UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
Tesis
Presentada por el bachiller
Herson Juan Cueva Aguilar
Para optar el Título Profesional de
Ingeniero de Minas
Huancayo – Perú 2020
“Reducción de costos de perforación en labores horizontales para mejorar la eficiencia
en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.”
Asesor
Dr. Ing. Gaudencio Gálvez Choque
Dedicatoria
A ti Dios por la vida, salud y por brindarme una hermosa familia y cuidarnos.
A mi padre Juan Cueva Hurtado, a mi madre Hilda Aguilar Vega por ser mis guías y fortalezas en todo momento.
Agradecimiento
A los docentes ingenieros de minas de mi alma mater, quienes me proporcionaron valiosos conocimientos en mi formación profesional.
A mi asesor Gaudencio Gálvez Choque, por guiarme en la realización y culminación del presente.
Resumen
La reducción de costos de perforación en labores horizontales para mejorar la eficiencia. trata del estudio que se realizó durante el año 2019.
Iniciándose con la interrogante de ¿Cómo reducir los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional?, cuyo objetivo fue Reducir los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional. para contrasta nuestra hipótesis general que Reduciendo los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional se aumentará la eficiencia en la mina.
La metodología utilizada es la científica, la investigación es del tipo aplicado, nivel descriptivo y de diseño correlacional; teniendo como muestra la galería 497 de la zona El Triunfo.
Palabras claves: Reducción, Costos, perforación y labores horizontales.
Abstract
Reduction of drilling costs in horizontal labor to improve efficiency. is about the study that was conducted during 2019.
The begins with the question of How to reduce drilling costs in horizontal labor in conventional mining? which aimed to reduce drilling costs in horizontal labor in conventional mining. to contrast our overall hypothesis that reducing drilling costs in horizontal labor in conventional mining will increase efficiency in the mine.
The methodological used is scientific, the research is of the applied type, descriptive and Design correlational, taking as a sample the galley to 497 of the Triumph areas.
Keywords: Reduction, Costs, drilling and horizontal work.
Índice
Asesor ... ii
Dedicatoria ... iii
Agradecimiento ... iv
Resumen ... v
Índice ... vii
Índice de tablas ... x
Índice de figuras ... xi
Introducción ... xii
Capítulo I ... 13
Planeamiento del problema ... 13
1.1 Fundamentación del problema ... 13
1.2 Formulación de problemas ... 14
1.2.1. Problema General ... 14
1.2.2. Problemas Específicos: ... 14
1.3 Objetivos ... 14
1.3.1. Objetivo General ... 14
1.3.2. Objetivos Específicos ... 14
1.4 Justificación de estudio ... 15
1.5 Delimitaciones de la investigación ... 15
Capítulo II ... 16
Marco teórico ... 16
2.1 Antecedentes del estudio ... 16
2.2 Bases teóricas ... 17
2.2.1 Perforación ... 17
2.2.2 Voladura ... 18
2.2.3 Método de explotación OCF ascendente con perforación en breasting18 2.2.4 Método de explotación OCF ascendente con relleno detrítico ... 20
2.3 Conceptos básicos ... 22
2.4.1. Hipótesis General ... 23
2.4.2. Hipótesis específicas ... 23
2.4.3. Identificación y clasificación de las variables ... 23
2.4.4. Variables, dimensiones e indicadores ... 24
Capitulo III ... 25
Metodología de investigación ... 25
3.1 Metodo de investigación ... 25
3.1.1 Deductivo - inductivo ... 25
3.1.2 Analítico ... 25
3.1.3 Descriptivo ... 25
3.2 Tipo de investigación ... 26
3.3 Nivel de investigación. ... 26
3.4 Diseño de investigación ... 26
3.5 Población y muestra ... 26
3.5.1 Población. ... 26
3.5.2 Muestra. ... 26
3.6 Técnicas e instrumentos de recolección de datos ... 26
3.7 Proceso y cotejo datos ... 27
Capítulo IV ... 28
Presentación y análisis de resultados ... 28
4.1 Generalidades de mina ... 28
4.1.1 Localización ... 28
4.1.2 Accesibilidad ... 28
4.2 Etapas de las operaciones mineras ... 29
4.3 Labores mineras ... 29
4.3.1 Galerías y/o Niveles ... 29
4.3.2 Chimeneas ... 31
4.3.3 Subniveles ... 32
4.3.4 Tajeos por OCF ascendente ... 32
4.4 Descripción geomecánica de s horizontales ... 33
4.4.2 Modelo geomecánico ... 35
4.4.3 Dimensionamiento de Labores (Aberturas Máximas) ... 42
4.4.3.1 Metodo de diseño de abertura ... 42
4.4.3.2 Cálculo de longitud de pernos ... 46
4.5 Reducción de costos de perforación en labores horizontales ... 47
4.5.1 Datos del estudio de julio ... 47
4.5.2 Datos del estudio de agosto ... 47
4.5.3 Datos del estudio de setiembre ... 48
4.5.4 Indicadores de voladura ... 49
4.5.6 Costo en perforación y voladura (antes) ... 50
4.5.6 Costo en perforación y voladura (propuesto) ... 50
4.6 Discusión de resultados ... 52
Anexos ... 59
Índice de tablas
Tabla 1. Operacionalización ... 24
Tabla 2. Itinerario de acceso de Lima ... 29
Tabla 3. Lapso laboral en niveles y galerías ... 30
Tabla 4. Lapso laboral en chimeneas ... 31
Tabla 5. Lapso laboral en tajeos ... 32
Tabla 6. parámetros de clasificación y sus valoraciones de rocas ... 38
Tabla 7. Equivalencias geomecánicas ... 45
Tabla 8. Aberturas máximas ... 45
Tabla 9. Longitud de pernos ... 46
Tabla 10. Factor de carga ... 49
Tabla 11. Costo de perforación y voladura (anterior) ... 50
Tabla 12. Costo de perforación y voladura (propuesto) ... 51
Índice de figuras
Figura 1. Cartilla geomecánica ... 39
Figura 2. Lugar ocupado por una cuña ... 40
Figura 3. Sostenimiento con malla y penos Split Set 7’ ... 41
Figura 4. Sostenimiento con cuadros de madera de 8 pies ... 41
Figura 5. Sostenimiento con madera, se observa el cribbing ... 42
Figura 6. Curva de diseño de excavaciones ... 44
Figura 7. Carga explosiva y accesorios en diagrama propuesto ... 51
Introducción
El estudio se realizó en Minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C. cuyo fin fue reducir los precios de labores horizontales de avance en minería convencional de corte y relleno (OCF) ascendente, eligiendo los procesos adecuada acordes a factores intrínsecos del yacimiento.
