TESIS PARA OBTENER EL TITULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS

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i

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

FACULTAD DE INGENIERIA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

“Incremento de producción implementando malla de perforación para voladura en unidad minera Chavincha – Minercobre 2021”

AUTOR

Br. Grados Hurtado Luis Miguel

ASESOR

Mg. Siccha Ruiz Alex Orlando

TRUJILLO – PERU

2021

TESIS

PARA OBTENER EL TITULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

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Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajo la misma licencia 2.5 Perú.

ii DEDICATORIA

Dedicado al Dios todopoderoso omnisciente, omnipotente y omnipresente Yahveh que me envió a este mundo para cumplir su propósito, y por darme las

fuerzas necesarias para estudiar y seguir adelante en esta hermosa, sacrificada profesión.

Así como también dedico esta investigación con todo mi amor y estima a mi esposa Xaviera Sussete Girón Flores que, con su amor diario, me da ejemplo a

seguir mejorando cada día.

A mis hijos Gabriel Miguel y Rafaella Suzette, mis mejores motivaciones para seguir adelante.

A mis padres Luis Alberto ✞ y Miriam por su incondicional y desinteresado apoyo, por creer en mi y depositar su confianza plena en lo que hago y por enseñarme que con esfuerzo y dedicación puedo lograr mis metas y por último,

porque ellos siempre estuvieron, están y estarán para mí, en cada etapa de mi vida.

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iii AGRADECIMIENTO

A Dios Yahveh por cumplir mis anhelos, por poner en mi camino a personas que me impulsan a continuar y a no rendirme hasta lograr mi misión en esta

vida.

Al Ing. Elmer S. Rojas Caruajulca y Lic. Kely Ysla Castro por sus constantes consejos y palabras de animo en los momentos precisos, y por ser un soporte

profesional.

A mi asesor Ing. Alex Orlando Siccha Ruiz por su paciencia y sus orientaciones, mi admiración por su loable labor de formar ingenieros de

calidad.

A toda la familia de Minercobre S.A.C. por recibirme y aceptarme como miembro suyo, en especial al Ing. Rafael E. Charcape Quiroz, Ing. Juan Reyes

y al Dr. Marino Chiclote, gracias por brindarme la oportunidad de aprender y desarrollarme como profesional, y a mi estimado amigo Feliberto Vasquez Huatangare por todo su apoyo antes, durante y después de mi investigación.

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iv RESUMEN

La Compañía Minercobre S.A.C. Tiene su Unidad Minera llamada Chavincha dicha unidad tiene el subnivel 796 cuya sección es de 2.50 m x 2.50 m, éste subnivel es de mucha importancia ya que a partir de este subnivel se accede a la explotación.

La unidad minera, actualmente tiene una producción diaria de 100 TMH realizada con explotación subterránea semimecanizada utilizando el método de explotación shrinkage stoping. Al realizar una supervisión a detalle en el área de perforación y voladura, se identificaron las deficiencias existentes en las operaciones de minado, de igual forma, se pudo identificar el problema de altos costos en aceros como el consumo de barrenos, brocas, entre otros; lo cual tiene como efecto el uso máximo de insumos explosivos y macizo rocoso dañado, todo ello se presenta a causa del inadecuado números de taladros y a la malla de perforación no coherente a las características que presenta el macizo rocoso.

Por lo mencionado en los párrafos anteriores, surge la necesidad de ejecutar esta tesis de investigación titulada “Incremento de producción implementando malla de perforación para voladura en unidad minera Chavincha - Minercobre”

que propone como objetivo principal realizar un diseño en la malla de perforación que emplee el modelo matemático de Roger Holmberg.

Cabe señalar que esta tesis busca que en lo que respecta a perforación y voladura se realice mejoras continuas en base de la geomecánica, esta tesis además de refiere información en cuanto de la implementación de un nuevo diseño de malla de perforación basado en el método de Holmberg lo cual conllevará a optimizar la voladura.

Finalmente se puede afirmar que esta investigación evidenció que si se desea aminorar los costos en la operación de la unidad minera es imprescindible contar con voladura eficiente, para lo cual es menester establecer un diseño de malla acorde a las propiedades del estudio geomecánico del macizo rocoso de la unidad minera.

Palabras Claves: Perforación, geomecánica, voladura, malla de perforación, modelo de Holmberg.

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v ABSTRACT

The Company Minercobre S.A.C. It has its Mining Unit called Chavincha, said unit has sublevel 796 whose section is 2.50 m x 2.50 m, this sublevel is of great importance since from this sublevel you can access the exploitation.

The mining unit currently has a daily production of 100 TMH carried out with semi- mechanized underground exploitation using the shrinkage stoping method of exploitation. When carrying out a detailed supervision in the drilling and blasting area, existing deficiencies in mining operations were identified, in the same way, the problem of high costs in steels such as the consumption of holes, bits, among others; This has the effect of maximizing the use of explosive inputs and damaged rock mass, all of which occurs due to the inadequate number of holes and the drilling mesh that is not coherent with the characteristics of the rock mass.

