorporación y empleo de diferentes tecnologías, aunque muchas han
ido cayendo en desuso, bien por eficiencia conseguida, o bien por otras condicionantes externos (económicos, medioambientales, etc.). La aparición de explosivos con mayor energía permite rápidamente realizar cambios en las dimensiones de las mallas de perforación, logrando ahorro en tiempo y dinero.
Medina R. (2014) p. 21, en su Tesis “Evaluación técnico–económico–ecológico delos resultados de las pruebas realizadas usando emulsiones gasificadas en Cuajone – Southern Perú” menciona que en Cuajone se realiza la extracción de minerales buscando la minimización de los costos operativos y maximizando la producción. En este sentido, actualmente en el área de perforación y voladura se viene realizando pruebas con diferentes mezclas explosivas para compararlas con el (Heavy ANFO) que actualmente se viene usando. Se viene realizando diversas pruebas con unanueva mezcla explosiva comercial, que tiene como principla característica su mayor poder energético, pudiendo sustituir a las mezclas explosivas usadas en esta unidad como es el caso del HeavyANFO en sus distintos tipos. Así mismo el ingreso de estas nuevas tecnologías a la operación unitaria de voladura puede ser una estrategia de reducción de costos, aprovechando las propiedades de los explosivos y ampliando la malla de perforación y voladura, considerando la potencia relativa por volumen (RBS) como parámetro para variar las dimensiones rápidamente.
1.3 Marco teórico
1.3.1 Definición de Diseño
La palabra diseño se refiera a un esquema que se realiza con un soporte conceptual antes de concretar la producción de algo.
De acuerdo a esta definición, y tomando como contexto la presente investigación, diseño es la parte conceptual de la implementación de las mallas de voladura en el campo, combinando la creatividad y técnica.
1.3.2 Mallas de Perforación
Es la forma en la que se distribuyen los taladros de una voladura, considerando básicamente a la relación del burden y espaciamiento y su directa vinculación con la profundidad de taladros.
Figura 1.1 Variables de la geometría del disparo en minería superficial Fuente: Manual práctico de voladura. Exsa 2014
Existen 3 tipos de malla de perforación según la distribución del Burden y Espaciamiento:
CUADRADA (B=E)
Figura 1.2 Distribución de Malla Cuadrada Fuente: Manual práctico de voladura. Exsa 2014
RECTANGULAR (B=E/2)
Figura 1.3 Distribución de Malla Rectangular
Fuente: Explosives and Rock Blasting. Atlas Powder. 1987
TRIANGULAR: (B=(sen60°)*E)
Figura 1.4 Distribución de Malla Triangular Fuente: Manual práctico de voladura. Exsa 2014
1.3.2.1 Burden:
Es la distancia desde el eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana.
La cara libre se considera normalmente como la cara original del banco o bien como una
cara interna creada por una hilera de taladros. La selección adecuada del Burden es una de las decisiones más importantes que hay que hacer en cualquier diseño de una malla de voladura. Depende básicamente del diámetro de perforación, de las propiedades de la roca, altura de banco y de las especificaciones del explosivo a emplear. (López Jimeno; voladura en bancos de pequeño diámetro. Madrid 2003)
Si el Burden es demasiado pequeño habrá exceso de energía, la cual se traducirá en fuerte proyección de fragmentos de roca y una granulometría demasiado fina. Por otro lado si el Burden es muy grande la explosión de taladros encontrara mucha resistencia para romper adecuadamente generándose rocas de gran tamaño (bolones). Los Burden excesivos causan un exceso de confinamiento en los taladros, lo que da como resultado niveles de vibración significativamente más altos por Kilogramo de explosivo utilizado.
Para definir la dimensión del Burden se utiliza distintas fórmulas empíricas entre ellas:
a) Fórmula de Andersen
Considera que el Burden es una función del diámetro y longitud del taladro:
B = ï.L Donde:
B: Burden en pies.
Ø: Diámetro del taladro, en pulgadas.
L: Longitud de taladro, en pies.
b) Fórmula de Langerfors
Considera además la potencia relativa del explosivo, el grado de compactación, una constante de la roca y su grado de fracturamiento:
B = (db/33). √P.S/c.f.(E/B) Donde:
B: Burden (m)
P: Grado de compactación
S: Potencia relativa del explosivo c: Constante para la roca
f: Grado de fracturación. Para taladros verticales el valor es 1 E: Espaciamiento entre taladros
db: diámetro de la broca (mm)
c) Fórmula de C. Konya
Basada en las teorías del Dr. Ash determina el Burden con base a la relación entre el diámetro de la carga explosiva y la densidad, tanto del explosivo como de la roca, según:
B = 0.012 [2(de/dr) + 1.5] Øe Donde:
B: Burden (m)
Øe: Diámetro de taladro (mm) de: Densidad del explosivo (g/cm3) dr: Densidad de la roca (g/cm3)
1.3.2.2 Espaciamiento:
Es la distancia entre taladros de una misma fila, se calcula en relación al Burden.
Al igual que con el Burden, espaciamientos muy pequeños producen un exceso de trituración, lomos al pie de la cara libre y bloques de gran tamaño en el tramo del Burden.
Por otro lado, espaciamientos excesivos producen fracturación inadecuada, lomos al pie del banco y una cara libre frontal muy irregular.
1.3.3 VOLADURA
Para el mejor entendimiento de la tecnología de explosivos es necesario conocer y entender correctamente las siguientes definiciones.
1.3.3.1 Combustión o Deflagración
La combustión de una sustancia condensada, significa una reacción exotérmica que toma lugar en la superficie de los granos que componen el material. Esta reacción es mantenida por el calor transmitido de los productos gaseosos de la reacción.
1.3.3.2 Detonación
La detonación es una reacción exotérmica específica la cual está asociada con una onda de choque. La reacción química empieza debido al calor, el cual es un resultado de la compresión por la onda de choque. La energía liberada en la reacción mantiene la onda de choque. Una característica muy importante de la detonación es que los productos de la reacción tienen inicialmente una densidad más alta que la sustancia sin reacción.
