UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
INFORME DE PRÁCTICAS PRE – PROFESIONALES
INGENIERIA DE MINAS
COMPAÑÍA
: VOLCAN CIA. MINERA
UNIDAD MINERA
: U.E.A. YAULI
MINA
: ANDAYCHAGUA
AREA
: PRODUCTIVIDAD OPERACIONES MINA
PERIODO DE PRÁCTICAS
: JUNIO - SETIEMBRE
ASESOR
: ING. CESAR TABRAJ GONZALO
PRACTICANTE
: PAREDES LÒPEZ MANUEL ALFONSO
PRESENTACION
: 5 DE SETIEMBRE DEL 2008
AGRADECIMIENTO
A VOLCAN CIA. MINERA, por haberme brindado la oportunidad de realizar mis prácticas pre profesionales.
A los ingenieros del staff VOLCAN, técnicos y obreros en general que fueron unos maestros más, en mi formación técnica practica.
Al técnico minero William Elvis rivera, mi compañero; así como a mi jefe de trabajo, el Ing. Cesar Tabraj Gonzalo, que más que compañero y jefe fueron grandes amigos.
Además de un agradecimiento especial a mis padres; al Ing. Sandro Paredes Zavaleta y al Ing. Carlos Román Basurto, que hicieron posible el desarrollo de mis prácticas pre profesionales en esta compañía. A ellos un eterno “gracias”.
RESUMEN
El presente informe refleja todo el trabajo realizado en campo, y es la recopilación de los informes diarios que contienen los datos de campo de cada una de las tareas programadas en el plan de prácticas de VOLCAN CIA. MINERA.
Primer capitulo; contiene las generalidades de la compañía, donde se expone el
sistema de trabajo, políticas de la empresa, geografía, clima y vegetación.
En el segundo; capitulo hacemos un breve tratado sobre la geología del lugar, donde se
trata la geología estructural, regional y local, así como su petrología, el sistema de veta Andaychagua y su mineralogía.
Tercer capitulo; se hace una descripción del método de explotación usado en mina
Andaychagua.
Cuarto capitulo; contiene el total de los informes producidos para cada actividad y
separados por empresa especializada.
Quinto capitulo; contiene las conclusiones producto de la práctica pre profesional. Sexto capitulo; contiene las recomendaciones producto de la práctica pre profesional. Séptimo capitulo; se expone un trabajo particular, realizado por el practicante en el área
de perforación y voladura, este trabajo consiste en la realización de una malla de perforación utilizando el modelo matemático de holmberg.
Octavo capitulo; anexos
Noveno capitulo; hace referencia a la bibliografía usada para la elaboración de dicho
informe.
En el presente informe se logra poner en practica, toda la parte teórica que el practicante trae de sus centro de estudios, se pudo contrastar los conceptos e ideas desarrolladas en el aula con lo que el trabajo de campo nos muestra.
ÍNDICE
AGRADECIMIENTO RESUMEN
ÍNDICE
CAPITULO I : GENERALIDADES
1. DESCRIPCIÓN DE VOLCAN CIA. MINERA 2. POLÍTICAS DE LA EMPRESA
3. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA 4. GEOGRAFÍA 5. CLIMA: 6. VEGETACIÓN CAPITULO II : GEOLOGÍA 1. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL: 2. GEOLOGÍA REGIONAL: 3. GEOLOGÍA LOCAL: 4. PETROLOGÍA:
5. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:
CAPITULO III : MINERÍA
CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACIÓN VERTICAL
CAPITULO IV : OPERACIONES MINA
1. PERFORACIÓN Y VOLADURA HORIZONTAL: 2. PERFORACIÓN Y VOLADURA VERTICAL 3. ACARREO Y/O LIMPIEZA CON SCOOPTRAM: 4. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
5. SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET 6. RELLENO DE TAJOS
7. TRANSPORTE CON VOLQUETES
CAPITULO V : CONCLUSIONES CAPITULO VI : RECOMENDACIONES
CAPITULO VII : MALLA DE PERFORACIÓN HORIZONTAL UTILIZANDO EL ALGORITMO DE HOLMBERG
CAPITULO VIII : ANEXOS
INTRODUCCION
Este informe refleja todas las experiencias adquiridas en el desarrollo de la práctica. Uno de los principales objetivos de todo alumno de ingeniería de minas cuando egresa de la universidad, es conocer y ver de cerca todas las actividades en operaciones mina, objetivo que en gran parte puede cumplir en mina Andaychagua y trabajando paralelamente con las empresas especializadas, ya que son ellas las que hacen posible el desarrollo y crecimiento de la mina.
En el presente informe se ha tratado de exponer todos lo resultados y promedios obtenidos a partir de los datos de campo.
CAPITULO I
GENERALIDADES
7. DESCRIPCION DE VOLCAN CIA. MINERA:
VOLCAN CIA MINERA S.A.A. inicia sus operaciones al adquirir la empresa minera Mahr Túnel S.A. propiedad de Centromin Perú S.A. en el año 1997; en los siguientes años, una serie de adquisiciones y fusiones hacen de volcán CIA minera S.A.A. el primer productor de zinc a nivel nacional y el tercero a nivel mundial.
Actividad básica
La actividad básica lo constituye la explotación y el tratamiento de minerales poli metálicos para la obtención de concentrados de cobre, plomo y zinc con contenidos de plata.
La ubicación de las operaciones de volcán CIA minera S.A.A. se encuentran enclavadas en la cordillera central de los andes y se desarrolla como una corporación minera en la producción de zinc, con procesos productivos competitivos. Se cuenta con tres U.E.A (unidades económicas administrativas) de operación con un área total de 98700 hectáreas. Estas tres unidades son las siguientes:
U.E.A cerro de Pasco:
Mina subterránea : Paragsha Tajo abierto : Raúl Rojas
Concentradoras : Paragsha y San Expedito Planta de extracción por solventes
U.E.A Yauli:
Minas subterráneas : Carahuacra, San Cristóbal, Andaychagua y Ticlio. Concentradoras : Victoria, Andaychagua y Marh Túnel
U.E.A Chungar:
Minas subterráneas: Animon Concentradora Animon
9. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA:
La unidad de producción de andaychagua, inicia sus actividades en 1987 como consecuencia de la necesidad de explotar la veta andaychagua y adyacentes, así como optimizar las instalaciones productivas y el uso de los recursos geológicos.
La unidad de producción Andaychagua está constituida por la mina central y la concentradora Andychagua.
UBICACIÓN Y VÍAS DE ACCESO
El distrito de andaychagua, está ubicado en la zona central del Perú, a 181 km. en línea recta hacia él SE de lima, sobre el flanco este de la cordillera occidental de los andes centrales y a una altitud media de 4550 m.s.n.m. esta determina por las coordenadas geográficas: 76°05’ longitud oeste, 11°43’ latitud sur.