Due to what is mentioned in the previous paragraphs, the need arises to execute this research thesis entitled "Increase in production by implementing drilling mesh for blasting in the Chavincha - Minercobre mining unit" which proposes as its main objective to carry out a design in the drilling mesh used Roger Holmberg's mathematical model.

It should be noted that this thesis seeks to make continuous improvements in terms of drilling and blasting based on geomechanics, this thesis also refers to information regarding the implementation of a new drilling mesh design based on the Holmberg method which will lead to optimize blasting.

Finally, it can be affirmed that this research showed that if it is desired to reduce costs in the operation of the mining unit, it is essential to have efficient blasting, for which it is necessary to establish a mesh design according to the properties of the geomechanical study of the rock mass of the mining unit.

Keywords: Drilling, geomechanics, blasting, drilling mesh, Holmberg model.

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vi ÍNDICE DE CONTENIDOS

DEDICATORIA ... ii

AGRADECIMIENTO ... iii

RESUMEN ... iv

ABSTRACT ...v

ÍNDICE DE CONTENIDOS ... vi

LISTADO DE TABLAS ... ix

LISTADO DE FIGURAS ...x

INDICE DE ANEXOS ... xii

CAPITULO I INTRODUCCIÓN 1.1. Antecedentes ... 1

1.2. Realidad problemática ... 4

1.3. Objetivos (general y específicos) ... 6

1.3.1. Objetivo General ... 6

1.3.2. Objetivos Específicos ... 6

1.4. Hipótesis ... 6

1.4.1. Hipótesis General ... 6

1.4.2. Hipótesis Específicas ... 6

CAPITULO II FUNDAMENTO TEÓRICO ... 7

2.1. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS... 7

2.2. GENERALIDADES: ... 8

2.2.1. Rocas ... 8

2.2.2. Estudio Geomecánico del macizo rocoso ... 9

2.2.3. Propiedades físicas y mecánicas de los materiales rocosos ... 9

2.2.3.1. Propiedades físicas ... 9

2.2.3.2. Propiedades mecánicas ... 12

2.2.4. Criterios de rotura de la matriz de roca ... 20

2.2.5. Efecto de aguas subterráneas sobre macizos rocosos ... 22

2.2.5.1. Resistencia ... 22

2.2.5.2. Esfuerzos ... 23

2.2.5.2.1. Esfuerzo insitu ... 23

2.2.5.2.2. Esfuerzos inducidos ... 23

2.2.5.2.2.1. Consideraciones sobre las condiciones de estabilidad ... 24

2.3. GEOMECÁNICA ... 25

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vii

2.3.1. Geomecánica del macizo rocoso ... 25

2.3.2. Clasificación geomecánica ... 25

2.3.3. Clasificación de Bieniawski ... 29

2.3.4. Índice de Resistencia Geológica ... 29

2.3.5. Cartografiado geomecánico ... 30

2.4. PERFORACIÓN ... 31

2.4.1. Objetivo de la perforación ... 31

2.4.2. Tipos de perforación ... 31

2.4.3. Métodos Mecánicos de Perforación. ... 32

2.4.4. Condiciones De Perforación. ... 33

2.4.5. Equipos de perforación ... 33

2.4.6. Accesorios para el uso de la Jack Leg ... 35

2.4.7. Ventajas y desventajas de la perforación con Jack Leg ... 36

2.4.8. Orientación de los taladros en una perforación. ... 36

2.4.9. Distribución Y Denominación De Taladros. ... 37

2.4.10. Tipos de arranque o cortes. ... 37

2.4.11. Modelo Matemático de Roger Holmberg. ... 41

2.4.12. Calculo de Voladuras ... 43

2.4.13. Cálculo para determinar el avance ... 44

2.4.14. Diseño de una sección de corte... 45

2.4.15. Cálculo de contorno ... 50

2.4.16. Cálculo de Arrastres ... 51

2.4.17. Cálculo de Taladros de tajeo (stoping) zonas B y C ... 53

2.4.18. Cálculo de Taladros de la zona D ... 53

2.5. VOLADURA ... 54

2.5.1. Voladura de rocas en minería subterránea ... 54

2.5.2. Cálculo de la voladura ... 54

2.5.3. Voladura de túneles y galerías ... 55

2.5.4. Factores que intervienen en una voladura ... 55

2.5.5. Modelos De Fragmentación Y Voladura De Rocas. ... 57

2.5.6. Explosivos y Accesorios... 60

2.5.7. Malla de Perforación ... 61

2.5.8. Teoría de Langefors diseño de perforación y voladura ... 67

2.6. COSTOS ... 68

2.6.1. Costos de Perforación y Voladura ... 68

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viii

2.6.1.1. Estimación de los costos de operación ... 68

2.6.2. Rendimientos de costos de perforación convencional ... 70

CAPITULO III: MATERIALES Y METODOS 3.1. Materiales ... 74

3.2. Instrumentos de recolección de datos ... 75

3.3. Diseño de investigación ... 76

3.4. Procedimiento experimental ... 76

CAPITULO IV: RESULTADOS Y DISCUSIÓN 4.1. Cálculos y/o aplicaciones y obtención de resultados ... 85