El procedimiento seguido fue:
• Se fundamenta y formula los problemas, así como los objetivos, incluyendo la importancia limitaciones y alcances de la investigación.
• Presentamos los antecedentes de investigaciones similares al presente, referentes a costos mineros y se completa con las bases teóricas, conceptos básicos, hipótesis y variables.
• En la metodología seguida es la científica, del tipo aplicado, nivel descriptivo y de diseño causal; siendo la muestra la galería 497 de la zona El Triunfo.
• Se concluye con resultados que favorecen la reducción de costos.
Capítulo I
Planeamiento del problema 1.1 Fundamentación del problema
Minera Virgen de Chapi, en los últimos años se ve un tanto afectada por el incremento de los costos de sus operaciones mineras, por lo que surge la necesidad de disminuirlos. Partiendo de esta premisa nos proponemos realizar esa reducción, más que nada en voladura y perforación.
Dentro de las diversas problemáticas de voladura y perforación se pueden manifestar que tenemos desgastes prematuros de barras cónicas en brocas de botón en las diversas labores horizontales de la mina, mallas no estandarizadas, diferentes marcas y tipos comerciales de explosivos y accesorios; entre otros.
Así como también el desconocimiento de algunos trabajadores del área de disparos.
Generalmente donde ocurren los mayores costos son en las operaciones de perforación y en las de voladura, lo cual nos propusimos en reducirlos, para eso trataremos de mejorar el diseño de malla y minimizar el uso de explosivos, así como de accesorios.
Como los costos de voladura y perforación en Minera Virgen de Chapi no están documentados, es que se inicia este trabajo para optimizar los costos operativos en dicha mina.
1.2 Formulación de problemas 1.2.1. Problema General
¿Cómo reducir los costos de voladura y perforación en labores horizontales en minería convencional de Minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.?
1.2.2. Problemas Específicos:
• ¿Cuáles son los parámetros que implican mayores costos en voladura y perforación en minería convencional?
• ¿Cuáles son los parámetros que tienen mayor incidencia en voladura y perforación en minería convencional?
1.3 Objetivos
1.3.1. Objetivo General
Reducir los costos de voladura y perforación en labores horizontales en minería convencional en la Minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
1.3.2. Objetivos Específicos
• Identificar parámetros que implican costos en voladura y perforación en Minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
• Identificar parámetros que tiene mayor incidencia en voladura y perforación en Minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
1.4 Justificación de estudio
Se realiza la investigación con la finalidad de aminorar costos de voladura y perforación en la elaboración de avances horizontales.
Se tiene la certeza de que nuestra investigación ha de servir como base de otros estudios similares o idénticos, tratando de solucionar problemas concernientes a la voladura y perforación.
1.5 Delimitaciones de la investigación La investigación se delimita a:
Espacialmente a la Minera Virgen de Chapi S.A.C.
Temporalmente a los meses de enero a diciembre del año 2019
Capítulo II Marco teórico 2.1 Antecedentes del estudio
Para la realización de la investigación he acopiado informaciones referentes a temas de voladura y perforación, temas tratados por diversos autores tanto nacionales como extranjeros.
(Bermúdez, 2018) En su investigación concluye que al ser conocida que la perforación es la primera operación unitaria que se realiza dentro de la extracción de minerales, tanto de manera subterránea como superficial, pero es en este rubro que al mejorar los diseños de mallas se reducen los costos operativos de labores mineras.
(Mendoza, 2009) En su tesis concluye que En al aplicar estándares optimizados en actividades de voladura y perforación se han de reducir ostensiblemente los costos, tanto, directos como indirectos; lo cual hace que la actividad minera sea más viable; reduciendo de esta manera los costos del año 2006 en 18,45%, en comparación con los costos del año 2007 en la Compañía de Minas Buenaventura S.A.A. Unidad Minera Orcopampa - Arequipa. El máximo descenso en costos operacionales unitarios se consiguió dentro de las labores de perforación US$ 0,87 (52%) de la reducción integral.
(Olano, 2015) En su investigación manifiesta que tanto la voladura como la perforación son dos actividades unitarias en las cuales se pueden mejor los parámetros para obtener mejores resultados en cuanto a producción y la minimización de los costos, ya que el concluye que mejorando la malla de perforación y realizando una mejor distribución de explosivos y accesorios de logra menguar los costos de laboreo minero, en minería subterránea.
(Hinostroza, 2017) es su investigación manifiesta que la reducción de costos en labores mineras se da primordialmente las operaciones unitarias. En perforación reduciendo el número de taladros perforados, en voladura disminuyendo la cantidad de explosivos por hueco (taladro) realizando una mejor distribución de las perforaciones en los diagramas o mallas. En Ventilación rediseñando los sistemas y vías de aireación del interior mina.
También se dan en la mecanización de los métodos de explotación.
2.2 Bases teóricas 2.2.1 Perforación
Operación unitaria minera (superficial o subterránea) que realiza agujeros (perforaciones, huecos, taladros, barrenos, etc.) en los macizos rocosos con la finalidad de ser llenados con explosivos para su posterior fragmentación o quebrantamiento.
Para realizar perforaciones se utilizan herramientas y equipos diseñados para tal fin, siendo estos de aleaciones de acero y de diamante artificial.
Dentro de los equipos y herramientas se cuentas con perforadoras, barras o barrenos y brocas o bocas.
2.2.2 Voladura
Actividad mediante la cual se rompe, fragmenta y/o reduce materiales (generalmente duros). Previamente se realizan perforaciones en las cuales se depositan material explosivo predeterminado con elementos detonadores (accesorios de voladura) para realizar dicha actividad.