1.3.3.3 Explosión
La explosión de una sustancia explosiva es una rápida expansión de la misma en un volumen más grande que su volumen original.
Figura 1.5 Mostrando el proceso de detonación de una mezcla explosiva Fuente: Explosives and Rock Blasting. Atlas Powder. 1987
1.3.3.4 Determinación de las Principales Ecuaciones para los Cálculos Termodinámicos
Es muy conocido que la velocidad de detonación es una característica constante de un explosivo en particular cuando los otros parámetros son mantenidos constantes. Esto explica que el conocimiento de la velocidad de detonación puede llevar a estimados muy exactos de la presión de detonación el cual es de particular importancia y difícil de ser medido directamente
1.3.3.4.1 Ecuación de la presión de detonación
Consideremos una onda en el plano de detonación el cual ha sido establecido en un explosivo (figura 1.6)
Figura 1.6 Esquema para la deducción de ecuaciones.
Fuente: Technology Explosives. Queenיs University Canada.2000
El frente de la onda avanza hacia el explosivo con una velocidad constante D. El explosivo no detonado fluye hacia el frente de choque AA´ con una velocidad constante U
= -D. La presión, temperatura, densidad y energía interna por unidad de masa son P1, T1, δ1, E1 en todos los puntos al lado derecho de AA´. El frente de la onda es una discontinuidad en comparación a los cambios que ocurren detrás de él. Por lo tanto en AA´ estos valores cambian a los valores P2, T2, δ2, E2. Estos aún pueden cambiar más tarde de etapa (explosión).
La velocidad aparente de la masa que va dejando el frente es -(D-Up) donde Up es la velocidad de la partícula (velocidad de masa) en la zona entre AA´, BB´, relativo a las coordenadas fijada
Siguiendo criterios y procedimientos químicos, termodinámicos y otros tenemos que la presión de detonación está dado por:
P2=δ1(D2
/4) (1)
Además la presión de taladro o explosión para un explosivo completamente acoplado es la mitad de la presión de detonación. Así:
Pe = P3 =P2/2 (2)
g
1.3.3.4.2. Ecuación de Rankine-Hugoniot
La conservación de la energía es expresada mediante la siguiente ecuación:
E2 - E1 = ½ (P1+P2)(V2 - V1) (3)
1.3.3.4.3 Hipótesis de Chapman-Jouguet
La hipótesis de Chapman-Jouguet que dice que la velocidad de detonación es igual a la velocidad del sonido en el lugar más la velocidad de la partícula en el estado de detonación. Por lo tanto:
VODCJ = C + Up (4)
1.3.3.4.4 Ecuación BKW
La correcta descripción de los gases de detonación es uno de los puntos clave en el cálculo termodinámico de explosivos. La ecuación de estado (EDE) para gases Becker- Kistiakowsky- Wilson (BKW) tiene una larga y venerable historia en el campo de los explosivos.
La expresión de la ecuación BKW es:
Pv =1 + Xe βX
R T
Donde β es una constante, y X:
X = K v (T + θ )α
vg es el volumen molar y α y θ constantes. K es un covolumen, definido como:
K = k ∑ xi ki
Donde K es una constante, x¡ la fracción molar y k¡ el covolumen de cada especie gaseosa
Las ecuaciones anteriores permiten el cálculo de los parámetros de la detonación en los cálculos termodinámicos.
1.3.3.5 FISICO – QUMICA DE LOS EXPLOSIVOS
En las mezclas explosivas, la liberación de la energía es optimizada haciendo el balance de oxígeno cero. Si un explosivo está balanceado en oxígeno se puede expresar por:
OB = O0 - 2CO2 - H2O = 0
También se puede expresar como:
OB = O0 - 2C0 - 1/2 H0
Donde O0, C0 y H0 representan el número de átomos-gramo por unidad de peso de la mezcla explosiva. La determinación de los atm-gr. de cada elemento servirá para determinar el calor liberado por el explosivo.
El calor de detonación puede ser determinado de la Ley de Hess:
Q = Σ Hf 0
(productos) - Σ Hf 0
(reactantes)
Dónde: Σ Hf0 se refiere al calor de formación en condiciones normales.
El principio de balance de oxígeno se ilustra mejor por la reacción de las mezclas de nitrato de amonio y petróleo llamado AN/FO. Los efectos del contenido incorrecto de petróleo se aprecian en la tabla 1.1.
TABLA 1.1. Pérdida de energía en el AN/FO por contenido incorrecto de petróleo Condición % FO Pérdida de
energía (%)
Efecto en la voladura Balance de oxígeno 5,5 Ninguna Mejores resultados Bajo contenido de
petróleo
5,0 4,0 3.0
5,2 12,1 20,0
Exceso de oxígeno, gran pérdida de energía, produce gases nitrosos. Humos anaranjados.
Alto contenido de petróleo
7,0 8,0 9,0
1,5 2,9 4,9
Oxígeno insuficiente Menor pérdida de energía, humos oscuros.
Fuente: Explosives and Rock Blasting. Atlas Powder. 1987.
1.3.3.6 ENERGIA DE LAS MEZCLAS EXPLOSIVAS
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 1.2
TABLA 1.2. Distribución de la energía en diferentes eventos
EVENTO %
Desmenuzamiento de la pared del taladro 5
Formación de fractura(radial y de tensión) 10
Corte 5
Calor y Luz 20
Movimiento de la masa rocosa 15
Vibración del terreno 30
Presión de aire 15
TOTAL 100
Fuente: Explosives and Rock Blasting, Atlas Powder. 1987.
Hagan (1977) estima que el 15% de la energía total generada en la voladura es aprovechada en los mecanismos de fracturamiento y desplazamiento de la roca. Según Rascheff y Goemans (1977) han establecido que la energía aprovechada varía entre el 5% y 50% de la energía total dependiendo del tipo y la clase de explosivo utilizado.