La mina andaychagua está localizada políticamente en el anexo San José de Andaychagua, distrito de Huayhuay provincia de Yauli, departamento de Junín.
Esta unidad se ubica a 45.2 km desde la carretera central, con una altitud de 4477 metros sobre el nivel del mar y con fuerte relieve topográfico, formando quebradas con escasos recursos de vegetación.
Existen dos vías de acceso para legar a Andychagua:
Parte de la oroya y sigue su recorrido por la carretera central hasta el cruce lima – Cut off; luego sigue por la carretera afirmada que pasa por Pashashaca, Marh túnel, Carahuacra, San Cristóbal llegando hasta andaychagua.
Por la carretera central, viajando de Huancayo a la oroya o viceversa. En el trayecto hay una bifurcación hacia huari, donde podemos encontrar una carretera afirmada que pasa por colpa, Huayhuay, llegando a andaychagua.
10. GEOGRAFÍA:
Las altitudes varían de 4500 msnm (mina San Cristobal, Carahuacra, andaychagua) hasta 5200 msnm. (Nevado chumpe). Según la división altimétrica de J.P.Vidal (1948) estos lugares corresponden la región puna (4100 a 4800 msnm) y janca (4800msnm a mas). Se caracterizan por su gran altitud y relieve irregular encontraste con los valles en U a los que se le asigna un origen glacial. Entre ellos se tiene el valle glacial Carahuacra, andaychagua, chumpe y el valle de Yauli.
11. CLIMA:
En esta zona el clima es frio y seco ya que se encuentra dentro de la región geográfica denominada puna.
La estación lluviosa es entre los mese de noviembre a marzo con precipitaciones solidas como nevadas y granizadas, las temperaturas varían entre 15 °C y 0°C, entre el día y la noche.
La estación seca se da entre abril y octubre, es la etapa del año que soporta las menores temperaturas, llegando hasta bajo 0°c, durante las primeras horas del día.
12. VEGETACIÓN:
Por estar ubicado, este lugar por encima de 4000 m de altitud y por, las inclemencias del clima, la vegetación que se desarrolla en abundancia es el Ichu que alcanzan hasta un metro de altura.
CAPITULO II
GEOLOGIA
6. GEOLOGIA ESTRUCTURAL:
La estructura regional dominante es el Domo de Yauli. Está ubicado en el segmento central de la cordillera occidental de los andes peruanos; aparece como una estructura Domal tectónica que comprende, por el norte, desde el paso de Atincona en la zona de Ticlio; pasando por el distrito minero de Morococha, el distritito minero Carahuacra - San Cristóbal - andaychagua, por el sur se extiende hasta la quebrada de Suitucancha y las proximidades de la laguna Cuancocha la longitud de acuerdo al rumbo del eje del domo es de 35 a 60 km aproximadamente y el ancho es de 10 a 15 km y su orientación mantiene la dirección andina NNW-SSE. Su flanco E buza entre 30 y 40 ° mientras su flanco W buza entre 60 y 80 °, en el núcleo del domo se superponen las tectónicas Hercinicas y andinas que afectan a las rocas desde el Excélsior hasta el Casapalca.
En el sector W las formaciones del jurasico y cretácico se encuentran afectadas por grandes y alagados pliegues muy apretados, fallas inversas y largos sobre – escurrimientos productos de los esfuerzos compresivos, con desplazamientos hectometricos.
Por os esfuerzos compresivos también se producen fracturamientos anti andinos tensiónales bien desarrollados a los que está relacionada la mineralización polimetálica. Está conformada por varios anticlinales y sinclinales, de los cuales los anticlinales más importantes son el de chumpe y el de Yauli (ultimátum) este sistema estructural NNW-SSE de pliegues, fallas, fracturas y sobre escurrimientos constituyen el flanco oeste del domo de Yauli.
Es un sistema regional mucho más amplio que excede los límites del el mismo abarca las hojas de Matucana y la Oroya entre las que se emplaza parcialmente el domo de Yauli. Estas estructuras son producto de la fase compresiva de la orogenia andina.
Dos periodos principales de tectónica son reconocidos en la región; el primero del pérmico inferior, denominado tectónica Tardihercinica, que dio lugar a un intenso plegamiento de las filitas Excélsior, el segundo periodo es denominado tectónica andina, que plegó principalmente en la rocas mesozoicas, comenzó a fines del cretácico y continuo durante el principio y mediados del terciario, reconociéndose tres etapas de plegamiento en la cordillera de los andes; el “Peruano” afines dl cretácico, y antes de la disposición de las capas rojas; el “incaico” a principios del terciario, fue el más intenso y a él siguió un periodo de actividad ígnea; y finalmente el “quechua” a mediados del terciario.
Al seguir actuando las fuerzas de compresión dieron lugar a la formación de fracturas de cizalla de rumbó E-W.
7. GEOLOGIA REGIONAL:
El distrito minero de andaychagua está localizado en la parte sur –este de una amplia estructura regional de naturaleza domatica que abarca casi íntegramente los distritos de Morococha, San Crisobal y andaychagua. Esta estructura inicialmente fue denominada “complejo Domal de Yauli” (J.V. Harrison. 1943) y en el presente trabajo se le denomina “domo de Yauli”.
El domo de Yauli está constituido por varias unidades litológicas cuyas edades van desde el paleozoico inferior hasta el cretáceo inferior, arregladas en una serie de anticlinales y sinclinales de ejes aproximadamente paralelos, el depósito minero de andaychagua se localiza en el llamado “anticlinal de chumpe “cuyo eje se alinea en dirección N45°W, mostrando doble unidad hacia el NW y hacia él SE.
Intrusivo de composición acida, intermedia y básica, han cortado o son paralelos a la secuencia estratigráfica del anticlinal chumpe.
8. GEOLOGIA LOCAL:
La secuencia estratigráfica del distrito de andaychagua muestra rocas sedimentarias y volcánicas, cuya edades varias desde el devónico hasta el cuaternario. Estas rocas han sido intensamente plegadas, constituyendo diversas estructuras entre las cuales se distinguen el anticlinal de chumpe, cuyo eje se orienta en forma paralela a la estructura general de los andes. La mineralización se presenta en vetas rellenando fracturas, las cuales atraviesan casi enteramente las filitas, volcánicos y calizas. Mantos y cuerpos mineralizados se emplazan principalmente en las calizas de la formación pucara.