2.2.3 Método de explotación OCF ascendente con perforación en breasting
Características
Tiene las siguientes características:
• Longitud de tajeo: 50 m
• Altura del Block puente: Pisos de 3.0 m
• Ancho de minado; 3.0 m. Para estratos económicos > a 1.2 m.
• Altura de Rotura por corte 3.0 m.
• Buzamiento de Manto >30°
• Accesos: rampas de accesos que delimitan la potencia de las vetas o mantos.
Perforación:
• Perforación en breasting con máquina perforadora Jackleg
• Diámetro de taladro 41 mm. (juego de brocas 41 mm, 38 mm y 36 mm.)
• Espaciamiento y burden: 0.60 m x 0.4 m
• Presión de aire comprimido 80 PSI
• Altura para perforación 3.0 m Voladura:
La voladura se realiza como breasting y/o frente con explosivo emulsión de 3000 y como accesorios se utiliza mininel, pentacord 3P y como iniciador Carmex ensamblado de 7’
Limpieza:
Para el caso de este método se utiliza scoop con capacidad de cuchara de 1.5 Yd3 o 2.2 Yd3, la ventilación es con ventiladores de 30000 CFM ubicados en la galería adyacente al tajo.
Sostenimiento:
Se asume la siguiente clasificación según evaluación geomecánica:
• Índice RMR entre 25 a 30 (roca Tipo IVB)
• Ancho de Abertura (Wo): 3.00 m.
El sostenimiento según Barton (2002), consistente en shotcrete con fibra de 10 cm de espesor y empernado sistemático con un espaciamiento de 2.0 m x 2.0 m a 2.5 m x 2.5 m, sin embargo considerando el tiempo de auto soporte (3 horas) y las características del
macizo rocoso (roca blanda) se recomienda reemplazar el empernado sistemático por el uso de enfilajes o forepoling como presoporte consistente en pernos de fricción tipo Split Set, Swellex o Hydrabolt de 3.0 m de longitud colocados en la bóveda con espaciados de 0.4 m entre sí con una inclinación (buzamiento) de 30° a 35°.
Relleno:
• Concluido la explotación de cada piso se procederá inmediatamente al relleno detrítico.
• El método consiste en realizar labores en breasting con una sección de 3.0 m x 3.0 m. a partir de un crucero central, realizar el relleno detrítico y proceder al siguiente corte realizando labores paralelos y guiados con los buzamientos de los estratos de las labores ejecutados en el corte anterior.
2.2.4 Método de explotación OCF ascendente con relleno detrítico Características
Tiene las siguientes características:
• Longitud de tajeo: 180 m.
• Altura del Block 50 m vertical.
• Ancho de minado: > 2.0 m.
• Altura de Rotura por corte 2.10 m / 1.50 m.
• Buzamiento de veta 75° a 80°.
• Accesos: Dos chimeneas extremas de bloqueo, que delimitan el tajeo
• Ore Pass equidistantes (dos).
• Chimenea Central que comunica al nivel superior para servicios.
Perforación:
• Perforación vertical con máquina perforadora stoper.
• Longitud de perforación 6 pies y 8 pies (juego de barras 2 pies, 4 pies, 6 pies y 8 pies).
• Diámetro de taladro 41 mm. (juego de brocas 41 mm, 38 mm y 36 mm).
• Espaciamiento y burden: 0.60 m x 0.4 m.
• Presión de aire comprimido 80 PSI.
• Altura para perforación 2.10 m.-3.0 m.
Voladura:
La voladura es en forma masiva por ala, con explosivo emulsión de 3000, como accesorios se utiliza mininel, pentacord 3P y como iniciador Carmex ensamblado de 7 pies.
Limpieza:
Para el caso de corte y relleno Mecanizado se utiliza Scoop eléctrico de 1 Yd3, la ventilación es natural y/o con ventiladores de 30,000 CFM, ubicados en la galería adyacente al tajo.
Sostenimiento:
Se utiliza Split set, mallas electrosoldadas y puntales de madera, con tablas como guarda cabeza cuando existen abras en la labor.
Relleno:
Detrítico en tajeos de corte y relleno, este material es proveniente de las labores de exploración y desarrollo, para rellenar el tajeo se utiliza el Scoop de 1.5 Yd3 o 2.2 Yd3. hasta alcanzar una altura para perforación de 2.30 m a 3.0 m., de acuerdo con el estándar de trabajo, el relleno se hace en cada corte.
2.3 Conceptos básicos
• Actividad: Son operaciones causadas con la finalidad de obtener objetivos determinados con anterioridad.
• Burden: En un frente, son las distancias entre huecos (taladros) horizontales. En tajeos es la distancia entre huecos (taladros) a la cara libre.
• Cara libre: Es el espacio que permite que las ondas explosivas de compresión produzcan la fragmentación o rotura al oponer menor resistencia.
• Costo directo: Es el costo primero en cualquier tipo de actividad y/o acción productiva; es variable.
• Costo indirecto: Es el costo independiente de de la actividad productiva, es fijo.
• Matriz rocosa: Material rocoso exento de fisuras y/o discontinuidades o bloques de roca intacta.
2.4 Hipótesis y variables 2.4.1. Hipótesis General
Reduciendo los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional se aumentará la eficiencia en la mina Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
2.4.2. Hipótesis específicas
• Determinando los parámetros que implican costos de perforación aumentará la eficiencia en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
• Identificando el parámetro que implica mayor costo en perforación se reducirá los gastos en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
2.4.3. Identificación y clasificación de las variables
• Variable independiente.
X = costo de perforación en minera.
X 1 = Aplicación teórica.
X 2 = normativa
X 3 = Manual de procedimientos
• Variable dependiente.
Y = Eficiencia de perforación.
Y 1 = Cálculo y evaluación.
Y 2 = Análisis.
Y 3 = Control y seguimiento 2.4.4. Variables, dimensiones e indicadores
Tabla 1. Operacionalización
Variable Dimensión Indicador
Independiente
Costo de perforación en minera.
• Perforación
• Aplicación teórica.
• Normativa.
• Manual de procedimientos.
Dependiente
Eficiencia de perforación.
• Eficiencia
• Cálculo y evaluación.
• Análisis.