La utilización de la energía explosiva está gobernada por las leyes de conservación de la energía, masa y tiempo. La energía de la mezcla explosiva es liberada en la roca circundante en dos formas diferentes: Presión de detonación (energía de tensión) que ejerce una fuerza de fragmentación sobre la roca y la Presión de taladro (energía de burbuja) que se debe a la formación de gases y es causa principal del desplazamiento de la masa rocosa. La energía de burbuja puede ser calculada con la siguiente ecuación:
𝑬𝒃= 𝟎. 𝟔𝟖𝟒 𝑷𝒉𝟐.𝟓 𝒕𝟑 𝝆𝒘−𝟏.𝟓 Done:
Eb = Energía de burbuja Ph = Presión hidrostática
t periodo de tiempo entre la pulsación del choque y la primera implosión de la burbuja, ρw densidad del agua
1.3.3.6.1 Determinación de la Energía
La energía explosiva puede ser medida o calculada para determinar su rendimiento termoquímico de la mezcla explosiva.
1.3.3.6.1.1 Medición de la Energía
La medición de la energía de una mezcla explosiva, generalmente, se realiza por comprobación a otra de características ya conocidas. Para esta medición se usa los métodos siguientes:
1. Ensayo del mortero balístico.
2. Ensayo de Trauzl en bloque de plomo.
3. Ensayo de brisance.
4. Concepto de potencia por peso.
5. Ensayo de energía de burbuja bajo el agua.
El método más usado es el ensayo de energía de burbuja bajo el agua; éste es el más recomendable. Ver figura 2.3
Figura 1.7 Esquema para la medición de la energía del explosivo bajo el agua.
Fuente: Explosives and Rock Blasting. Atlas Powder. 1987
1.3.3.6.1.2 Cálculo de la Energía
La energía explosiva es calculada usando técnicas basadas en las leyes de la termodinámica, siguiendo estrictamente principio químicos y matemáticos. La energía de los explosivos se puede expresar en Kcal/kg o MJ/kg.
Los valores obtenidos de esta manera representan el trabajo teórico disponible del explosivo asumiendo 100% de eficiencia.
1.3.3.6.2 Potencia de los Explosivos
La potencia es la medida de la cantidad de energía de un explosivo. Se expresa como potencia absoluta por peso (AWS) y potencia absoluta por volumen (ABS). También se puede expresar como una comparación de la energía de un explosivo respecto al del ANFO, el cual es tomado como
el 100%, obteniéndose la potencia relativa por peso o la potencia relativa por volumen
1.3.3.6.2.1 Potencia Absoluta por Peso (AWS)
Esta es la medida de la cantidad de energía disponible (en calorías), en cada gramo de explosivo. Ejemplo: la AWS del ANFO es 900 cal/g.
1.3.3.6.2.2 Potencia Absoluta por Volumen (ABS)
Esta es le medida de la cantidad de energía disponible (en calorías) en cada centímetro cúbico de explosivo. Esto se obtiene multiplicando la AWS por la densidad del explosivo ABS = AWS x δexplosivo
1.3.3.6.2.3 Potencia Relativa por Peso (RWS)
Esta es la medida de la energía disponible de explosivo comparado a un peso igual de ANFO. Esta se calcula dividiendo la AWS del explosivo por la AWS del ANFO y multiplicado por 100.
𝑅𝑊𝑆 = 𝐴𝑊𝑆 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜
𝐴𝑊𝑆 𝐴𝑁𝐹𝑂 𝑋 100 (1)
1.3.3.6.2.4 Potencia Relativa por Volumen (RBS)
Esta es la energía disponible por volumen de explosivo comparado a igual volumen de ANFO, con una densidad de 0,85 g/cc. Esto se calcula dividiendo la ABS de un explosivo por la ABS del ANFO y multiplicado por 100.
𝑅𝐵𝑆 = 𝐴𝐵𝑆 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜
𝐴𝐵𝑆 𝐴𝑁𝐹𝑂 𝑋 100 (2)
1.3.3.7 Eficiencia de los Explosivos
Este factor es un índice del grado de aprovechamiento práctico de la energía liberada por una mezcla explosiva, en relación a los parámetros termodinámicos calculados en forma teórica.
La eficiencia total es una función de muchas variables, algunas de las cuales son internas e inherentes dentro del explosivo por la virtud de su formulación química y algunas de las cuales son externas y parte del diseño de la voladura o condiciones encontradas en el lugar.
Las variables externas que pueden afectar la eficiencia total de un explosivo incluyen, a la eficiencia de la iniciación, condiciones de agua, diámetro de carga, longitud de carga, grado de confinamiento, temperatura, efectos de la detonación de cargas explosivas adyacentes, etc.
Las mediciones de las eficiencias de los explosivos han sido desarrolladas para evaluar la potencia práctica del explosivo y sugieren sus propiedades en el campo. La eficiencia es posible determinar empíricamente mediante la técnica de la "energía de burbuja" en las voladuras bajo el agua, y se mide como el porcentaje de energía aprovechable. Mediciones efectuadas en los Estados Unidos permiten obtener los siguientes rangos de factores de eficiencia para las distintas familias de explosivos. Ver tabla 2.3.
TABLA 1.3. Eficiencia de los Explosivos
MEZCLA EXPLOSIVA EFICIENCIA (%)
Explosivos moleculares 95-100
Emulsiones 90-95
Anfos pesados bombeables 75-90
Anfos pesados comunes 65-85
Acuageles 55-70
AN/FO 60-80
SANFO 50-70
Fuente: Explosives and Rock Blasting. Atlas Powder. 1987.
1.3.3.8 Factor de Energía
La preocupación para poder cuantificar el rendimiento del explosivo utilizado hizo que se utilice el factor de carga. En el factor de carga se supone que el peso del explosivo es igual a la energía explosiva; esto es incorrecto. Un kg. de dinamita, AN/FO o emulsión, tienen rendimientos de energía diferentes. Podría ser válida cuando el taladro tiene un solo tipo de explosivo, ¿Cómo se podría expresar el factor de carga si en un taladro hubiera dos o más tipos de mezclas explosivas? Esta situación justifica el uso del Factor de energía Con los explosivos antiguos la energía explosiva aumentaba directamente con la densidad;
pero, actualmente se puede encontrar dos tipos de explosivos con la misma densidad pero
con diferentes rendimientos de energía; ejemplo, en las emulsiones. Entonces es necesario utilizar el factor de energía.