9. PETROLOGIA:
En esta zona se puede encontrar los siguientes tipos de roca:
• Formaciones sedimentarias:
o Calizas blancas fosilíferas o Lutitas rojas
o Areniscas
o Calizas blancas y amarillas o Brechas calcáreas de chert o Calizas laminadas con yeso o Calizas arenosas
o Brechas y areniscas de erosión. o Filitas. o Mármoles fosilíferos o Cuarcitas • Formaciones ígneas: o Basalto o Diorita + gravo o Capas tufáceas.
o Volcánicos/volcánicos clásticos morados
o Intrusito intermedio (tipo Carahuacra Andaychagua E) o Intrusito acido (Tipo Chumpe)
o Volcánicos/volcánicos clásticos básicos
10. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:
El sistema de vetas andaychagua se encuentra al sur oeste del intrusivo de chumpe y en el flanco E dl anticlinal del mismo nombre. Está conformado por las vetas: principal andaychagua, ramal norte, Puca Urco, Prosperidad I, Prosperidad II, Esther, Marty, Rosie, Clara, Martha y Milagros. Todas están emplazadas en los volcánicos catalina y solo las más persistentes como la veta principal y Prosperidad II se extienden hasta las filitas en el extremo sur oeste. La veta de mayor importancia es la denominada Andaychagua, actualmente en explotación.
La Veta Andaychagua es la segunda estructura en orden de extensión conocida en el área.
La longitud de la fractura es casi 5 km de los cuales cerca de 3 km han sido mineralizados. La estructura tiene un rumbo promedio de N30°E y su buzamiento de 72°-90° NW, a veces con buzamiento al SE.
Cuando la estructura llega al contacto con las filitas se bifurca en varios ramales que todavía no han sido bien reconocidos.
El movimiento principal a lo largo de la fractura ha sido horizontal a su sentido dextral teniendo un desplazamiento total de 200 metros. Este movimiento horizontal probablemente tuvo un componente vertical de pequeña magnitud en sentido inverso. Un movimiento rotacional mediante el cual la caja techo se ha movido en sentido de la agujas del reloj comparado con la caja piso, se reduce por el desplazamiento del contacto entre los volcánicos y filitas. La potencia de la veta andaychagua varia de 1.8 a 7.5 m en sus extremos, llegando hasta 18 m en su unión con la veta prosperidad.
CAPITULO III
MINERIA
TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$ 25,400 1.62 0.04 0.12 2.81 44 1.41 39.08 TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$ 321,800 1.21 0.68 0.05 2.67 118 3.78 52.77
TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag oz/t Ag U.S.$ 269,200 0.80 0.25 0.07 3.65 138 4.45 67.41
TOTAL RESERVAS PROBADO PROBABLE
TOTAL RECURSOS MEDIDO INDICADO
CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACION VERTICAL
DESCRIPCION:
En este método de explotación, el minado se realiza de arriba hacia abajo en los diferentes horizontes o pisos de mineral, aplicando posterior mente el relleno hidráulico sementado.
El sistema consiste en la extracción del mineral por medio de frentes pilotos (galerías en mineral) de 5 m de altura por el ancho de la mineralización por 115 m de longitud de tajeo (un ala). A continuación de hace una perforación vertical hacia debajo de 8 metros a todo el largo del tajeo (banqueo vertical), y se realiza la voladura. Posteriormente se extrae el mineral en una altura de 3 m quedando un espacio libre entre la losa y el piso de mineral de 8 m. por último se hace el relleno sementado en dos etapas hasta alcanzar rellenar 7 m de altura; se espera el tiempo de fragua de 7 días y se procede a extraer los 5 m de mineral que quedan rotos debajo de la loza rellenada por el slot que es la cara libre del banco y se reinicia el ciclo de trabajo.
Esta probado que las eficiencias aumentan con este método a pesar de los cosos elevados. Esto es superado con la velocidad de minado.
RELLENO CEMENTADO: BP-900E Tj. 300 Tj. 400 Tj. 500 Tj. 600 Tj. 1100 Tj. 1200 Tj. 1300 BP-800 E BP-900E N V-900 R-BOR ER 660 CH -580 BP-900E NIVEL 1000 CH-1047 CH-542 CH-470 CH-995 CH-782 C H. 78 2 CH-750 CH-728 CH-721 R ampa 3 Rampa 10 Rampa 300
Concluido el corte en un tajeo se prepara para relleno. Esta preparación consiste en construir varias represas o paños de relleno de unos 12 metros de longitud aproximadamente. Con esta primera represa se rellena la losa de 3 m de altura con una mezcla de cemento en una proporción ya estandarizada para obtener resistencias de 140 – 160 kg/cm2. Apenas fragua este relleno, se prepara una segunda represa, sobre este nuevo piso, que en este caso alcanza los 4 m del tajeo, con una mezcla menos rica, y luego se espera 7 días para reiniciar el siguiente ciclo de producción.
La construcción de las represas escalonadas permiten ciertas ventajas, como: controlar que el relleno alcance la parte más alta abierta del tajeo, recuperar tuberías de relleno, etc.
Las barreras se construyen empleando: redondos de madera de 8 pulg de diámetro por 12 pies, tabla, poli yute o tela arpillera, etc. (mas adelante se trata el método de encofrado).
APLICACIÓN DEL MÉTODO:
Se aplica en cuerpos mineralizados o vetas, cuando el sistema de limpieza y relleno son mecanizados.
Se puede trabajar en cuerpos irregulares.
Se trabaja en las zonas de material mineral poco consistente. En el caso de la mina Andaychagua el RMR de la veta es de 25 – 30, mientras que las rocas encajonantes tienen un RMR superior a 50.
Generalmente se aplica en extracción de reservas considerables.
Es un método apropiado para la aplicación de relleno hidráulico cementado. Presenta mejor seguridad y condiciones para el personal.
PASOS: 1)
3)
5) 6)
7) 8)
9) 10)
11)
CAPITULO IV
OPERACIONES MINA
4. PERFORACION Y VOLADURA HORIZONTAL:
AREA : MINA
ACTIVIDAD : PERFORACION Y VOLADURA
EE : JRC
CNSAC
RESUMEN EJECUTIVO:
PERFORACION EN FRENTES
CNSAC
KPI UNID RESULTADOS
LONGITUD DE BARRA pies 14
m 4.27
LONGITUD PROM X TAL pies 10.36
m 3.16
EFICIENCIA DE PERFORACION % 74
AVANCE PROMEDIO m 2.82
VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42
EFICIENCIA DE DISPARO % 89.53
HORAS HOMBRE METRO hhm 1.55
HORAS JUMBO METRO hJm 0.5
KPI UNID RESULTADOS
LONGITUD DE BARRA pies 12
m 3.66
LONGITUD PROM X TAL pies 9.07
m 2.76
EFICIENCIA DE PERFORACION % 75.6
AVANCE PROMEDIO m 2.60
VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42
EFICIENCIA DE DISPARO % 94.21
HORAS HOMBRE METRO hhm 2.01
VOLADURA EN FRENTES
JRC
CNSAC
KPI UNID MINERAL DESMONTE
F. CARGA kg/m 17.67 22.25
F. CARGA (KG/M3) kg/m3 0.8 1.05
F. CARGA (KG/TN) kg/tn 0.35 0.55
KPI UNID MINERAL DESMONTE
F. CARGA kg/m 22.85 27.77
F. CARGA (KG/M3) kg/m3 1.02 1.37
INTRODUCCION
El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación y voladura en la mina PUCA URCO y mina ANDAYCHAGUA.