• Control y seguimiento
Capitulo III
Metodología de investigación 3.1 Metodo de investigación
Método científico, el cual es un proceso sistemático de hallazgo que utiliza un ordenado conjunto de criterios para obtener un análisis en torno al tema de estudio. Específicamente utilizaremos los siguientes métodos:
3.1.1 Deductivo - inductivo
Donde se infiere una conclusión a partir de una o varias premisas o desde lo particular hasta lo general para llegar a una conclusión que debe ser verdadera si todas las premisas son asimismo verdaderas.
3.1.2 Analítico
Donde se analizará el todo en partes que lo conforman de una manera específica y luego poder obtener de ellos los conocimientos necesarios para nuestro estudio.
3.1.3 Descriptivo
Donde se podrá conocer todos los aspectos técnicos, teóricos y prácticos que intervienen en el proceso de elaboración de dicha toma de datos y análisis.
3.2 Tipo de investigación
Es Aplicado. Ya que durante el desarrollo de nuestra investigación hemos aplicado, conocimientos desarrollados por otros autores.
3.3 Nivel de investigación.
Descriptivo, ya que describimos la manera y forma de reducir los costos en perforación y voladura.
3.4 Diseño de investigación
Causal ya que describimos relaciones causa – efecto entre cada una de las variables estudiadas.
3.5 Población y muestra 3.5.1 Población.
Labores horizontales de Minera Virgen de Chapi 3.5.2 Muestra.
La investigación tiene como muestra a las labores horizontales de la zona El Triunfo galería 497 de Minera Virgen de Chapi.
3.6 Técnicas e instrumentos de recolección de datos En las técnicas utilizadas tenemos:
Obtención de información
Indagación y acopio de documentos de archivos de la empresa y/o bibliotecas referentes a la investigación.
Observación de muestra
Se tomarán datos muestrales en los frentes de las labores horizontales;
ante, durante y después de las labores mineras.
Instrumentos
Los instrumentos utilizados en la investigación fueron las fichas preparadas por el tesista investigador y las fichas y/o documentos de gestión que se tienen en la compañía.
También se ha contado con instrumentos de medición, como:
• Flexómetro,
• Eclímetro
• Brújula
• Nivel electrónico
• Estación total.
3.7 Proceso y cotejo datos
La toma de datos se hará de tres o más veces en el mismo punto se clasificarán y registrarán en una base de datos para ser analizada.
El análisis constará de arreglos matemáticos y técnicas lógicas de inducción, deducción, análisis, síntesis y estadísticas.
Capítulo IV
Presentación y análisis de resultados 4.1 Generalidades de mina
4.1.1 Localización
La investigación se realiza en Minera Virgen de Chapi, que se ubica en el departamento de Arequipa, provincia de Caravelí, distrito Chaparra, Anexo Alto de la Luna. Así mismo, se localiza en la hoja 32 – O (Chaparra) del Instituto Geográfico Nacional. Los derechos mineros comprenden una extensión de 322 hectáreas.”
Siendo sus coordenadas U.T.M.:
Norte 8 260 331 Este 628 565 4.1.2 Accesibilidad
Al área donde se ubica la concesión minera es puede llegar desde Lima o Arequipa.
El acceso desde la ciudad de Lima al área de la minera se realiza a través de la carretera Panamericana Sur siguiendo el siguiente itinerario:
Tabla 2. Itinerario de acceso de Lima
Zona Trayecto Lapso
Lima - Chala 620 km 10 horas
Chala - Chaparra 50 km 1,5 horas
Chaparra - Mina 10 km 0,5 horas
Total 680 km 12
4.2 Etapas de las operaciones mineras
Las etapas de las operaciones mineras son:
• Exploración
• Desarrollo
• Preparación
• Explotación (producción).
4.3 Labores mineras
4.3.1 Galerías y/o Niveles
Son labores horizontales de 2.2 m x 2.2 m de sección realizadas principalmente con fines exploratorios, para dar accesos y servicios a las zonas de trabajo. Se realizan en forma convencional con equipos como:
• Jackleg (perforadora)
• Scooptram de 1.2 yardas cubicas
• Dumper de 4 toneladas
Las etapas de labor son:
• Perforación: actividad que realiza agujeros, los que son realizados mediante perforadoras Jackleg
• Voladura: actividad que fragmenta la roca o macizo rocoso, mediante la utilización de explosivos y sus accesorios.
• Limpieza: En galerías y cruceros rampas se utiliza los Scooptram de 1.2 Yardas cubicas, hasta las cámaras de carguío para Dumper y en los tajos la limpieza con carretillas hasta los buzones para almacenar en las ventanas de extracción para ser extraídas con el Scooptram.
• Sostenimiento: El sostenimiento se realiza de acuerdo con las características geomecánicas de la labor, como principal elemento de sostenimiento es la madera, Split set, Split set con malla electrosoldada.
Tabla 3. Lapso laboral en niveles y galerías
Actividad Tiempo (h) Operación
Entrada 00:20 X
Observación 00:20 X
Mojado 00:10 X
Desamarrado 00:20 X
transporte 04:00 X
Voladura 00:30 X Salida 00:20 00:20 00:20 00:10 00:20 04:00 03:00 00:30
Total 10:25
Sostenimiento Horas
Cuadros 04:00
Pernos y Malla 02:00
4.3.2 Chimeneas
Vienen a ser trabajos verticales de dos compartimientos, uno para transporte de mineral y el otro para transporte de personal, cuyas medias son de 1,2 m x 2,4 m. estos trabajos son realizados con perforadoras Stoper y/o Jackleg.
Tabla 4. Lapso laboral en chimeneas
Actividad Tiempo (h) Operación
Entrada 00:20 X
Observación 00:20 X
Mojado 00:10 X
Desamarrado 00:20 X
Montaje de puntales 01:00 X
Transporte 02:00 X
Perforación 04:00 X
Voladura 00:30 X
Salida 00:20 00:20 00:20 00:10 00:20 01:00 02:00 04:00 00:30
Total 10.25
4.3.3 Subniveles
Son trabajos horizontales cuyas dimensiones son de 1,8 m x 1,2 m, estas labores son las que delimitan el boque a explotar, son paralelos a las galerías o niveles y tienen el mismo rumbo.