El factor de energía es un parámetro que nos permite determinar la cantidad de energía usada para fragmentar una tonelada de mineral o un metro cúbico de material estéril (en el movimiento de tierras), y se puede usar la siguiente relación:
𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔í𝑎 = 𝐾𝑐𝑎𝑙 (𝑀𝐽) 𝑑𝑒 𝑒𝑛𝑒𝑟𝑔í𝑎
𝑇𝑀 ó 𝑚3 𝑑𝑒 𝑚𝑎𝑡𝑒𝑟𝑖𝑎𝑙 𝑓𝑟𝑎𝑔𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑑𝑜 (3)
1.3.4. Caracterización matemática del modelo de la potencia relativa por volumen (RBS)
1.3.4.1 Modelo de Crosby & PInco
En el artículo “More Power to the Pop” escrito por W. Crosby y M. Pinco, ambos científicos plantean un modelo matemático basado en la potencia relativa por volumen (RBS), que en el caso de no cambiar el diámetro del taladro, se puede determinar nuevas dimensiones del burden y el espaciamiento, utilizando un nuevo explosivo de una potencia relativa por volumen en particular en vez del explosivo en uso, pero en este caso es necesario mantener invariables las dimensiones del taco (el volumen de explosivo es invariable) y la sobre perforación, las nuevas dimensiones se pueden calcular con la ecuación siguiente:
𝑅𝑊𝑆 = [𝑅𝐵𝑆𝑎𝑅𝐵𝑆𝑢]1/3𝑥 𝐷𝑢 = 𝐷𝑎 (4)
Donde:
RBSu = explosivo en uso.
RBSa = explosivo a usar.
Du = dimensión en uso.
Da = dimensión a usar.
1.3.5 Fragmentación:
1.3.5.1 Mecanismo de fragmentación de la roca:
Durante la detonación de un explosivo dentro del macizo rocoso se distinguen dos fases de acción:
Se produce un fuerte impacto debido a la onda de choque.
Actúan los gases a gran volumen y elevada temperatura.
Las ondas de choque se producen a causa de la detonación del explosivo confinado dentro del taladro. Ésta onda produce un efecto de comprensión que se propaga a través del macizo rocoso circundante como, y al llegar a una espacio vacío (cara libre), ese esfuerzo se refracta como esfuerzo de tracción.
Según Bernaola, Castilla y Herrera (2013), “Esta primera onda de choque recorre la roca circundante a velocidades entre 3.000 y 5.000 m/s” y que “la resistencia a tracción de la roca es del orden de 10 a 100 veces menor que su resistencia a compresión”, por lo tanto, éste esfuerzo de comprensión y tracción hacen que el macizo rocoso se fracture alrededor del taladro.
Posterior a la onda de choque (la propagación de ondas de comprensión y reflexión en ondas de tracción), los gases producto de la descomposición del explosivo se expanden a altas presión y temperatura. Los gases, hacen que las fisuras se extiendan y desplazan a la roca fragmentada.
Figura 1.8. Esfuerzo en función del tiempo a diferentes distancias al centro del barreno - Fuente: Bernaola, Castilla y Herrera. (2013) Perforación y Voladura de Rocas en
Minería. Madrid.
1.3.5.2 Teorías de la fragmentación de las rocas:
1.3.5.2.1 Teoría de la reflexión:
Sostiene que las ondas de compresión producidas por la detonación del explosivo se propagan mediante la roca y al alcanzar una cara libre, se reflejan como ondas de tracción. Las ondas de compresión agrietan mínimamente a la roca, mientras las ondas de tracción son las mayores responsables de la fragmentación y el desplazamiento del material.
Figura1.9. Teoría de reflexión
Fuente: Ames Lara, V. (2012) Perforación y Voladura de Rocas I
1.3.5.2.2 Teoría de la expansión de los gases
Son dos puntos que destaca esta teoría producidos por la presión de los gases en expansión. Primero, las grietas se inician a una distancia de 2 taladros radiales fuera del taladro y estas grietas se extienden hacia el centro del taladro y hacia la cara libre. Segundo, el desplazamiento del material fragmentado, por la acción de los gases en gran volumen, se da una vez que las grietas llegan a la cara libre.
1.3.5.2.3. .Rotura por flexión
La rotura por flexión se explica tratando a la roca como una viga rectangular que se trata doblar o quebrarlo. La presión de taladro por un pequeño intervalo de tiempo.
Mientras que la presión de gas se sostiene más largamente y es el encargado del 90% de la energía para fragmentar a la roca.
Figura 1.10.. Modelo de flexión de la viga antes de la detonación.
Fuente: Ames Lara, V. (2012) Perforación y Voladura de Rocas I.
Figura 1.11 Modelo de flexión de la viga después de la detonación Fuente: Ames Lara, V. (2012) Perforación y Voladura de Rocas I
1.3.5.2.4. Teoría combinada
Combina las teorías antes vistas en tres etapas. Primero, el explosivo detona ya la alta presión de taladro agrieta el área adyacente del taladro. Segundo, las ondas de compresión al alcanzar una cara libre se refleja en ondas de tensión. Tercero, La presión de los gases en expansión amplía las grietas primarias y desplazan al material fragmentado.
Figura 1.12. Teoría combinada: Ondas de tensión, rotura por flexión y expansión de gas.
Fuente: Ames Lara, V. (2012) Perforación y Voladura de Rocas I
Sin embargo, en todas las teorías se pueden observar los siguientes efectos claramente identificables que suceden uno tras otro en paralelo con intervalos de tiempo imperceptibles:
Detonación del explosivo
Propagación de la onda de choque por el macizo rocoso
Expansión de gas a altas presión y temperatura
Movimiento de material o masa rocosa fragmentada
En la detonación de un único taladro aislado de alguna cara libre se pueden observar el mecanismo de fracturación de la roca. Entonces con éste ensayo se distingue en primera instancia, que en las zonas cercanas radialmente se producen los siguientes fenómenos
Ensanchamiento del taladro a causa del efecto de compresión de la onda de detonación; y,
Creación de fisuras generadas por el efecto de tracción de la onda de detonación.