El trabajo se basa en tomar datos de la actividad de perforación y voladura en las labores donde esté trabajando la E.E JRC y CNSAC.
Entre los principales parámetros tomados in-situ son: el nivel, labor, equipo, Tiempo de perforación, emboquillado y demoras, horometros de tiempo, longitud real de perforación, spam, Área y avance post voladura. Para los datos post voladura se hace imprescindible la acción de una contra guardia, que en el tiempo que duro la supervisión fue cubierta por el Técnico Minero Elvis Rivera.
Todos datos son gracias a la E.E. JRC que nos dejo participar en sus labores de explotación y desarrollo en el nivel 300 Mina PUCA URCO.
MARCO TEORICO:
PERFORACION:
La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinado a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores.
Se basa en los principios mecánicos de percusión y rotación, cuyos efectos de golpe y fricción producen el astillamiento y trituración de la roca en el área equivalente al diámetro de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud del barreno utilizado.
La eficiencia de perforación consiste en lograr la máxima penetración al menor costo.
La perforación se efectúa por los siguientes medios:
Percusión: Con efecto de golpe y corte como el de un cincel y martillo. Ej.: el
proporcionado por los martillos neumáticos pequeños y rompe pavimentos.
Percusión – rotación: Con efecto de golpe, corte y giro, como el producido por las
perforadoras neumáticas comunes.
Rotación: Con efecto de corte por fricción y presión (pull down), sin golpe, como el
producido por las perforadoras rotatorias para open pit.
Abrasión: Con efecto de corte por fricción y rayado con material muy duro (desgaste de
la roca, sin golpe), como el producido por las perforadoras diamantinas para exploración.
VOLADURA:
En voladura se aprovecha la disponibilidad instantánea de alta energía de los explosivos como una herramienta para producir la rotura de rocas en forma eficaz y económica.
Esta operación comprende a dos efectos fundamentales: la fragmentación y el desplazamiento.
El primero se refiere al tamaño promedio de los fragmentos obtenidos, su distribución y porcentaje por tamaños, mientras que el segundo se refiere al movimiento de la masa de la roca triturada.
Una buena fragmentación es importante para facilitar la remoción y transporte del material volado.
Poco movimiento puede dificultar este trabajo como en el caso de los disparos “plantados”, mientras que por otro lado, un desplazamiento excesivo hacia delante producirá dispersión y mezcla de materiales, (dilución de leyes si se trata de minerales).
EXPLOSIVOS:
Son compuestos o mezclas de sustancias capaces de transformarse por medio de reacciones químicas de oxido – reducción, en productos gaseosos y condesados. El volumen inicial ocupado por el explosivo se convierte en una masa mayor mente gaseosa que llega a alcanzar altas temperaturas, y en consecuencia muy altas presiones.
Estos fenómenos son aprovechados para realizar trabajos mecánicos aplicados en el rompimiento de materiales pétreos, lo que constituye la técnica de “voladura de rocas”.
CARACTERISTICAS PRÁCTICAS DE LOS EXPLOSIVOS:
Son las propiedades físicas que identifican a cada exp0losivo y que se emplean para seleccionar el más adecuado para una voladura determinada, entre ellas mencionamo0s a las siguientes:
Potencia relativa: Es la mediada del “contenido de energía” del explosivo y del trabajo
que puede efectuar. Se mide con la prueba de trauzl.
Brisance o poder rompedor: Es el efecto “demoledor o triturador” que aplica el explosivo
sobre la roca para iniciar su rompimiento. Se determina mediante la prueba de guess.
Densidad: la densidad de la mayoría de los explosivos varía entre 0.8 a 1.6 en relación
con la unidad (agua a 4 ºC y 1 atm), y al igual que con la velocidad cuanto más denso se proporcionara mayor efecto de brisance
Velocidad de detonación: es la medida de la velocidad con la que viaja la onda de
detonación a lo largo de la masa o columna de explosivos, sea al aire libre o dentro de un taladro.
Aptitud a la transmisión o simpatía: Al ser detonado un cartucho este puede inducir la
detonación de otro vecino por “simpatía”.
Sensitividad: A nivel internacional son diferentes interpretaciones sobre sensibilidad y
sensitividad, aquí les presentamos como se emplea usualmente en nuestro país. Los explosivos deben ser suficientemente sensitivos para ser detonados por un iniciador adecuado.
Estabilidad: Los explosivos deben ser estables y no descomponerse en condiciones
ambientales normales.
Sensibilidad: existen dos clases:
Sensibilidad al calor: Los explosivos al ser calentados gradualmente legan a una
temperatura en que se descomponen repentinamente con desprendimiento de llamas y sonido que se denomina “punto e ignición”.
Sensibilidad al golpe: Muchos explosivos pueden detonar fácilmente por efecto de
golpe, impacto fricción, por seguridad es importante conocer su grado de sensibilidad a estos estímulos, especialmente durante su transporte y manipuleo.
Categoría de humos: la detonación de todo explosivo comercial produce vapor de agua,
nitrógeno, bióxido de carbono y, eventualmente sólidos y líquidos.
Resistencia al agua: es la habilidad para resistir una prolongada exposición al agua sin
perder sus características.
EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN MINA ANDAYCHAGUA:
EXPLOSIVO SEMEXA 80 % SEMEXA 65 % SEMEXA 65 % GELATINA 75 %
DIAMETRO (pulg) 1 1/8 1 1/2 7/8 1 1/8 LONGITUD (pulg) 8 12 7 8 KG X CART (kg) 0.142 0.37 0.081 0.174 KG X CAJA (kg) 25 25 25 25 BOLSAS X CAJA 4 4 4 4 UNID X BOLSA 41 17 77 36 UNID X CAJA 164 68 308 144 DATOS TECNICOS Más usados en frente con agua y como cebos Más usados en banqueo. Son cartuchos pequeños utilizados en taladros cuadradores y corona. Se utiliza en zonas de alta humedad.
DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA
EMPRESA ESPECIALIZADA JRC
JRC Ingeniería y Construcción es reconocida por ejecutar labores mineras como prospección y explotación, además de la ejecución de Obras Civiles, Eléctricas, Mecánicas y servicios en general para la gran minería. JRC se crea el 29 de mayo del 2000, en las Unidades de Cerro de Pasco y Yauli, el 2001 en Iscaycruz hasta la fecha, en
junio del 2006 en Brocal y en Octubre del 2007 en Islay en toda la operación, Obras civiles en Chungar y en San Rafael con MINSUR. Nace como una alternativa ideal para la minería y construcción teniendo como política fundamental el adecuamiento a las necesidades o requerimientos de nuestros clientes, basados en la flexibilidad, comunicación y calidad de trabajo. Contamos con una organización sólida, eficiente, formal con equipos propios en cada uno de las unidades y tenemos una población laboral aproximada de 1000 colaboradores.