Son realizados con perforadoras Jackleg, el transporte de mineral se realiza con bugui (carretilla) manual hasta las ventanas y/o echaderos.
4.3.4 Tajeos por OCF ascendente
La explotación de mineral se realiza mediante el método OCF ascendente convencional.
Tabla 5. Lapso laboral en tajeos
Actividad Tiempo (h) Operación
Entrada 00:20 X
Observación 00:20 X
Mojado 00:10 X
Desamarrado 00:30 X
Montaje de puntales 02:00 X
Transporte 02:00 X
Perforación 03:00 X
Voladura 00:30 X
Salida 00:10 00:20 00:20 00:10 00:30 02:00 02:00 03:00 00:30
Total 10.25
4.4 Descripción geomecánica de s horizontales Consideraciones generales
Para poder determinar el comportamiento de las cuñas potenciales en las labores subterráneas se realiza un mapeo Geomecánico Estructural que nos permite identificarlas.
El tamaño y forma de las cuñas potenciales en la masa rocosa circundante a esta abertura dependen del tamaño de bloque, forma y orientación de las aberturas y de la orientación de los sistemas de discontinuidades.
Para determinar la estabilidad de las labores, así como para identificar sistemas de fracturamiento y análisis de esfuerzos, se hace uso de programas de modelamiento geomecánico.
El estudio geomecánico de la explotación minera se han de realizar los siguientes:
• Inspección metódica de la zona operativa actual.
• Proceso y reconocimiento geológico.
• Observación de las propiedades geomecánicas de la roca.
El macizo rocoso viene a ser un material complejo, cuyas composiciones son variadas: discontinuidades estructurales, distribución de presiones, presencia de agua, tipos de relleno, variabilidad de las aberturas, rellenos de las aberturas, etc.
El empleo de la tecnología en la Geomecánica es importante para mejorar
labores de mina, definir el tipo de sostenimiento a emplearse y suministrar la correcta inspección de la elaboración de los trabajos de mina.
4.4.1 Modelo geológico
• Territorialmente la unidad se ubica en la banda de aurífera Nazca- Ocoña con rumbo Andino NW-SE, en la que hallamos minerales de oro, dentro de muchos yacimientos auríferos.
• Dentro de la unidad minera se tienen vetas y vetillas, cuyas potencias van de 20 cm a 80 cm, tales como: vetas:
Veta 1, Veta 2, Veta 3, Veta 4, Veta 5, Veta 6, Navidad, Maritza, Shirley, María, Kelly, Diana, Natividad, Las Gaviotas, Santa Rosa, Principal, Fiorella, Ruth, Ruth Piso, Valeria, Dos de abril, de las cuales cuatro están en operación. La mineralogía es simple, conformada por los siguientes minerales: cuarzo, pirita, arsenopirita y calcita. Encontramos mineral de oro libre, como electrum y en inserciones piríticas y arsenopiríticas.
• En nuestra zona de estudio y en los contornos únicamente se presentan rocas del Batolito de la Costa, cuyas edades varían desde el Cretáceo Superior al Terciario Inferior. Principalmente se tiene granodiorita en la parte baja y diorita en menor proporción en la parte alta, cortadas por diques andesíticos y aplíticos. Hay abundantes depósitos de material morrénico, coluvial y aluvial cubriendo las
4.4.2 Modelo geomecánico
En la Mina Virgen de Chapi, la roca caja de nuestras labores de desarrollo y explotación, tiene un rango de 30 a 60 RMR (ya que son:
Roca Mala, Roca Regular A y Roca Regular B).
Existen sistemas de fracturamiento de origen premineral y post mineral, en los que es predominante el sistema post mineral, con espaciamientos entre 20 cm a 60 cm con rumbo N 55° a 60° E en granodiorita y relacionado este se tienen tres áreas diferenciadas desde el punto de vista geomecánico en Virgen de Chapi.
Hacia el Norte de la coordenada 8 262 400 N se tiene la influencia de la Gran Falla Regional con rumbo y buzamiento de N 65º- 75º W/50º - 45º NE la cual, juntamente con el sistema de fracturas que controla las vetas de rumbo y buzamiento de N 25º -60º W/68º - 75º NE, origina una inestabilidad importante en la caja techo, ocasionalmente asociado o un fallamiento fino de bajo ángulo de buzamiento y subparalelo a las Vetas de rumbo y buzamiento de N 20º - 50º W/20º - 35º SW. Aquí se tiene rocas con un RMR de 50 a 60.
Al techo de la Gran Falla Regional, se observa un sistema de fallas subparalelas (Ruth, Valeria, Dos de abril, etc.) con un rumbo y buzamiento de N 70º - 80º E/40° - 45º SE, rellenas de cuarzo en algunos casos y en otros de roca argilizada y óxidos. Entre estas fallas, se observa la presencia de fallas con anchos de 1 m – 2 m, que tienen bajo ángulo, con un rumbo y buzamiento de S 40º E/20º -30º SW, rellenas de cuarzo
y sulfuros algunas veces, y la mayoría de las veces están rellenas de roca muy alterada y óxidos. La calidad de este tipo de rocas también es mala, con un RMR de 21 a 40 y requiere sostenimiento con cuadros de madera en el caso de mantos (estructuras de bajo ángulo de buzamiento).
Al Sur de la coordenada 8 261 700 N las labores también son inestables. Se tienen sistemas de fracturamiento con rumbo y buzamiento de N 55º - 60º E y N 40º -50º W/70º - 75º NE. Adicionalmente, se tienen dos fallas distritales con rumbo y buzamiento de N 80º E/70º - 75º NW que han causado mayor fallamiento fino subparalelo a las cajas, hasta 1.20 m de la veta (Vetas Shirley y Maritza). Se observa incremento acuñamiento en bloques mayores de 1.00 m.
Se observa la presencia de rocas con un RMR de 21 a 40 (calidad mala) en un tramo de 30 m a 40 m. Cerca de la entrada a las labores principales, se observa que la roca presenta un craquelamiento moderado a fuerte debido al intemperismo semiárido de la mina Virgen de Chapi.