4.1.1. Diseño del arranque ... 85

4.1.2. Malla de perforación propuesta de la cortada ... 114

4.1.3. Resumen de los parámetros del diseño de malla de Perforación y voladura ... 115

4.1.4. Distribución de carga propuesta ... 116

4.2. Análisis de resultados y contrastación de hipótesis ... 117

5.1. Conclusiones ... 125

5.2. Recomendaciones... 126

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS ... 127

ANEXOS ... 129

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ix LISTADO DE TABLAS

Tabla 1: Valores de materiales según el Módulo de Young ... 15

Tabla 2: Materiales y su índice de Poisson ... 16

Tabla 3: Velocidad de la onda longitudinal “P”... 18

Tabla 4: Método para determinar propiedades físicas y mecánicas de la muestra de roca ... 19

Tabla 5:Tipo de roca y constante mi ... 21

Tabla 6: Dirección de excavación respecto a las discontinuidades ... 25

Tabla 7: Valores del RQD ... 27

Tabla 8: Especificaciones técnicas de la máquina perforadora Tipo Jack Leg marca RNP- Modelo RNS83FX-FL7 ... 35

Tabla 9: Constante del tipo de Roca “K” ... 63

Tabla 10: Dureza de la roca y constante de la roca ... 68

Tabla 11: Disparos en la SN796N Veta Las Águilas, Mina Chavincha, desde el 01 de agosto al 30 de agosto del 2021. ... 77

Tabla 12: Costo De perforación con el diseño anterior en la SN796N Veta Las Águilas, Mina Chavincha ... 79

Tabla 13: Costo por voladura con el diseño por disparo en la SN796N Veta Las Águilas, Mina Chavincha. ... 80

Tabla 14: Parámetros necesarios para el cálculo de malla de perforación ... 81

Tabla 15: Datos de disparo después de la implementación de la nueva malla de perforación en la SN796N Veta Las Águilas, Mina Chavincha, desde el 01 de setiembre al 30 de setiembre del 2021 ... 82

Tabla 16: Resumen de distribución de taladros ... 114

Tabla 17: Resumen de ecuaciones de cálculo de malla de perforación según el algoritmo de Holmberg ... 115

Tabla 18: Resumen de resultados de cálculo de malla de perforación. ... 116

Tabla 19: Distribución de carga explosiva propuesta ... 116

Tabla 20: Comparación de resultados de avance y eficiencia por disparo con ambas mallas del SN 796 N. ... 117

Tabla 21: Comparación de costos de perforación : ... 121

Tabla 22: costos de voladura ... 122

Tabla 23: Indicadores de perforación y voladura antiguo y actual ... 123

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x LISTADO DE FIGURAS

Ilustración 1: Ensayo a la compresión simple de un testigo de roca ... 13

Ilustración 2: Ensayo a la tracción de un testigo de roca ... 14

Ilustración 3: Criterio de roptura de Mhr – Coulomb ... 17

Ilustración 4: Dirección de excavaciones ... 24

Ilustración 5: Estimación del RQD a partir de testigos de sondeo ... 26

Ilustración 6 Estimación del Jv y clasificación del tamaño de bloques en función del espaciado de juntas y número de familias. ... 27

Ilustración 7 Variación de la resistencia del macizo rocoso en función del espaciado de las juntas y resistencia a la compresión simple de las rocas (Bieniawski). ... 28

Ilustración 8 : Acciones básicas en la perforación rotopercusión. ... 32

Ilustración 9: Perforadora Tipo Jackleg, Modelo YT24. ... 34

Ilustración 10: Denominación de los taladros ... 37

Ilustración 11: Formación de la cavidad de un frente. ... 38

Ilustración 12: Ubicación del corte o arranque en el frente de perforación ... 39

Ilustración 13: Corte pirámide o diamante ... 39

Ilustración 14: Corte quemado o paralelo ... 40

Ilustración 15: Corte en cuña o en “V” ... 40

Ilustración 16: Corte en cuña de arrastre ... 41

Ilustración 17: Secciones de un túnel según el modelo de Holmberg ... 42

Ilustración 18: Distancia de taladros cargados a los vacíos y diámetros de estos. ... 43

Ilustración 19: Distancia de taladros cargados a los vacíos y diámetros de estos. ... 44

Ilustración 20: Diseño de corte de las cuatro secciones según modelo de Holmberg ... 45