VISION
Ser la empresa número uno en servicios mineros y de obras civiles para la mediana y gran minería en el Perú.
MISION
Lograr la completa satisfacción de nuestros clientes cumpliendo los estándares internacionales de calidad, ser fuente de empleo en las zonas donde laboremos, respetando su seguridad integral, así como el cuidado del medio ambiente.
POLÍTICAS DE TRABAJO
La política de JRC, señala que las prácticas administrativas basadas en la seguridad, salud ocupacional y el medio ambiente redundan en beneficio de sus empleados, accionistas y las comunidades en las que opera. JRC como una empresa especializada, está a la vanguardia en la implementación de mejoras operacionales que ofrecen una mejor administración de la seguridad, salud ocupacional y medio ambiente.
EMPRESA ESPECIALIZADA CNSAC
CN MINERIA Y CONSTRUCCION SAC es una empresa con más de 12 años de experiencia, especializada en las actividades de planeamiento, ejecución y control de proyectos de minería a cielo abierto y subterráneo, transporte de minerales, concentrados y metales.
Pagina Web: www.cnsac.com.pe
Dirección: Jr. Mariscal Nieto Nº 117 Urb. El Pino Industrial San Luis
Teléfono: 511- 3260943 - 6128989 Fax 511 6128989 (208) DESCRIPCIÓN DEL TRABAJO
Personal:
o Operador o Ayudante
•Inspección de la labor (ventilación, desate, tiros fallados, limpieza de frente, etc.)
•Revisión del equipo y accesorios
•Pintado de malla de perforación, gradiente y centro de labor.
•Ubicación y posicionamiento del jumbo.
•Instalación de aire y agua.
•Iluminación del frente
•Limpiado de la parte inferior del frente para arrastres.
•Instalación de la broca según diámetro de perforación del taladro.
•Perforación del frente
•Desinstalación de aire y agua
RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 1) MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 2)
MALLA DE PERFORACION (anexo 3)
EQUIPO:
JUMBO AXERA DO 5USO
El Axera 5-126 es un jumbo electro - hidráulico para el desarrollo en mina y hace túneles hasta de 38 m2. El jumbo tiene un grado óptimo de cobertura formada por, rotación 360° y
automático, paralelismo para la perforación rápida y fácil de la cara. El jumbo se puede también utilizar para corte piramidal y la perforación de taladros para pernos. El gran chasis está diseñado para una buena visibilidad y equilibrio, y su sistema móvil de cuatro ruedas de gran alcance asegura maniobrar rápido y seguro en lugares estrechos. El sistema de la perforación del alto rendimiento permite alto funcionamiento de la perforación con buena economía y alta rentabilidad de la maquina. El ambiente del operador y sistemas automáticos permiten que el operador se concentre en seguridad, rapidez y exactitud de la perforación.
ESPECIFICACIONES PRINCIPALES SISTEMA MOVIL 1 x TC 5
PERFORADORA 1 x HLX5
ALIMENTACION 1 x TF 500
SISTEMA DE CONTROL 1 x THC 560
PAQUETE DE ENERGIA 1 x HP 560 (55 Kw)
DISPOSITIVOS DE LUBRICACION 1 x KVL 10-1 COMPRESOR 1 x CT 10
BOMBA DE AGUA 1 x WBP 1
INTERRUPTOR PRINCIPAL 1 x MSE 05
CARRETE DE CABLES 1 x TCR 1 LONGITUD 10 855 mm ANCHURA 1 750 mm ALTURA 2 100 / 3 100mm PESO 12 000 kg VELOCIDAD • Horizontal 12 Km./h • 14% = 1:7 = 8° 5 Km./h GRADIENTE máx. 35 %
NIVEL DE RUIDO < 98 dB(A)
DIMENSIONES GENERALES
• PERFORADORA: HLX5 ROCK DRILL
o PESO 210 kg o LONGITUD 955 mm o ALTURA DE PERFIL 87 mm o ENERGIA 20 kW
o MAXIMA PRESION DE TRABAJO Percusión 225 bar Rotación175 bar
o ACEROS RECOMENDADOS T38- H35-R32
T38-H35-alpha 330 T38-R39-R35 o ADAPATADOR Shank 7304-7585-01 (T38) o PRESION DE AGUA 10 - 20 bar
• TIPO DE CILINDRO DE ALIMENTACION: TF 500 FEED
FUERZA DE ALIMENTACION 25 kN
• B 26 F BOOM
Tipo: perforación paralela Peso: 1 900 kg Rotación: 360° Extensión: 1 200 mm
• SISTEMA ELECTRICO: HP 560 POWER PACK
Motor eléctrico 1 x 55 Kw (75 hp) Motor: trifásico
Tipos de bomba:
Percusión, feed & boom Axial pistón, 1 x 130 l/min. Variable displacement Rotación 1 x 60 l/min. gear pump
Filtración - Pressure 1 x 20 micrón Return 1 x 10 micrón
Hydraulic tank volumen 180 liters
• TC 5 CARRIER
Motor: Diesel Deutz BF4L 2011, 55 kW (74hp) Trasmisión hidrostática: Automática
Frenos: Service Hydrostatic transmission+positive braking Emergency & parking Hydraulic oil immersed
Multiple disc brakes on both axles Safety canopy Hydraulic: FOPS-ROPS
Tanque lleno: 80 litros Tanque hidráulico 55 litros
CIRCUITO AIRE
Compresora: C.T. 10, screw type
Capacidad: 1000 l/min. ad 7 bar Motor eléctrico: 7.5 kW (10 hp) Lubricación: Shank 1 x KVL 10-1 Consume de aire 250-350 l/min. Consume de aceite 180-250 g/h
DIEMNSIONES DE CARROCERIA
CIRCUITO DE AGUA
Tipo de bomba: 1 x WBP 1
Capacidad: 30 l/min. ad 11 bar Motor eléctrico: 4 kW (5.5 hp) Enfriamiento: 30 kW
SISTEMA ELECTRICO
Total de energía 70 kW
Interruptor principal 1 x MSE 05
Estándar de voltaje 380...690 V / 50 o 60 Hz
ÁREA DE COBERTURA
ACEROS DE PERFORACION: BARRA HEXAGONAL 14 PIES
BARRA R32 – 14 PIES VIDA UTIL 10000 PIES
BROCA CONICA – R32CON INCERTOS BALISTICOS 2 pulgadas Vida útil: 2000 pies
BROCA RIMADORA CON INCERTOS BALISTICOS 4 pulgadas
OBSERVACIONES Y RECOMENDACIONES
OBSERVACIONES:
1. No utilizan taco inerte, algunos autores recomiendan que el taco inerte debe ser el
0.5 de su burden o 10 veces el diámetro del taladro, o debe estar entre 12 a 15 cm. La no utilización genera fuga de gases producidos por los explosivos, y por ende aumenta el número de explosivos a utilizar y con esto el costo de voladura.