En el Crucero Augusto Nv 2080, se observa la presencia de rocas con un RMR de 21-40 (mala) en un tramo de hasta 140 m. Debido a la influencia de la falla regional de bajo ángulo con rumbo y buzamiento de N 85º E/40º - 20º NW, se requiere sostenimiento inmediato con cuadros en su totalidad.
Parámetros geomecánicos
Los datos de mecánica de rocas que son obtenidos para preparar
se ejecutan en la mina, con el fin de determinar con un alto nivel de detallo el tipo de sostenimiento que se va a emplear. Para lo cual necesitamos las subsiguientes nociones:
• Estudio geológico por niveles.
• Categorización del macizo rocoso.
• Propiedades geomecánicas del mineral y de las cajas.
• Manifestación de efluentes acuíferos.
• Reseña geomecánicos y geológicos.
Para cada parámetro se define un valor, según las condiciones halladas en la zona en evaluación. Al sumarse todos los valores se obtiene el RMR.
En la tabla contigua se representan parámetros de validaciones y categorización.
Tabla 6. parámetros de clasificación y sus valoraciones de rocas
Resistenci a a la carga puntual
>10 Mpa 4-10 Mpa 2-4 Mpa 1-2 Mpa
Resistenci a a la compresió
n uniaxial
>250 Mpa 100-250 Mpa 50-100 Mpa 25-50 Mpa 5-25 Mpa
1-5
Mpa <1 Mpa
15 12 7 4 2 1 0
90%-100% 75%-90% 50%-75% 25%-50%
20 17 13 8
> 2 m 0.6 - 2 m 200-600 mm 60-200 mm
20 15 10 8
Superficies muy rugosas y discontinuas
Superficies ligeramente rugosas
Superficies ligeramente
rugosas
Superficie lisa o relleno de falla < 5mm de ancho
No hay separación
Separación < 1 mm
Separación <
1 mm
Separación 1- 5 mm
Roca Inalterada
Roca ligeramente
alterada
Roca muy
alterada Continua
30 25 20 10
Ingreso por cada 10 metros lineales de túnel (l/m)
Ninguna <10 10 - 25 25 - 125
(Presión del agua
de fracturas)/
(σ Principal)
0 <0.1 0.1 - 0.2 0.2 - 0.5
Condicion es Generales
Seco Húmedo Mojado Goteo
15 10 7 4
A. PARÁMETROS DE CLASIFICACIÓN Y SUS VALORACIONES
2 RQD
Valoración
< 25%
3
Para este rango, es preferible realizar el ensayo de compresión
uniaxial Resisten
cia de la roca intacta
Valoración 1
Parámetro Rango de valores
3
Espaciamiento de las discontinuidades
Valoración
< 60 mm 3
4
5
Agua Subterrá
nea
Relleno de falla > 5 mm de ancho
Separación > 5 mm
Continua
Valoración Condición de discontinuidades
(Ver Tabla E)
0
Valoración
Chorreando
0
> 125
> 0.5
Muy favorable Favorable Regular Desfavorable
0 -2 -5 -10
0 -2 -7 -15
0 -5 -25 -50
B. AJUSTE DE LA VALORACIÓN POR LAS ORIENTACIONES DE LAS DISCONTINUIDADES Orientaciones del rumbo y buzamiento
Valoraciones Cimientos Taludes Túneles y Minas
Muy desfavorable -12 -25
Una vez conseguido la equivalencia de RMR, se establece el tipo de soporte que se debe utilizar, empleando la Cédula (cartilla) geomecánica:
Figura 1. Cartilla geomecánica
< 1 m 1 - 3 m 3 - 10 m
6 4 2
Ninguna < 0.1 mm 0.1 - 1.0 mm
6 5 4
Muy rugoso Rugoso Ligeramente rugoso
6 5 3
Ninguno Relleno duro <
5 mm
Relleno duro
> 5 mm
6 4 2
Inalterado Ligeramente alterado
Moderadame nte alterado
6 5 3
E. LINEAMIENTOS PARA LA CLASIFICACIÓN DE LAS CONDICIONES DE LAS DISCONTINUIDADES
1
Relleno blando < 5 mm
2 Altamente alterado
1
0 Relleno blando
> 5 mm 0 Descompuesto
0 10 - 20 m
1 1-5 mm
1 Liso
> 20 m 0
> 5 mm 0 Superficie suavemente Valoración
Relleno de falla Valoración
Valoración Meteorización Longitud de la discontinuidad
Valoración Separación (apertura)
Valoración
Rugosidad
Regular Desfavorable
F. EFECTO DEL RUMBO DE LA DISCONTINUIDAD Y DE LA ORIENTACIÓN DEL BUZAMIENTO EN TÚNELES
Muy desfavorable Regular
Buzamiento 45 - 90º Buzamiento 20-45º
Buzamiento 0 - 20º - Independiente del rumbo Regular
Muy Favorable Favorable
Rumbo paralelo al eje del túnel Excavación hacia el
Excavación contra el buzamiento
Buzamiento 45 - 90º Buzamiento 20 - 45º Excavación contra el buzamiento
Excavación hacia el buzamiento Rumbo perpendicular al eje del túnel
Representación gráfica de cuñas
Presentan ángulos altos con respecto al buzamiento el factor de seguridad de estas cuñas es óptimo, como se muestra en la figura 4.
Figura 2. Lugar ocupado por una cuña
Tipos de sostenimiento
A continuación, se muestran los tipos de sostenimiento usados en la mina Chapi, tomando en cuenta la calidad de roca que pueda presentarse. Ver la figura 5, 6 y 7.
Figura 3. Sostenimiento con malla y penos Split Set 7’
Figura 5. Sostenimiento con madera, se observa el cribbing
4.4.3 Dimensionamiento de Labores (Aberturas Máximas)
Mediante la presente se procede a realizar los cálculos para estimar las aberturas máximas de las excavaciones según calidad de roca (Dimensionamiento) en el yacimiento Virgen de Chapi.
El fin es considerar esta información dentro del diseño para no exceder del cálculo Geomecánico establecido, dentro del cual se mantendrá estable la excavación.