Ilustración 21: Abertura del segundo cuadrante ... 47

Ilustración 22: Geometría de los taladros de arrastres ... 52

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xi

Ilustración 23: Proceso de detonación ... 57

Ilustración 24: Taladro vacío equivalente ... 86

Ilustración 25: Taladro vacío equivalente ... 87

Ilustración 26: Diagrama del arranque del algoritmo de Holmberg ... 90

Ilustración 27: Diagrama de la segunda sección de corte según Holmberg. ... 94

Ilustración 28: Diagrama del Tercer cuadrante del modelo de Holmberg. ... 96

Ilustración 29: Diagrama de la tercera sección del modelo de Holmberg. ... 98

Ilustración 30: Diagrama de cuarta sección del algoritmo de Holmberg. ... 100

Ilustración 31: Distribución de taladros de arrastre según el algoritmo de Holmberg ... 102

Ilustración 32: Perímetro del arco de la Cortada . ... 104

Ilustración 33: Distribución de taladros de la corona según el algoritmo de Holmberg. ... 106

Ilustración 34: Distribución de taladros en los hastiales según el algoritmo de Holmberg. ... 108

Ilustración 35: Distribución de taladros de tajeos B según el algoritmo de Holmberg ... 111

Ilustración 36: Distribución de taladros en tajeos C según el algoritmo de Holmberg ... 113

Ilustración 37: Gráfico de malla de perforación propuesto en la cortada ... 114

Ilustración 38: Avance real del disparo ... 119

Ilustración 39: Eficiencia del disparo. ... 119

Ilustración 40: Costos comparativos de perforación ... 121

Ilustración 41: costos de voladura ... 122

Ilustración 42: Indicadores de perforación y voladura antiguo y actual ... 124

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xii INDICE DE ANEXOS

Anexo 1: Ubicación compañía minera ... 145

Anexo 2: Diseño del frente basado en el modelo de Holmberg ... 146

Anexo 3: Gastos de la Unidad Minera Chavincha de Enero- Septiembre .... 146

Anexo 4: Registro fotográico ... 147

Anexo 5: Matriz de consistencia ... 149

Anexo 6: Autorización para realizar la investigación en la unidad Minera Crucero Virgen de las Nieves de Chavincha- Minercobre... 150

Anexo 7: Permiso para uso de datos ... 151

Anexo 8: Declaracion Jurada ... 152

Anexo 9: Permiso para publicacion de trabajo de investigacion... 153

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1 CAPITULO I INTRODUCCIÓN

1.1. Antecedentes

1.1.1 Antecedentes Nacionales:

Chipana (2015). En su investigación titulada “Diseño de Perforación y Voladura para Reducción de Costos en el Frente de la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A.” Planteó el objetivo de “Determinar el diseño de malla de perforación y la carga explosiva adecuada para reducir los costos en la ejecución de la Galería Progreso.” El autor, Chipana (2015) hace hincapié que si se tiene un diseño de malla de perforación adecuada los costos se reducirán notablemente, en su caso, se redujeron entre costos de perforación y voladura un total de 235,64 dólares. Por lo que el autor concluye en tener una carga explosiva adecuada y seleccionar un diseño de malla de perforación adecuada.

Pacahuala (2015). En su tesis “Reducción de costos operativos en desarrollos mediante actualización de estándares en perforación y voladura, caso de la empresa especializada Mincotrall S.R.L”. Manifiesta que al crear una línea base en el área de perforación y voladura se puede medir los costos por metro líneal, en otras palabras, el autor al aplicar estándares en el frente de avance, logró que se redujeran a 37 US$ (lo que significaría un 10% de ahorro en el capital, según lo que expresa en su investigación) por metro líneal de 6 a 8 pies en la operación unitaria de perforación y voladura. Concluye que al aplicar una reducción en cuanto a los costos operativos, de manera indirecta contribuye a la mejora de la supervisión, control de operación y a la mejora en la calidad del trabajo.

Rivera y Rosas (2015). Autores de la tesis “Diseño de los parámetros de perforación y voladura con el algoritmo de Holmberg Volcan Compañía Minera S.A.A. unidad Andaychagua” A través de su investigación para calcular los criterios en la voladura y perforación lograron implementar el algoritmo propuesto por Holmberg lo cual les permitió realizar un buen avance siendo esto favorable en la operación. Llegaron a la conclusión que se puede obtener con uniformidad paredes y techos del crucero estudiado

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2 haciendo uso del diseño de lo planteado por Holmberg y realizando una voladura controlada, lo cual permite una reducción en la sobre excavación y un eficiente avance por disparo en el mes donde realizaron el estudio.

Palomino (2016). En su investigación “Optimización del proceso de perforación y voladura en las labores de desarrollo, para mejorar la eficiencia en compañía minera Poderosa S.A.” Llega a la conclusión que para lograr eficiencia en la perforación y voladura es necesario volver a realizar el diseño de malla de perforación y voladura para lo cual es preciso hacerlo a través del algoritmo de Holmberg. Tiene como resultados favorables de 7% de mejora en el proceso de perforación y voladura.