Estas fisuras son de tipo radial y a veces muy difíciles de observar.
Figura 1.13. Tipos de fisuras en las proximidades del taladro.
Fuente: Bernaola, Castilla, Herrera. (2013) Perforación y Voladura de Rocas en Minería. Madrid.
Esta etapa es básicamente de rotura de la roca. En ella es empleada la parte de energía del explosivo que corresponde a la onda de detonación y que no alcanza valores superiores al
10% de la energía total del explosivo. En el caso de existencia de una cara libre en las proximidades del taladro, la onda de choque será reflejada en esa superficie, produciendo sobre ella un esfuerzo de tracción, encontrando la roca una libertad de desplazamiento que permite la ampliación del radio fisurado y la fragmentación de la roca en esa cara libre.
A esta primera fase de formación de grietas le sigue una segunda fase, más lenta, en la cual los gases del explosivo a elevada presión y temperatura penetran por estas fisuras originalmente creadas por la onda de detonación, abriéndolas totalmente y lanzando la roca hacia adelante en su frente libre.
Figura 1.14. Agrietamiento radial y rotura por reflexión de la onda de choque.
Fuente: ITGM -España. (1991). Manual de Perforación y Voladura de Rocas.
1.4 Justificación del problema
En nuestro país no se utiliza el diseño de las mallas de perforación y voladura utilizando la energía de explosivo, así como existe desconocimiento que la mejor evaluación del rendimiento de un explosivo es por medio del factor de energía porque 1 kilogramo de cada tipo de explosivo libera diferentes cantidades de energía.
1.5 Enunciado del Problema
¿Es la utilización de la potencia relativa por volumen el mecanismo más eficiente para el diseño de mallas de perforación en el Tajo Chalarina-Minera Shahuindo?
1.6 Hipótesis
La utilización de la potencia relativa por volumen es el mecanismo más eficiente para el diseño de mallas de perforación y voladura; evitando las pruebas de ensayo y error, que generan pérdidas en tiempo y dinero para las Empresas.
1.7 Objetivos
1.7.1 Objetivos Generales
Reconocer la influencia de la potencia relativa por volumen en el eficiente diseño de las mallas de perforación y voladura para una buena fragmentación de la roca.
1.7.2 Objetivos Específicos
Mejorar el grado de fragmentación de las rocas.
Determinar la diferencia económica (ganancia o pérdida) que sufre el proceso de voladura como resultado de la variación del diseño de las mallas de voladura.
Demostrar que el modelo matemático de potencia relativa por volumen es una herramienta eficiente para el diseño de mallas de perforación.
CAPITULO II
MATERIALES Y MÉTODOS 2.1 Material de estudio
2.1.1 Población
La población esta compuestas por las mallas de perforación y voladura en general del proyecto minero Shahuindo
2.1.2 Muestra
Como muestra para el presente estudio, se toman los bancos principales de minado tanto para mineral y desmonte de Minera Shahuindo en el Tajo Fase 01 denominado Chalarina.
2.1.2.1 MINERA SHAHUINDO 2.1.2.1.1 UBICACIÓN:
El Proyecto Shahuindo se encuentra ubicado en el norte del Perú, en el distrito de Cachachi, provincia de Cajabamba, en el departamento de Cajamarca;
aproximadamente a 80 km al sur de Cajamarca y 15 km oeste de la ciudad de Cajabamba. La elevación de esta zona varía entre 2500 y 3 300 msnm. 7 grados 25 minutos sur, longitud 78 grados 25 minutos oeste (coordenadas UTM [Universal Transversal de Mercator] 9,158,000-Norte y 807,000-Este Zona 17S, datum PSAD 56),
Figura 2.1. Ubicación de Minera Shahuindo.
Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
2.1.2.1.2. ACCESIBILIDAD:
La mina es accesible desde la ciudad de Trujillo por dos rutas:
Tabla 2.1. Rutas de Acceso para el Sector Panamericana Norte – Cajabamba
Alternativa Descripción
1 Ciudad de Dios - Chilete - Cajamarca - San Marcos - Cajabamba 2 Trujillo - Dv. Otuzco - Huamachuco - Cajabamba
Fuente:. Ministerio de Transportes
Tabla 2.2. Rutas de Acceso para el Sector Cajabamba – Shahuindo
Alternativa Descripción
1 Dv. Mina 1 - Chuquibamba - Quillispampa - Moyan Bajo - Mina 2 Cajabamba - Chuquibamba - Quillispampa - Moyan Bajo - Mina 3 Dv. Mina 2 - Chingol - Moyan Bajo - Mina
4 Dv. Mina 2 - Chingol - Shahuindo Bajo - Mina 5 Dv. Mina 2 - Chingol - Siguis - San José - Mina 6 Huamachuco - Sanagoran - Cachachi - La Cruz - Mina
Fuente:. Ministerio de Transportes
2.1.2.1.3 GEOLOGÍA:
Para el depósito Shahuindo, la característica más importante es la mineralización cerca de la superficie relativamente continua, que se extiende sobre una longitud de más de 4km de largo por 0.5km de ancho. Dentro de la gran cáscara continua mineralizada de baja ley, las más altas leyes de oro y plata se relacionan generalmente a estructuras casi verticales y buzamiento hacia el sur oeste alojados dentro de rocas sedimentarias variablemente silicificadas, principalmente en la Formación Carhuaz, o a lo largo del contacto entre la roca sedimentaria con el pórfido dacítico. Dentro de esta zona central del recurso, existe una cobertura coluvial de hasta 70 metros de espesor. Este coluvio tiene residuos débilmente mineralizados, una parte del cual se incluye en el recurso actual.
La mineralización delineada hasta la fecha muestra una combinación de controles estructural y estratigráfica. La mineralización típicamente se desarrolla mejor en las rocas sedimentarias brechadas de la formación Carhuaz, a menudo en el contacto con el pórfido dacitico medianamente alterado.