Desventajas:
• Perdida de presión interna en el taladro para que los gases hagan el trabajo de trituración y desplazamiento.
• Perdida de gases que fugan por la boca del taladro.
• Aumento de kg de explosivo por frente.
• Sobre rotura por exceso de explosivo.
• Mayor debilitamiento d la labor.
• Elevación de costos en explosivo, mano de obra para cargar un número mayor de explosivos y disminución del rendimiento hombre /guardia por demora en cargar frentes con mayor cantidad de explosivos.
• Mayor sostenimiento por labores sobre debilitadas.
2. No realizan voladura controlada.
Desventajas:
• Superficies de rocas menos lisas e inestables.
• Mayor sobre excavación, lo que aumenta el acarreo.
• Mayor agrietamiento de la roca.
• Mayor vibración.
• Mayor costo que la voladura convencional.
• Mayor demora por el incremento de trabajo.
Desventajas:
• Poco avance después del disparó
• Mala fragmentación
• Elevación de costos por voladura secundaria en Muchos casos.
• Labor con esfuerzos debilitados.
4. No se pinta malla de perforación: en muchos casos no se pinta malla y en otros
se hace un pintado parcial de la malla.
Desventajas:
• Mala distribución de los taladros.
• Mala fragmentación.
• Poco avance.
• Sobre rotura de la labor.
• Gasto para voladura secundaria en corrección de la dirección y sección de la labor.
5. Corrección de dirección de barra en plena perforación:
Desventajas:
• rompen barra
• desviación del taladro.
6. Falta de servicios: el más común es la falta de agua:
Desventajas:
• retrasa el trabajo.
• Baja el rendimiento de la maquina y operador.
• Eleva los costos de perforación por metro lineal.
• Disminuye la productividad.
7. Estabilidad interna de los taladros: en muchos frentes se trabajo con una baja
eficiencia de perforación, la longitud perforada era muy inferior a la longitud de la barra de perforación.
Esto, según los operadores, se debía a que si perfora con una eficiencia de 90 a 95 % los taladros pasado un tiempo muy corto se cierran, por la fragilidad interna del terreno.
Desventajas:
• Baja eficiencia de perforación.
• Bajo rendimiento de maquinaria y accesorios.
• Elevación del costo de perforación.
• Poco avance.
RECOMENDACIONES
1. Utilización de taco de arcilla.
Ventajas:
• Disminución de la pérdida de gases.
• Disminución de la cantidad de explosivo.
• Disminución del debilitamiento de la labor
• Reducción del factor de carga.
• Disminución en cosos de sostenimiento para labores con sobre rotura.
Se debe hacer el estudio de la cantidad de explosivo que escapa para poder calcular la cantidad exacta de explosivo desperdiciado.
Exsa como otros autores de mallas de perforación recomiendan el uso de taco inerte, por las pruebas que han realizado.
Exsa como empresa productora de explosivos nos brinda una serie de datos técnicos del explosivo, uno de ellos es la cantidad de litros de gases por kilogramo de explosivo.
Si Exsa nos proporcionara el porcentaje de gases que escapa al no haber taco inerte, podríamos calcular los kilos de explosivo que no ejercen trabajo.
Y después se haría un estudio del costo del taco inerte puesto en frente versus el costo de los kilos de explosivos que se pierde por no tener taco inerte.
2. Voladura controlada.
Ventajas:
• Mayor estabilidad de la roca.
• Menor vibración.
• Menor agrietamiento de la roca.
• Menores costos por sostenimiento.
• Mayor seguridad para el trabajo.
3. Paralelismo: uso de guiadores
• Mejor fragmentación.
• Maximiza el avance después d la voladura.
• Buen apilamiento del material roto.
• Mayor eficiencia del disparo.
4. Pintado de malla:
Ventajas:
• Llevado correcto de la dirección, sección y gradiente de la labor.
• Mejor distribución de taladros.
• Se le da velocidad al trabajo de perforación, debido a que no se pierde tanto tempo en emboquillado.
5. Uso de tubos de pvc:
Ventajas:
• Mayor estabilidad interna del taladro.
• Mejor distribución de la carga explosiva.
• Rapidez a la hora del carguío.
• Mayor eficiencia de perforan.
• Mayor avance en los frentes.
5. PERFORACION Y VOLADURA VERTICAL
AREA : MINA
ACTIVIDADES : PERFORACION TIPO BANQUEO
EE : RESEMIN
INTRODUCCIÓN
El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación de bancos en mineral - mina ANDAYCHAGUA.
PERFORACION TIPO BANQUEO
KPI UNID RESULTADO
DIMETRO DE TAL Pulg. 2.5
BURDEN DISEÑO m 1.5
ESPACIAMIENTO DISEÑO m 1.7 VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 6.38
HH hh 20.39
DISPONIBILIDAD MECANICA % 88.19 DISPONIBILIDAD OPERATIVA % 46.4
DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA: RESEMIN
RESEMIN S.A. Empezó sus operaciones en 1988, como una empresa con un enfoque singular, proporcionar a sus clientes servicios especializados y soluciones para su crecimiento, en la industria de la minería.
Además de proveer a nuestros clientes de Repuestos y Componentes, equipos y maquinarias de primera línea como nuestro Raptor con tecnología de punta, contamos con un equipo de Servicio y Mantenimiento de nuestras representadas, que promueven la asistencia a nuestros clientes, tanto en la instalación de su maquinaria y el uso correcto de los insumos, como en un permanente soporte post-venta.
Somos su socio ideal para llevar adelante en conjunto, sus proyectos garantizados con nuestros equipos e insumos. Competitividad, tecnología y alta calidad de estándares internacionales.
EQUIPO: RAPTOR DH
JUMBO LONG HOLE “RAPTOR” CAPACIDA DE PERFORACION Full 360 Taladros paralelos 1.70 m de corredera Perforación: hasta 40 metros de 2 hasta 3.5 “ de diámetro
VENTAJAS
Optimo anclaje de la columna de perforación debido a dos gatos hidráulicos, uno para el techo y otro para el piso.
Velocidad de perforación doble a triple del equivalente neumático. Ahorro del 50 % del consumo de energía.
Ambiente de trabajo más limpio
Excelente control de la perforación debido al panel de cable control remoto.