Cáceres (2017). “Optimización de la perforación y voladura con nuevo diseño de malla en el crucero 10014 de la empresa minera Marsa”. Afirma que para poder disminuir los costos en la operación y lograr un avance lineal mayor es preciso contar con un buen diseño de malla de perforación el cual se ajuste a las características que presenta el macizo rocoso que a la vez evite la rotura de la roca y la mala fragmentacion. Es así que Caceres realiza un mala que sólo hace uso de 34 taladros (4 taladros menos en comparación con la anterior) que tienen un consumo explosivo de 6.24 kg/disparo ello origina la optimización de costos y tiempos (28% de ahorro por metro lineal).

Quezada (2017). Autor de “Optimización de perforación y voladura aplicando el modelo matemático de Roger Holmberg en frentes de 3.5m x 3m en roca tipo II veta Papagayo. mina Poderosa. 2017”. De la investigación que realizó concluye que se puede optimizar la perforación y voladura aplicando el modelo matemático de Holmberg lo que permite distribuir cada taladro de manera correcta para disminuir la cantidad de explosivo a utilizar y hacer una malla adecuada. Ello contribuye a la reducción de costos en las operaciones unitarias: 129.4 US$ por metro lineal de diferencia en comparación con el costo generado por la malla anterior además de mejorar el avance lineal a 7”.

Rojas y Flores (2017). Autores de la tesis “Diseño de malla de perforación y voladura para la reducción de costos en el nivel 1590 crucero 520 de la U.E.A. Capitana - Corporación Laces S.A.C. Minería y Construcción - Caraveli - Arequipa” Concluyen que al aplicar el método de en la malla se

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3 observa una notable diferencia de siete taladros (de 33 a 26 taladros) además se aprecia una disminución de costos de perforación a 157.97 US$/ML y disminución de costos en voladura de 16.00 US$ de diferencia en comparación con la malla anterior lo que significaría 12.78%.

Luciano (2019). “Diseño de la malla de perforación y voladura, aplicando el método Holmberg para optimizar costos en la construcción de la rampa (+) 995 de la CIA. AC. agregados S.A.C. – 2018”. Concluye que al realizar el diseño de la malla de perforación y voladura basado el método Holmberg, se puedo generar costos óptimos en la construcción de la Rampa “(+) 995”.

1.1.2 Antecedentes Internacionales:

Altamirano (2014). “Diseño de tronadura en una fase - aplicación a minería continua - Codelco - División Andina”. Realiza la conclusión de que al hacer una evaluación de los diagramas de disparos basados en el modelo de Persson y Holmberg los cuales brindan reglas y geometrías estandarizadas del diseño, se obtiene un sobre quiebre de 58.5%, una cifra mayor al comparar con el 53.01% que presenta la unidad minera. El autor indica que a raíz de su estudio se puede evitar daño en los pilares de la zanja usando cargas explosivas de menor densidad en las filas próximas al cerco de la batea.

Araya (2018). “Evaluación de la metodología Roger Homlberg para el diseño de túneles mineros” El autor concluye en su investigación que se puede reducir la cantidad de perforaciones al emplear el método de Holmberg diseñando la frente del túnel el cual se disminuyó a 58 con dos tiros de alivio.

Coronel (2019). En su tesis “Optimización de los procesos de perforación y voladura de rocas en el frente de explotación “Nivel H” de la mina Agua Dulce, Portovelo – El Oro” Concluye que al aplicar en el área de análisis un nuevo modelo de malla de perforación y voladura por el diseño empírico establecido se lograron resultados muy favorables basados en cálculos de las áreas de influencia, algunos de los resultados favorables producto de está tesis son: menores costos específicos, perforación adecuada, mayor avance lineal del túnel, consumo específico, entre otros.

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4 Mejía (2019). Titula su tesis “Optimización del proceso de perforación y voladura subterránea para la Sociedad Minera Oro Sol Uno”. En la que a modo de conclusión señala que reemplazando la forma empírica de realizar las labores con el estudio de características geomecanica del macizo rocoso y la aplicación del método de Holmberg se puede mejorar el sistema de voladura y perforación llegando a ser óptimos consiguiendo de esta manera que el volumen sea mayor al anterior, así mismo aumente el avance del túnel y exista un consumo específico. Concluye además, que está propuesta genera resultados propicios y favorables para la empresa minera.

1.2. Realidad problemática

La Unidad Minera Chavincha de la Compañía Minercobre S.A.C. Cuyo subnivel 796 tiene una sección de 2.50 m x 2.50 m, éste es de vital importancia, ya que a partir de este sub nivel se puede ingresar a la explotación. Actualmente la unidad minera produce 100 TMH. Utilizando explotación subterránea semimecanizada y haciendo uso del método de explotación shrinkagi stoping.