4.4.3.1 Metodo de diseño de abertura
La curva de abertura crítica actualizada por Pakalnis el 2002 con valores de roca de mala calidad se presenta en la siguiente figura. La abertura crítica se define como el diámetro
la excavación expuesta (techo). Esta abertura expuesta es contrastada con la calidad de la roca inmediata del techo para establecer la condición de estabilidad. La abertura de diseño se refiere a la abertura sin sostenimiento y/o abertura con sostenimiento local.
La condición de estabilidad se clasifica en tres categorías:
Excavaciones Estables
• No se presentan caídas de roca del techo.
• No se observa deformaciones en el techo de la excavación.
• No se han instalados cantidades importantes de sostenimiento.
Excavaciones Potencialmente Inestables
• Requieren de sostenimiento adicional para prevenir las fallas potenciales del macizo rocoso.
• Deformaciones hacia el interior del techo.
• Se requiere de trabajos de sostenimiento frecuentes.
Excavaciones Inestables
• El área ha colapsado.
• La zona de falla por encima del techo de la excavación es aproximadamente 0.5 veces el ancho de la excavación.
• El sostenimiento no fue efectivo para controlar la inestabilidad.
Figura 6. Curva de diseño de excavaciones
Nota: adaptado de Pakalnis, 2002. Mecánica de Rocas. Madrid, España.
De acuerdo con el diagrama de Pakalnis y al dimensionamiento de nuestras excavaciones que no exceden los 4.0 metros se puede indicar:
Para RMR > 51 (Regular A): La condición de la excavación son Estable.
Para RMR entre 31 a 50 (Mala A – Regular B): La condición de la excavación es Potencialmente Inestable,
Para RMR ≤ 30: La condición de la excavación es Inestable. Requiere mayor sostenimiento.
Tabla 7. Equivalencias geomecánicas Roca
Tipo
RMR Q GSI Calidad
III A 51 - 60 2 - 6 F/R Regular A
III B 41 - 50 0.7 - 1.9 MF / R Regular B IVA 31 - 40 0.2 - 0.6 MF / P Mala A IVB 21 - 30 0.07 - 0.2 MF/ MP Mala B
V < 20 < 0.07 IF / MP Muy mala
La máxima abertura auto estable se calcula de acuerdo con el criterio de Barton cuya fórmula se expresa a continuación:
Tabla 8. Aberturas máximas
Aberturas máximas (m)
Labor permanente Labor temporal Calidad
Tipo de roca
Q Mínimo (m)
Máximo (m)
Mínimo (m)
Máximo (m)
Regular A III A 2 - 6 4.22 6.97 9.24 15.25
Regular B III B 0.7 - 1.9 2.77 4.22 6.07 9.24
Mala A IV A 0.2 - 0.6 1.68 2.77 3.68 6.07
Mala B IV B 0.07 - 0.2 1.10 1.68 2.42 3.68
Muy Mala V < 0.07 ≤ 1.10 ≤ 2.42
4.4.3.2 Cálculo de longitud de pernos
Se realiza mediante: L = (2 + 0.15 B) / ESR Tabla 9. Longitud de pernos
Ancho (B) Labor Permanente (1.6)
Labor Temporal (3.5)
3.0 1.53 0.70
3.5 1.58 0.72
4.0 1.63 0.74
4.5 1.67 0.76
Los cálculos teóricos se toman como base para el análisis del sostenimiento mas no como definitivos, debido que son parte de todo un análisis que se da en una evaluación geomecánica.
4.5 Reducción de costos de perforación en labores horizontales 4.5.1 Datos del estudio de julio
En la realización de las labores de perforación y voladura en el frente de la galería 497 (zona El Triunfo) se advierten insuficiencias en las longitudes de avance por guardia y por disparos.
En el lapso de julio se realizaron veinte tomas de muestras, teniendo en la primera toma de datos 1,68 metros lineales de avance, quedando un dato de 0,92 metros. Así se fue realizando las mediciones a diario, teniendo generalmente mas ineficiencias que eficiencias en las voladuras.
Luego de las mediciones y toma de datos diarios, obtuvimos los siguientes resultados promedios:
• Cantidad de taladros treinta y dos (32)
• Metros lineales de avance 1,66 m.
• Cartuchos de dinamita por disparo 172.
• Material estéril 8,37 metros cúbicos.
4.5.2 Datos del estudio de agosto
En la realización de las labores de perforación y voladura en el frente de la galería 497 (zona El Triunfo) se advierten insuficiencias en las longitudes de avance por guardia y por disparos.
En el lapso de agosto se realizaron veinte tomas de muestras (al igual que el mes anterior), teniendo en la primera toma de datos 1,64 metros lineales de avance, quedando un taco de 1, 12 metros. Así se fue realizando las mediciones a diario, teniendo generalmente más ineficiencias que eficiencias en las voladuras.
Luego de las mediciones y toma de datos diarios, obtuvimos los siguientes resultados promedios:
• Cantidad de taladros treinta y dos (32)
• Metros lineales de avance 1,64 m.
• Cartuchos de dinamita por disparo 169.
• Material estéril 8,25 metros cúbicos.
4.5.3 Datos del estudio de setiembre
En la realización de las labores de perforación y voladura en el frente de la galería 497 (zona El Triunfo) se advierten insuficiencias en las longitudes de avance por guardia y por disparos.
En el lapso de setiembre se realizaron veinte tomas de muestras (al igual que julio), teniendo en la primera toma de datos 1,63 metros lineales de avance, quedando un taco de 1,17 metros. Así se fue realizando las mediciones a diario, teniendo generalmente más ineficiencias que eficiencias en las voladuras.
Luego de las mediciones y toma de datos diarios, obtuvimos los
• Cantidad de taladros treinta y dos (32)
• Metros lineales de avance 1,62 m.
• Cartuchos de dinamita por disparo 165.
• Material estéril 8,31 metros cúbicos.
4.5.4 Indicadores de voladura Factor de carga
El factor de carga en los desarrollos y preparaciones se han mantenido a lo optimo en los frentes de voladuras, teniendo que realizar capacitaciones a personales en temas de carguio de frentes y asistencia de personal de Famesa. La factor de carga se observa en siguiente cuadro promedio.