En las facies de óxido, que se interpreta como el resultado de procesos de meteorización, el oro y la plata se asocian con la presencia de jarosita y hematita. En las facies de sulfuros, el oro es típicamente muy fino; las especies minerales no han sido identificadas. La pirita de grano fino forma una clara asociación con mineralización de oro y ocurre como diseminaciones, vetillas y cuerpos de recambio semi-masivos. La tetrahedrita, esfalerita, galena, arsenopirita, estibina y covelita también han sido reportados asociados a la pirita.
Aunque la plata nativa ha sido identificada en San José y en la histórica mina Shahuindo, la plata por lo general se encuentra en sulfo-sales en Shahuindo.
Existe superposición y relleno de espacios abiertos por pirofilita, alunita, diáspora, monacite, zircón y rutilo. Además se tiene espacios abiertos rellenos por pirita, tetraedrita, esfalerita, arsenopirita, galena, estibina y covelita.
La pirita es el más abundante de los sulfuros y ocurren en dos morfologías:
Pirita de grano < 100µ, ocurre separados uno de otro en discontinuas bandas y nódulos o diseminado a través de la roca. Ellos tienen abundante inclusiones de cuarzo y carecen de prominentes anillos de variable contenido de arsénico. La interpretación de esta pirita es que cristalizó rápidamente durante el tectonismo, tiene inclusiones de otros minerales y no tiene desarrollo de anillos de crecimiento de variable composición durante la evolución de los fluidos hidrotermales.
Granos de pirita < 10µ, se presentan en bandas laminadas planas y curvadas que se cortan entre laminas planas, dando aspecto típico de shear zone. La zonación de sulfuros indican que la pirita comúnmente tienen ampollas de tetraedrita, esfalerita, galena, arsenopirita, estibina y covelita adheridos a sus márgenes o menos común como diseminados.
Trazas de arsenopirita, calcopirita, esfalerita y galena se han observado y parecen estar mejor desarrolladas a lo largo de la zona enriquecida supergéna en la base del nivel de oxidación.
La zona Este, donde se ubica el Start pit está situada al sureste de la zona Central, está limitada por la falla Choloque el noroeste y por la intersección de un posible falla de desprendimiento con un alto topográfico del sureste. El start pit tiene una longitud de 0,55 kilómetros x 0.35km, alojado en la formación Carhuaz con mineralización en óxidos y sulfuros, y no hay afloramientos de pórfido en esta zona.
La mineralización tiene una morfología de hongo alojada en brechas hidrotermales y mineralización estrato-ligada sub-horizontal por encima de una posible falla de desprendimiento en calizas de la formación Santa, y dos "tallos" se extiende por debajo del desprendimiento subcutáneo. Cuerpos mineralizados verticales con tendencia norte-sur de tres metros de espesor sobre la falla Choloque se intersectan con brechas hidrotermales
noroeste-sureste. Dentro de la zona Este, la oxidación llega a profundidades de más de 200 metros
Figura 2.2. Sección de tipo de mena del start pit (huangamarca) Fuente:. Geología Mina Shahuindo
Figura 2.3. Sección de Tipo de Mena del Start Pit (Huangamarca) Fuente:. Geología Mina Shahuindo
Tabla 2.3. Características del material de la Unidad Minera Shahuindo
Fuente:. Geología Mina Shahuindo
2.1.2.1.4 OPERACIONES:
2.1.2.1.4.1 CARGUIO
Las operaciones de carguío se realizarán mediante dos excavadoras Hidráulicas Cat- 374 DL, con una capacidad de cuchara de 4.6 m3.
Para cumplir el plan de producción promedio se necesitará alrededor de 2 unidades de carguío. Se prevé una productividad de 830 t (húmedas)/h y una disponibilidad mecánica del 86% y una tasa de utilización del 90%. Con la aplicación del factor de eficiencia de operación, las excavadoras pueden operar 6,500 horas efectivas por año.
Tabla 2.4. Parámetros Excavadora Hidráulica Cat – 374 DL
Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
Ítem Value
Toneldas de Mineral Tratado 37,847,000t
Ley Promedio de Oro 0.84 g/t
Ley Promedio de Plata 9.50 g/t
Ley Promedio de Oro Equivalente 1.02 g/t
Onzas Recuperables de Oro 876,000 oz
Onzas Recuperables de Plata 1,734,000 oz
Onzas Recuperables de Oro Equivalente 909,500 oz
Toledas de Desmonte 72,267,000 t
Margen de Desmonte 1.91 : 1
Disp. % 86%
Eficiencia
Operativa % 90%
Capacidad
Cucharón M3 4.6
Factor Llenado
Cucharón % 95%
Tiempo Promedio
del Ciclo segundo 40
Figura 2.4. Excavadora Cat – 374 DL Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
2.1.2.1.4.2 ACARREO
La operación de transporte es fundamental para la operación minera. Teniendo en cuenta la cantidad de material que se va a mover por esto la eficacia de la flota de camiones será fundamental para el éxito del plan de minado. Se proyecta trabajar con camiones marca Volvo FM 6x4, con un ciclo de distancia promedio de 19.4 minutos o 3.1 ciclos por hora teniendo como productividad promedio 108 t (húmedas)/h Con una disponibilidad mecánica de 85% y una utilización del 86% se llegará a 6,200 horas efectivas de funcionamiento cada camión al año. Basado en estos supuestos, una flota de 19 camiones será necesaria durante la operación
Tabla 2.5. Parámetros Camión Volvo FM 6x4
Disp. % 85%
Utilización % 86%
Capacidad Tonelaje M3 20
t (secas) 32
Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
Figura 2.5. Camión Volvo FM 6x4 Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
2.1.2.1.4.3 PERFORACIÓN
Se cuenta con dos perforadoras principales D245S Sandvik con una velocidad promedio de 30m/h encargadas de perforar los taladros de producción, cuyo diámetro de broca es de 5 ¾ pulgadas.