El análisis que se realizó está fundamentado en el Sub Nivel 796 Norte (Sub nivel principal de la veta “Aguilas”) del Nivel 1796.

Los explosivos usados son dinamitas semi gelatinas 65 de 7/8” x 7” y emulnor 3000 de 1” x 7”, los cuales poseen denotación de alto poder, por lo que es menester hacer un buen cálculo de la cantidad de explosivos requeridos para que de esta forma se evite en lo posible voladuras secundarias: sobreroturas en el techo de labor lo que pueden repercutir en la seguridad la producción y el avance.

Para producir las 100 toneladas diarias,

Se realizan las actividades principales en perforación y voladura de las cuales dependen muchas otras actividades

Por ello, la unidad minera tiene la necesidad de cumplir con el programa de avance que se establece, tales como labores de exploración , desarrollo y preparación, teniendo en cuenta que el mayor porcentaje del programa

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5 de avance es la explotación. Estas labores son destinadas a ejecutarse con eficiencia, favoreciendo la producción según el programa establecido.

La Unidad Minera Chavincha labora con un diseño de malla de perforación y voladura basado en conocimientos empíricos , por lo que no emplea a criterios de ingeniería donde importe la calidad de la roca y otros parámetros cuantificados como variables .

Esto conlleva a las siguientes consecuencias:

• Insuficiencias en el modo de perforación , lo que representa falta de paralelismo de los taladros, longitud incompleta de los mismos, variaciones en la inclinación de los taladros, cara libre poco adecuada, espaciamiento y burden poco adecuada.

• Carencias en la secuencia de los tiempos, ya que originan retraso en la malla de voladura haciendo que la secuencia de los tiempos desencadenen voladuras secundarias

• Existencia de algunas faltas en la operación unitaria de perforación y voladura, que puede visualizar en la inestabilidad de las labores, tiros soplados, tiros cortados y taladros de taqueo, ocasionando que exista un notorio aumento de costo en la voladura además de generar retrasos en el proceso del minado.

• Diseño de malla de perforación y voladura inadecuado, deficiente distribución de taladros, carga explosiva deficiente por haciendo falta un esquema geométrico en la malla de perforación para evitar sobre excavaciones y que el macizo rocoso sea inestable.

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6 1.3. Objetivos (general y específicos)

1.3.1. Objetivo General

Implementar diseño de malla de perforacióniaplicando el modelo de Holmberg paraiincrementar producción de mineralien SN 796 N del nivel 1796 de la Unidad Minera Chavincha, Minercobre S.A.C.

1.3.2. Objetivos Específicos

• Diseñar la malla de perforación aplicando el modelo de Holmberg en SN 796 N.

• Determinar losiparámetros geomecánicos en SN 796 N.

• Determinar los parámetroside perforación en SN 796 N.

1.4. Hipótesis

1.4.1. Hipótesis General

La implementación del diseño de malla de perforación aplicando el modelo de Holmberg incrementara significativamente la producción de mineral en SN 796 N del nivel 1796 de la Unidad Minera Chavincha, Minercobre S.A.C.

1.4.2. Hipótesis Específicas

• Existe una malla de perforación que incrementara la producción de mineral.

• Aplicando los parámetros geomecánicos en SN 796 N incrementara producción.

• Aplicando los parámetros de perforación en SN 796 N incrementara producción.

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7 CAPITULO II

FUNDAMENTO TEÓRICO

2.1. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS

• ANFO: Se define así a la mezcla explosiva compuesta de 93.5 a 94.5%

de nitrato de amonio en esferas y de 5.5% a 6.5% de combustible líquido balanceados de manera adecuada.

• Arranque: Aquellos taladros que se disparan primero para poder formar una cavidad inicial en el frente de avance al ser cargados de 1.3 a 1.5 veces más que los otros taladros.

• Burden: Es aquella distancia que se mide perpendicularmente desde el eje del taladro hacia los taladros de alivio o cara libre.

• Cara libre: Es aquella superficie en la que se un material es desplazado al ser disparado por un explosivo.

• Corte: Son aquellos fragmentos de piedra obtenidos del corte realizado para la perforación realizada en el agujero abierto de la roca.

• Espaciamiento: En minería subterránea se le conoce así a la distancia lateral que existe entre los taladros de un mismo cuadrante.

• Explosivo: Son sustancias que tienen la capacidad de transformarse de manera violenta en gases al poseer poca estabilidad química.

• Geomecánica: Se le denomina así al estudio que se realiza al macizo rocoso.

• Macizo rocoso: Es el conjunto de discontinuidades y de matriz rocosa que es heterogénea cuyo comportamiento hidráulico y geomecánico es condicionada por la orientación de los planos discontinuos.