PRINCIPALES COMPONENTES CARRIER: RDC3, de 4 llantas, autopropulsado Largo: 4.30 m Ancho: 1.90 m Altura: 2.15 m Peso: 3,850 Kg PERFORADORA: De 15 Kw de Potencia de Impacto.
VIGA LONG HOLE:
Modelo LH-1305 utiliza barras MF de 5 o 4 pies de longitud Incluye Mordaza Hidráulica PANEL DE MANDOS: MR-12 Cable Eléctrico control remoto POWER PACK:
55 Kw, con bomba Rexroth A10V071
BRAZO:
Viga con corredera lateral.
TABLERO:
Estrella triángulo, 440 volts, 60 Hz
BOMBA DE AGUA:
Grundfos CR4-60.
VIGA CON DOBLE ANCLAJE
APLICACION: Sublevel Stoping Sublevel Caving Perforación de chimeneas CAPACIDAD DE PERFORACION Full 360°
Taladros paralelos, 1.70 m de corredera Perforación : hasta 40 m, de 2 a 3.5” ø
VENTAJAS
• Optimo anclaje de la columna de perforación debido a 2 gatos hidráulicos, uno para el techo y otro para el piso
• Velocidad de perforación doble a triple del equivalente neumático
• Ahorro de 50% en el consumo de energía
• Ambiente de trabajo más limpio
• Excelente control de la perforación debido al panel de Cable Control Remoto
OPCIONAL: DTH
1. No utilizan eclímetro. Desventajas:
Bajo paralelismo de taladros. Bajo rendimiento de la voladura.
Producción de bancos con grandes dimensiones.
Gastos en voladura secundaria por existencia de bancos. Desestabilización de las cajas por voladura deficiente. Dilución producida por desviación de los taladros. 2. No hay homogeneidad en la altura de taladros.
Desventajas:
El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarriara sobre gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.
RECOMENDACIONES:
1. Utilizan de Eclímetro. Ventajas:
Mejor paralelismo de taladros. Alto rendimiento de la voladura.
Mejor granulometría del material volado. No hay necesidad de voladura secundaria.
Menor debilitamiento de las cajas por la voladura. Menor dilución producida por la voladura.
2. Mejor control en la altura del taladro. Ventajas:
El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarreará sobre gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.
RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 4) MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 5)
6. ACARREO Y/O LIMPIEZA CON SCOOPTRAM:
AREA : MINA ACTIVIDAD : ACARREO
: CNSAC
RESUMEN EJECUTIVO
KPI UNID JRC CNSAC
DISPONIBILIDAD MECANICA PROM % 92.54 92.734
DISPONIBILIDAD OPERATIVA PROM* % 54.65 50.2393
CAPACIDAD DE CUCHARA yd3 6 4
FACTOR DE LLENADO DE CUCHARA % 85 85
CAPACIDAD DE CUCHARA m3 3.9 2.6
CAPACIDAD DE CUCHARA** tn 7.42 4.95
*LA DISPONIBILIDAD OPERATIVA ES EL PORCENTAJE DE UTILIZACION.
**LA CAPACIDAD EN TONELAJE FUE CALCULADO CON EL PESO ESPECÍFICO DEL DESMONTE.
MATERIAL: DESMONTE
KPI UNID JRC CNSAC
DISTANCIA m 80 120
VOL POR HORA m3/hr 79.74 42.13
TN POR HORA tn/hr 151.83 80.21
GAL POR HORA gal/hr 4.81 3.53
GAL POR METRO CUBICO gal/ m3 0.071 0.115
VELOCIDAD PROMEDIO LLENO km/hr 5.678 4.677
VELOCIDAD PROMEDIO VACIO km/hr 6.977 5.931
TIEMPO PROM POR PASE min/pase 2.93 3.70
INTRODUCCIÓN
El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de limpieza y acarreo con el uso de scooptram en la mina ANDAYCHAGUA. El trabajo se basa en tomar datos de los diferentes tiempos que necesita el scooptram para desarrollar su tarea.
ACARREO:
Es la operación por la que se traslada el material arrancado hasta un punto determinado, ya sea una cámara de acumulación un lugar provisional de almacenamiento.
El acarreo dentro de una mina puede ser continuo, discontinuo o una mezcla de ambos.
TIPOS DE ACARREO:
LLENADO DE VOLQUETE
ACUMULACION DE CARGA EN CAMARAS.
LHD:
LOAD = Cargar
Cargar una cantidad grande de material
HAUL = Transportar
Transportar el material a un área específica.
DUMP = Descargar Descargar la carga en un camión o en un área específica.
DISPONIBILIDAD MECANICA (DM): Es el índice que evalúa la eficiencia de
mantenimiento. Muestra el porcentaje del tiempo programado que el equipo está disponible para ser usado, es decir, descuenta el tiempo por reparación y mantenimiento.
(
)
HP MPR RME MP HP− + + = DMDISPONIBILIDAD OPERATIVA (DO): (utilización efectiva del equipo) es el índice que
muestra la eficiencia con que se usan los equipos, es decir, el porcentaje del tiempo programado que el equipo es aprovechado en las operaciones.
(
MP RME MPR)
HP HNT + + − = DO DONDE:HP : Horas programadas MP : Mantenimiento preventivo
RME : Reparaciones mecánicas eléctricas MPR : Mantenimiento preventivo.
HNT : Horas netas trabajadas. DESCRIPCION DEL TRABAJO
• El operador debe contar con todos sus equipos de protección personal.
• Tomara la orden de su supervisor y se dirigirá su lugar de trabajo.
• Se debe verificar el buen funcionamiento y estado del equipo usando su control de preuso – check list.
• El check list debe de ser firmado por el operador y por el mecánico que entrega el equipo al salir del taller de mantenimiento.
• Si el equipo se encuentra en zona de trabajo, deberá de ser firmada por el operador y por el supervisor de zona.
• Cuando el equipo se declara inoperativo se colocara la tarjeta de fuera de uso, además el mecánico usara la tarjeta para bloquear el sistema de arranque – lock out.
• El operador verificara las condiciones de la vía.
• Para la limpieza el operador debe bajar el equipo y evaluar la zona de trabajo, verificara que se encuentre desatada y sostenida de ser el caso.
• El operador está obligado a verificar el desatado de su labor.
EQUIPO:
SCOOPTRAMUn Scooptram es un equipo de bajo perfil diseñado sobre todo para realizar trabajos en mina subsuelo o en zonas confinadas. El Scooptram se diseña para levantar cargas pesadas.
PARTES PRINCIAPLES DE UN SCOOPTRAM:
Las secciones mayores del Scooptram son:
• Cuchara.
• Bastidor Frontal.
• Compartimiento del Operador.
• Compartimiento del motor y tipo de aceite motor que usa es SAE 15 W 40.