Figura 2.6. Perforadora D245S Sandvik Fuente:. Operaciones Mina Shahuindo
2.2 Método y Procedimiento
2.2.1 Método:
La metodología aplicada en el presente estudio es experimental. El estudio comprende las siguientes etapas:
Trabajo de campo:
Basado en el diseño de las mallas de perforación, para así de esta manera manipular la variable independiente, observación y la toma de datos. Para contrarrestar las condiciones adversas y corregir las desviaciones que se vienen observando en el proceso de perforación y voladura. Se hará el seguimiento al proceso de perforación y voladura para verificar el cumplimiento del diseño. Además se realizara el seguimiento al carguío del material para verificar la fragmentación y la importancia que tiene la fragmentación en todo el proceso de minado.
Trabajo de gabinete:
Los datos obtenidos en campo son ordenados, procesados e interpretados, orientando esta información a la obtención de resultados que determinen la influencia de la energía relativa por volumen (RBS) en el diseño de las mallas de perforación y voladura.
Esto será corroborado analizando con el diseño de las mallas de perforación y voladura sin el huso del parámetro de la energía relativa por volumen (RBS) calculando los costos de perforación y voladura.
Los resultados de este análisis y su posterior comparación permitirán determinar la influencia de la energía relativa por volumen en el diseño de las mallas de perforación y
voladura tanto de manera económica y operativa, verificando la reducción de taladros de perforación, aumento de volumen roto por voladura y mejorando la fragmentación lo que se traduce en reducción de costos y generando mayor ganancia para la empresa.
La metodología para desarrollo del proyecto se presenta en el siguiente flujograma:
Figura 2.7: Flujograma de procedimiento de trabajo Fuente:. Propia
Recopilación de datos de la voladura con los nuevos parámetros de diseño de las mallas de perforación
Procesamiento de datos y comparación de los resultados
Determinación de la variación de la productividad de la voladura antes y después del diseño de las nuevas
mallas de perforación.
Análisis de resultados
Determinación de la diferencia económica que sufre el proceso de perforación y voladura como resultado de la variación de los parámetros de diseño.
Recopilación de datos del diseño de las mallas de perforación y voladura
Ejecución de la perforación y voladura.
Planificación de las zonas donde se va a perforar
Demostración (o no) de la reducción de costos con los nuevos parámetros de las mallas de perforación y voladura.
2.2.2 Procedimiento:
2.2.2.1 Aplicación del modelo matemático que utiliza la potencia relativa por volumen (RBS)
2.2.2.1.1 Parámetros de diseño:
2.2.2.1.1.1 Básicos
Los parámetros básicos que se toman en cuenta en el diseño de un tajo abierto se resumen en la Tabla 2.6.
Tabla 2.6. Parámetros Básicos del Tajo
Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
2.2.2.1.1.2 Principales
De acuerdo a las condiciones geológico mineras del Tajo se han determinado los parámetros geométricos de diseño que se resume en la Tabla 2.7.
DATOS PARAMETROS PROPORCIONADO POR
Producción diaria 10,000 t Planeamiento Mina
Topografía base Topografía
Modelo de Bloques Geología Mina
Diseño de pit final Planeamiento Mina
Dilución 5% Planeamiento Mina
Perdida 2% Planeamiento Mina
Talud final 65° Planeamiento Mina
Recuperación
Proyectada 67% Planta
Tabla 2.7. Parámetros de diseño del Tajo
DATOS Cantidad Unidad
Altura de banco 6 m
Angulo de talud de banco 65 grados
Ancho de berma inter banco 5 m
Ancho de rampa principal 10 m
Ancho de vías 10 m
Angulo de talud final inter
rampa 34 grados
Fuente: Oficina de Planeamiento Shahuindo
Figura 2.8 Diseño del Tajo Chalarina Fase 01 Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
Figura 2.9 Sección A-A´ de tajo Chalarina Fase 01 Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
Figura 2.10 Sección B-B´ de tajo Chalarina Fase 01 Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
2.2.2.1.2 PERFORACION Y VOLADURA
Los principales parámetros de perforación y voladura se resumen en la Tabla 2.8. (ver anexo 01)
TABLA 2.8. Parámetros de perforación y Voladura antes del uso de la RBS
Fuente:. Planeamiento Mina Shahuindo
2.2.2.1.3 DISEÑO DE LA MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA CON EL CRITERIO RBS
2.2.2.1.3.1 Condiciones cuando se usaba EMULSIÓN (Slurrex G)
Antes de la aplicación del trabajo de investigación se utilizaba como explosivo la Emulsión, para lo cual se tenía las siguientes condiciones:
Tabla 2.9. Parámetros de perforación
Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
Tabla 2.10. Parámetros de accesorios de voladura Explosivos y accesorios:
Exsanel Dual 17/800 ms
Booster 1 Lb Ubicado a 0.5 m del fondo Fuente: Operaciones Mina Shahuindo MATERIAL Dimensiones Altura de
Banco (h)
Sobre Perforación
(ls)
Longitud de Perforación
(Lp)
Longitud de carga (Lq)
Longitud de Taco (t)
B (m) E (m) m m m m m
Mineral 3.38 3.9 6 0.5 6.5 3.2 3.3
Desmonte 3.55 4.1 6 0.5 6.5 3.1 3.4
Dato Cantidad Unidad
Roca Mineral
Densidad de roca 2,24 t/m3
Profundidad de taladro 6,50 m
Altura de banco 6 m
Burden 3.38 m
Espaciamiento 3.9 m
Taco 3.3 m
Diámetro de perforación 5 ¾ pulgadas
Tabla 2.11. Parámetros del explosivo usado Emulsión Gasificada
Slurrex-G densidad: 1.3 gr/cm3
Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
Figura 2.11 Parámetros de diseño para la Emulsión Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
2.2.2.1.3.2 Cálculo de las nuevas dimensiones
Para el diseño de las nuevas dimensiones geométricas se tomará en cuenta el Quantex (producto de exsa)
Tabla 2.12. Energía de los explosivos usados.
Características EMULSIÓN QUANTEX
Densidad (gr/cm3) 1.31 1.35
Energía kcal/kg 551 573
Energía MJ/kg 2.31 2.4
Velocidad (VOD) m/s 5,200 5,400
Potencia Relativa por Peso (RWS) 0.61 0.64 Potencia Relativa por Volumen
(RBS) 0.96 1.02
Fuente: Exsa
Haciendo uso de las consideraciones para la aplicación de la ecuación 3.6, se puede calcular las nuevas medidas del burden y el espaciamiento. Se considera un ANFO de densidad 0,84 g/cc y energía de 3,75 MJ/kg.