• Malla: Es la manera de distribución de los taladros para ejecutar la voladura y que considera la vinculación entre el burden y el espaciamiento además de la relación con el taladro.

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8

• Mina: Es la explotación económica que se realiza en un yacimiento para extraer un mineral rentable. Esta explotación puede ser de manera superficial o subterránea.

• Perforación (desarrollo minero): Proceso de apertura de galerías a través de un orificio circular que se realiza con equipos mecánicos o manuales.

• Roca: Es el agregado natural compuesto de partículas que contienen uno o más minerales que forman masas y que pueden ser cartografiables y son además geológicamente independientes.

• Taladro: Es aquella cavidad que tiene forma cilíndrica y que se deposita un determinado explosivo que está en relación con el factor de carga.

• Voladura: Es aquel proceso que desencadena una combustión al contener una carga de explosivos. El proceso consiste en que al entrar una sustancia explosiva y a través de una reacción se liberan los gases en altas presiones y de manera instantánea se puede remover o arrancar una cantidad determinada de material según lo establecido en el diseño de la voladura.

2.2. GENERALIDADES:

2.2.1. Rocas

Es aquella cohesión de sólidos formados por uno o más minerales. Se pueden dividir en minerales esenciales, que son aquellos minerales que se encuentran en una roca de manera de manera abundante y minerales accesorios que son aquellos minerales escasos en una roca.

2.1.1.1. Clasificación de las rocas

Se puede clasificar, a modo de referencia, según el origen y según sus características. Por lo que tenemos:

a) Rocas ígneas

Llamadas también magmáticas, son aquellas que se muestran como lavas e intrusiones que han sido originadas cuando el magma se enfría y se solidifica.

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9 b) Rocas sedimentarias

Son aquellas que resultan de la desintegración de rocas que existieron antes y cuyas partículas de tamaños diferentes han sido transportadas en extensas cuencas marinas a través del hielo, agua o viento. Gracias a las precipitaciones químicas se obtienen materiales consolidados.

c) Rocas metamórficas

Son aquellas que se originan mediante rocas sólidas que ya han existido antes, estas rocas pueden ser ígneas, sedimentarias y hasta otras rocas metamórficas Las cuales han sufrido mutaciones profundas a consecuencia de altas temperaturas y de presiones elevadas, teniendo cambios en su formación química y en sus minerales.

2.2.2. Estudio Geomecánico del macizo rocoso

Es aquel estudio realizado al material rocoso que se encuentra libre de discontinuidades o de los bloques de roca intacta. Hay que tener en cuenta que muy por encima de que la matiz rocosa sea continua puede presentar comportamiento anisotrópico y heterogéneo producto de su microestructura mineral.

2.2.3. Propiedades físicas y mecánicas de los materiales rocosos

Estas propiedades que están formados por un conjunto de elementos que se emplean para identificar los materiales rocosos; éstas pueden ser físicas y mecánicas. A continuación, se detallarán cada una de ellas:

2.2.3.1. Propiedades físicas

Para esta investigación se toman en cuenta las siguientes propiedades físicas de las rocas, las cuales son medibles:

a) Porosidad.

Es aquella medida que se realiza entre el volumen que ocupan los huecos, al que simbolizaremos como VP sobre el volumen total cuyo símbolo será VT. De ello tenemos la siguiente fórmula:

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10 𝑛 (%) = 𝑉𝑃/𝑉𝑇

Cabe señalar que esta propiedad es inversamente proporcional a la densidad y resistencia y directamente proporcional a la deformabilidad, debido a que la precencia de esos poros pueden originar “zonas débiles”.

b) Peso específico.

Es la relación que existe entre el peso de la muestra, que ocupa un lugar cuyo símbolo será Wm y su volumen que simbolizaremos como Vm. Obteniendo así la siguiente fórmula:

γ = Wm /Vm

Lo que en términos matemáticos significaría que el peso específico es igual a la masa por la aceleración de la gravedad entre el volumen de la muestra (γ =m.G/Vm) y como la densidad de la roca a la que simbolizaremos como ρ, se puede hallar con la relación de masa entre volumen de la muestra (m/Vm). El peso específico también podría representarse con la siguiente fórmula:

γ= ρ ∗G

c) Permeabilidad.

Es aquella propiedad que tiene el macizo rocoso de permitir que el agua se pueda conducir en una roca. Esta capacidad se mide a través del coeficiente de conducción hidráulica o permeabilidad a la que llamaremos “k”. Se hace mención a que las rocas presentan esta propiedad en mínimas cantidades. Esta propiedad se representa mediante la siguiente fórmula:

𝑘 = 𝐾∗(𝛾𝑤/μ)

Dónde:

𝐾 = permeabilidad.

𝛾𝑤 = Peso específicodel agua.

μ

= Viscosidad del agua.

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11 d) Durabilidad o alterabilidad.