Tabla 10. Factor de carga
Laboreo kg-m (optimo) kg-m (real)
Desarrollo 25,16 20,57
Preparación ¡6,32 15,05
Factor tonelaje
Los factores promedios alcanzados fueron:
Método kg-m (optimo) kg-m (real)
OCF 0,25 0,19
4.5.6 Costo en perforación y voladura (antes)
Tabla 11. Costo de perforación y voladura (anterior)
Costos US $/m
Voladura 83.19
Perforación 9.19
Útiles varios 24.08
EPPs 12.08
Aceros 25.87
Mano de obra 77.00
Total, US$/ m avance 231.41
4.5.6 Costo en perforación y voladura (propuesto) La malla propuesta tendrá la siguiente distribución:
Figura 7. Carga explosiva y accesorios en diagrama propuesto
Con el diagrama propuesto de obtienen los siguientes costos, costos que son menores a los anteriores:
Tabla 12. Costo de perforación y voladura (propuesto)
Costos US $/m
Voladura 76,01
Perforación 10,12
Útiles varios 23,68
EPPs 11,11
Aceros 24,88
Mano de obra 72,20
Total, US$/ m avance 218,00
Observando las tablas 11 y 12 se puede deducir que con el nuevo diagrama propuesto de obtiene una reducción de US $ 12,41 en los avances de frentes de la galería 497 (zona El Triunfo).
4.6 Discusión de resultados
Posterior a la evaluación de los costos obtenidos (antes y propuesto) de acuerdo con el nuevo diagrama y a la estructura de distribución de explosivos, en la ejecución de labores horizontales (zona el Triunfo) se tiene que, si se ha podido reducir los costos, por tanto, se podría decir que nuestra propuesta debe ser ejecutada.
Se debe de mencionar que no se realizó ningún tipo de cambio, aparte de proponer un nuevo diagrama de perforación y una nueva la distribución de carga explosiva dentro de ella.
Del replanteo del diagrama de perforación se observa que de treinta y dos taladros hemos realizado una variación a treinta y cinco taladros (se realizó un aumento de tres taladros). En cuanto a la longitud del taladro, este parámetro se
mantuvo los seis pies de largo. El aumento de taladros perforados en la corona, lo que hace que el corte sea controlado en la voladura.
Los taladros cargados con explosivos en el diagrama anterior eran treinta y uno ahora tan solo serán veinte y ocho taladros, por lo cual los tres taladros no cargados son para mantener una voladura controlada en la corona.
Conclusiones
1. El costo integro de avance horizontal anterior comparado con el costo actual en dólares por metro lineal, nos da un ahorro de US $ 12,41, de lo cual afirmamos que el diagrama de perforación y voladura propuesto será más rentable para nuestra compañía, por tanto, debe ser ejecutada.
2. Con nuestra propuesta de perforación y voladura el diagrama tendremos treinta y cinco taladros perforados a comparación de los treinta y dos anteriores, pero ahora tan solo serán cargados con explosivos veinte ocho, siendo cinco taladros no rellenados con explosivos ubicados en la corona para obtener una mejor voladura controlada, reduciendo los explosivos en un kilogramo 37/100 por cada disparo.
3. Los parámetros con mayor costo identificados son la cantidad de taladros perforados, el numero total de cartuchos de dinamita utilizados y el numero de taladros cargados con explosivos, parámetros que han sido modificados en número y cantidad para hacer más optima la perforación y la voladura; y así reducir los costos de esta actividad.
Recomendaciones
1. Ejecutar más ensayos con otras muestras de explosivos, pudiendo ser anfos y emulsiones, para establecer cuál de ellas se ensambla mejor a la malla diseñada y al tipo de roca. Inspeccionar y registrar siempre el frente de la Galería 497 (zona El Triunfo) y las otras labores de avance, antes, durante y después de la perforación y voladura para hacer su alcance, con el fin de ver el conducta de la roca y establecer el nueva delineación de la malla de perforación y la carga explosiva adecuada para la reducir los costos, en base al burden y espaciamiento, porque no hay nada más cambiante que el macizo rocoso el cual parece no comprender nuestras dificultades en entenderlo.
2. Ejercer seguimientos exhaustivamente en frentes proyectados, en la perforación, para controlar el paralelismo, haciendo uso de guiadores y que el diseño de malla adecuada de perforación tenga implicancias para reducir los costos de perforación.
3. Inspeccionar los elementos de carga explosiva por m3 de material fragmentado del reparto de explosivo por disparo con respecto al volumen del material roto o fragmentado para conocer la cantidad de explosivo que se está utilizando por metro cúbico de roca fragmentada.
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Universidad Nacional Jorge Basadre Grohman - Robert Antonio Loza Carcasas Aplicación del método de Holmberg para el mejoramiento de la malla de voladura en la empresa minera aurífera retamas S.A.
Anexos
Anexo 1. Matriz de consistencia
Problemas Objetivos Hipótesis Variables Metodología
Problema general
¿Cómo reducir los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional de minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.?
Objetivo general Reducir los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional en la minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
Hipótesis general Reduciendo los costos de perforación en labores horizontales en minería convencional se aumentará la eficiencia en la mina Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
Variable independiente.
Costo de perforación en minera
Variable dependiente.
Eficiencia de perforación
Metodo de investigación:
Científico
Tipo de investigación:
Aplicado
Nivel de investigación:
Descriptivo
Diseño de investigación:
Causal Problemas específicos
¿Cuáles son los
parámetros que implican costos en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.?
Objetivos específicos Determinar los
parámetros que implican costos en perforación en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
Hipótesis especificas Determinando los parámetros que implican costos de perforación aumentará la eficiencia en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
¿Cuál es el parámetro que implica mayor costo y tiene mayor incidencia en la perforación en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.?
Identificar el parámetro que implica mayor costo y tiene mayor incidencia en la perforación en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
Identificando el parámetro que implica mayor costo en
perforación se reducirá los gastos en minera Virgen de Chapi 87 de Ica S.A.C.
Anexo 2.
Resumen de precios unitarios y fijos
Anexo 3.
Malla de perforación anterior
Anexo 4.
Malla de perforación propuesto
Anexo 5 Planos
Diseño de tajo corte y relleno ascendente, limpieza con carretilla