En el presente trabajo se realizará el reemplazo de la Emulsión Gasificada con Quantex.
Utilizando la formula N° 4 de Modelo de Crosby & PInco para realizar los cálculos de las nuevas dimensiones tanto para el burden como el espaciamiento.
𝑅𝑊𝑆 = [𝑅𝐵𝑆𝑎 𝑅𝐵𝑆𝑢]
1/3
𝑥 𝐷𝑢 = 𝐷𝑎
2.2.2.1.3.2.1 Mineral:
Burden
[𝟏.𝟎𝟐𝟎.𝟗𝟔]𝟏/𝟑x 3.38m = 3.46m
Espaciamiento
[𝟏.𝟎𝟐𝟎.𝟗𝟔]𝟏/𝟑x 3.90m = 4.00m
2.2.2.1.3.2.2 Desmonte:
Burden
[𝟏.𝟎𝟐𝟎.𝟗𝟔]𝟏/𝟑x 3.55m = 3.64m
Espaciamiento
[𝟏.𝟎𝟐𝟎.𝟗𝟔]𝟏/𝟑x 4.10m = 4.20m
TABLA 2.13. Resumen de las nuevas dimensiones de burden (B) y espaciamiento (E)
Fuente: Propia
En la tabla anterior se observa que se puede determinar las nuevas dimensiones de burden y espaciamiento para los diferentes tipos de materiales, tomando en cuenta los diferentes tipos de explosivos de los cuales se considera su potencia relativa por volumen (RBS), y esto tiene como ventaja evitar las pruebas de ensayo y error, porque los valores calculados nos dan la idea de las nuevas dimensiones de la malla por el cambio de los explosivos con mayor cantidad de energía.
2.2.2.1.3.3 Características de las voladuras de prueba utilizando Quantex
Se tiene las nuevas dimensiones del burden y espaciamiento con las siguientes características.
POTENICA RELATIVA POR VOLUMEN (RBS)
TIPO DE MTAERIAL
Mineral Desmonte
B (m) E (m) B (m) E (m)
0.96 3.38 3.9 3.55 4.1
1.02 3.46 4.0 3.64 4.2
Tabla 2.14. Parámetros de perforación
Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
Tabla 2.15. Parámetros de accesorios de voladura Explosivos y accesorios:
Exsanel Dual 17/800 ms
Booster 1 Lb Ubicado a 0.5 m del fondo Fuente: Exsa
Tabla 2.16. Parámetros del explosivo usado Emulsión Gasificada
Quantex densidad: 1.35 gr/cm3
Fuente: Exsa
Dato Cantidad Unidad
Roca Mineral
Densidad de roca 2,24 t/m3
Profundidad de taladro 6,50 m
Altura de banco 6 m
Burden 3.46 m
Espaciamiento 4.0 m
Taco 3.4 m
Diámetro de perforación 5 ¾ pulgadas
Figura 2.12 Parámetros de diseño para el Quantex Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
2.2.2.1.4 Cálculo del Factor de Energía
Se calcula el factor de energía de los resultados mostrados en la Tabla 08. Para la Emulsión Gasificada, tiene una energía de 2.31 MJ/kg.; el diámetro de taladro es 5
¾” igual a 14,605 cm., altura de banco 6 m y longitud de carga de 3.3 m
Toneldad de Mineral:
Tonelaje = volumen x densidad
TM=3.38 m x 3.90 m x 6.00 m x 2,24TM/m3
= 184.30 TM.
Energía de la Emulsión en el taladro:
Energía total = π x diámetro2 x longitud de carga x densidad x energía/40 Energía total = π x (14.605 cm)2 x 3.2 m x 1.31 g/cc x 2.31 MJ/kg/40
Energía total = 167.3 MJ
Factor de Energía: Para calcular el factor de energía aplicamos la formula N° 3 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔í𝑎 = 𝐾𝑐𝑎𝑙 (𝑀𝐽) 𝑑𝑒 𝑒𝑛𝑒𝑟𝑔í𝑎
𝑇𝑀 ó 𝑚3 𝑑𝑒 𝑚𝑎𝑡𝑒𝑟𝑖𝑎𝑙 𝑓𝑟𝑎𝑔𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑑𝑜
F.E. = 167.3 MJ / 184.3 Tn = 0.91 MJ/Tn
Con los mismos procedimientos podemos calcular el factor de energía del Quantex y demás materiales de la tabla 2.14. y presentar la Tabla 2.17.
TABLA 2.17. Resumen de los factores de energía.
Fuente: Propia
Como se puede ver en la tabla anterior el factor de energía es el mejor parámetro para cuantificar el rendimiento del explosivo porque la energía del explosivo es el que fragmenta al macizo rocoso.
POTENICA RELATIVA POR VOLUMEN (RBS)
TIPO DE MTAERIAL
Mineral Desmonte
B (m)
E (m)
F. E.
(MJ/Tn)
B (m)
E (m)
F. E.
(MJ/Tn)
0.96 3.38 3.9 0.91 3.55 4.1 0.82
1.02 3.46 4.0 0.93 3.64 4.2 0.84
2.2.2.2 Calculo computacional de las mallas de perforación y voladura
Para realizar el diseño de las mallas de perforación, se utiliza el Sofware Vulcan en su versión 9.0.2 con el módulo denominado Drill and Blast. (El cálculo se adjunta en el anexo 2)
2.2.2.2.1 Calculo computacional de la malla para mineral cuando se usaba EMULSIÓN (Slurrex G)
Tabla 2.18. Parámetros de perforación para mineral con Emulsión
Fuente: Operaciones Mina Shahuindo
Dato Cantidad Unidad
Roca Mineral
Tipo de malla Triangular
Densidad de roca 2,24 t/m3
Profundidad de taladro 6,50 m
Altura de banco 6 m
Burden 3.38 m
Espaciamiento 3.9 m
Taco 3.3 m
Diámetro de perforación 5 ¾ pulgadas