Es aquella propiedad que presenta una roca para poder resistir a los cambios o procesos de ruptura, alteración, desintegración o desgaste producidas a través del tiempo. Se llama también alterabilidad ya que tiene tendencia a la ruptura de la roca. Esta capacidad se puede medir asi: Ensayo de sequedad, humedad y desmoronamiento.

e) Densidad

Es aquella capacidad de que se puede determinar mediante la cantidad de masa que contiene un determinado volumen. De ello, tenemos la siguiente fórmula:

ρ = M / V Donde:

ρ : Densidad de la roca (g/cm³).

M: Masa de la muestra de roca (g).

V: Volumen de la muestra de roca (cm³).

f) Esponjamiento

Se llama esponjamiento al aumento de volumen que sufren las rocas al ser excavadas, ello se origina al absorber agua o vapor haciendo que el volumen que la roca poseía cuando estaba seco en el macizo cambie al ser extraído. Para halla el esponjamiento de la roca se realiza a través de la magnitud adimensional a la que se le conoce como coeficiente de esponjamiento y cuyo símbolo es

“Ke” y se expresa en siguiente fórmula:

Ke=Ve/V

Queda entendido que el esponjamiento se halla por la relación del volumen de la roca después del disparo (Ve) por el volumen de la roca en el macizo antes del disparo (V).

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12 2.2.3.2. Propiedades mecánicas

Según la compañía Steffen, Robertson and Kirsten Ltd (1985) señalan que “las propiedades mecánicas se utilizan para calcular parámetros geomecánicos y el consumo específico del explosivo en aquellas voladuras en blanco".

a) Resistencia a compresión simple

Sucede cuando en una probeta cilíndrica se determina la compresión uniaxial aplicando máxima fuerza para romper una muestra pequeña de roca, ello se le llama también “resistencia uniaxial”. Para el ensayo de comprensión uniaxial el límite de esta resistencia se expresa en la siguiente fórmula:

σc = 𝐹𝐶

𝐴 =Fuerzafcompresiónfaplicada Área defaplicación Donde:

𝝈𝒄: Límitede resistencia (Kg/cm2).

Fc Carga para la destrucciónde la probeta (Kg).

A: Superficie de la sección de la probeta (cm2).

Para ello es preciso que las probetas midan 2” de diámetro y debe cumplir la siguiente relación: L/D = 2-3 Donde L es la longitud y D el diámetro. Además el número de experimento no debe ser menor a tres.

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13 Ilustración 1: Vista del ensayo de resistencia a compresión simple.

Nota: Adaptado de Ramírez(2004). “Mecánica de rocas y fundamentos e ingeniería de taludes.”

b) Resistencia a tracción

Es la resistencia de una roca al máximo esfuerzo de tensiones comprensivas compuestas por un esfuerzo compresivo variable y una tensión horizontal. En esa resistencia a tracción según Duncan (1999) normalmente la masa rocosa cambia su valor de resistencia a compresión simple entre el 5 y el 10%. Existen diferentes ensayos para determinar la resistencia, pero se usa el método indirecto brasileño, que consiste en someter un testigo cilíndrico de roca a compresiones diametrales hasta que la pequeña muestra de roca sea destruida totalmente.

Para determinar la resistencia a tracción se realiza mediante la formula:

𝜎𝑡 = 2𝑊/𝜋𝑑𝐿 Donde:

𝜎𝑡: Resistencia a tracción (Kgf/cm2) 𝑊=𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎 compresora 𝑎𝑝𝑙𝑖𝑐𝑎𝑑𝑎 (Kg) 𝑑=𝑑𝑖𝑎𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑡𝑒𝑠𝑡𝑖𝑔𝑜 (cm)

𝐿=𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑎𝑥𝑖𝑎𝑙 𝑑𝑒𝑙 𝑐𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 (cm)

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14 Ilustración 2: Ensayo a la tracción de un testigo de roca

Nota: Adaptado de Ramírez (2004). Mecánica de rocas y fundamentos e ingeniería de taludes.

c) Módulo de Young o de elasticidad (E)

Es aquel parámetro o ecuación lineal que muestra el comportamiento del material al que se le aplicará fuerza y deformación de la longitud (aumento o disminución). En otras palabras a mayor modulo de Young o elasticidad, mayor será la dificultad para la ruptura.

Esta propiedad está definida por la siguiente relación:

𝐸 =𝑑𝐹/𝐴 𝑑𝐿/𝐿 Dónde:

𝐹/𝐴 = 𝐸𝑠 𝑒𝑙 𝑒𝑠𝑓𝑢𝑒𝑟𝑧𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜.

𝑑𝐿/𝐿 = 𝐸𝑠 𝑙𝑎 𝑑𝑒𝑓𝑜𝑟𝑚𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑎.

Si se considera las características de los materiales mediante los que se transmiten las ondas sísmicas, se puede calcular el módulo de Young dinámico, que lo simbolizaremos como “Ed” y tomado en