DATOS IMPORTANTES PARA TRANSPORTAR SCOOPTRAMS EN RAMPAS
Es importante que debamos tener en conocimiento el grado de gradiente en que deben transitar los scooptram ya sean cargados o vacíos para que así puedan tener mejor rendimiento en el acarreo y evitar demoras.
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS EQUIPOS LHD VENTAJAS
Alta flexibilidad Gran movilidad Alta productividad
Menor tiempo de limpieza en las labores Facilidad en el carguío a los volquetes
DESVENTAJAS
Alto costo para la obtención de estos equipos
Personal profesional o con gran capacidad para operar los equipos
Mayor ventilación en interior mina, rampas, acceso y tajos adecuados para el equipo.
Alto costo en reparaciones DATOS TOMADOS EN CAMPO (ANEXO 6) MODELO DE INFORME DIARIO (ANEXO 7)
6. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
AREA : MINAACTIVIDAD : SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
EE : UNICON
ROBOCON
CNSAC JRC
RESUMEN EJECUTIVO
Sostenimiento con shotcrete vía seca
KPI UNID JRC CNSAC
EQUIPO UTILIZADO PARA MEZCLAR scooptram (4dy3) lampa EQUIPO UTILIZADO PARA TRANSPORTE scooptram (4dy3) scooptram (4dy3)
AREA SHOTCRETEADA X GUARDIA m2 52.65 78
PORCENTAJE DE REBOTE % 30 30
PORCENTAJE DE RUGOSIDAD % 45 45
VOLUME DISEÑO SHOTCRETE X
GUARDIA m3 3.82
7.47
VOLUME REAL SHOTCRETE X GUARDIA m3 4.25 8.33
HORAS NETAS TRAB X GUARDIA h 3.83 6.26
Sostenimiento con shotcrete vía húmeda
MARCO TEORICO:
a. SHOTCRETE
El shotcrete (mortero, o gunita) comenzó a utilizarse hace casi 90 años. Los primeros trabajos con shotcrete fueron realizados en los Estados Unidos por la compañía Cement-Gun (Allentown, Pensilvania) en 1907. Un empleado de la empresa, Carl Ethan Akeley, necesitaba una máquina que le permitiera proyectar material sobre mallas para construir modelos de dinosaurios, e inventó el primer dispositivo creado para proyectar materiales secos para construcciones nuevas.
Cement-Gun patentó el nombre “Gunite” para su mortero proyectado, un mortero que contenía agregados finos y un alto porcentaje de cemento.
Hoy en día todavía se utiliza el nombre “gunita”. En ciertas clasificaciones equivale al mortero proyectado, pero los límites de tamaño de grano varían (según el país, la definición del límite para el agregado máximo es de 4, 5, o incluso hasta 8 mm).
Actualmente existen dos métodos de aplicación para el shotcrete:
El proceso de vía seca y el de vía húmeda. Las primeras aplicaciones del shotcrete se hicieron mediante la vía seca; en este método se coloca la mezcla de cemento y arena en una máquina, y la misma se transporta por mangueras mediante la utilización de aire comprimido; el agua necesaria para la hidratación es aplicada en la boquilla.
La gran cantidad de ventajas que tiene el shotcrete como proceso de construcción, y los avances logrados en equipos, materiales y conocimientos, lo han convertido en una herramienta importante para una variedad de trabajos.
Se aplica shotcrete para resolver problemas de estabilidad en túneles y en otras construcciones subterráneas. Además, hoy en día esta técnica es un factor clave para el soporte de rocas en aplicaciones tales como:
• Construcción de túneles • Operaciones mineras
KPI UNID UNICON ROBOCON
ESPESOR DE LANZADO Pulg. 2 2
SLUMP Pulg. 6 6
AREA SHOTCRETEADA X LABOR m2 81.97 88
PORCENTAJE DE REBOTE % 10 10
PORCENTAJE DE RUGOSIDAD % 40 40
VOLUME DISEÑO SHOTCRETE X LABOR m3 6.41 6.88
VOLUME REAL SHOTCRETE X LABOR m3 6.75 7.5
HORAS NETAS TRAB X LABOR h 3.09 2.96
Nº TRAB X LABOR 4 4
DISPONIBILIDAD MECÁNICA MAMBA % 88.97 81.67
• Hidroeléctrica
• Estabilización de taludes
Más del 90 % de todo el shotcrete es utilizado para soporte de rocas.
Actualmente el uso del shotcrete es menos frecuente que el del concreto tradicional; sin embargo, este material ofrece la posibilidad de una gran variedad de aplicaciones, entre ellas:
• Recubrimientos de canales • Reconstrucción y reparaciones • Pantallas marinas
• Concreto refractario
• Protección contra incendio y anticorrosivo • Construcciones nuevas
• Agricultura (pozos de estiércol)
• Mampostería y estabilización de muros de ladrillo
El shotcrete es el método de construcción del futuro debido a sus características de flexibilidad, rapidez y economía.
b. SHOTCRETE VIA HUMEDA:
El uso del método por vía húmeda comenzó después de la Segunda Guerra Mundial. A semejanza del concreto ordinario, se preparan las mezclas con toda el agua necesaria para hidratarlas, y se bombean en equipos especiales a través de las mangueras. La proyección del material se efectúa mediante la aplicación de aire comprimido a la boquilla. Si bien algunas personas afirman que el shotcrete es un concreto especial, lo cierto es que no es sino otra manera más de colocar el concreto. Al igual como ocurre con los métodos tradicionales de colocación, el shotcrete requiere ciertas características particulares del concreto durante la colocación, y al mismo tiempo requiere satisfacer todas las demandas tecnológicas normales del concreto – relación agua/cementante, cantidad de cemento, consistencia correcta y postratamiento. En el mundo entero abundan trabajos de shotcrete de mala calidad debido a que la gente se olvida de que el shotcrete no es sino otra manera de colocarlo, y de que es fundamental cumplir con todos los requisitos tecnológicos del concreto.
• Es el método que últimamente ha generado mayor aceptación.
• Los equipos están diseñados para proyectar altos volúmenes de mezcla en operación continua.
• La compactación de la mezcla en paredes resulta relativamente menor, porque le aire comprimido necesita mayor energía.
• Existe menor rebote durante el lanzado.
• Se puede controlar la relación agua – cemento, por cuanto esta no depende del operador.
• Se puede controlar la velocidad del impacto de las partículas, por que el operador maneja la regulación del aire durante el lanzado.
• La mezcla puede contener agregados hasta de un Ф ½” como tamaño máximo.
• No es recomendable emplear este método en operaciones de soporte inmediato, después de la excavación del túnel, por las discontinuidades de la operación.
c. SHOTCRETE VIA SECA:
Este sistema es el método clásico y no requiere de una mecanización especializada.
Se adapta con facilidad a las condiciones cambiantes del terreno, sobre todo cuando hay presencia de agua. Todos los materiales incluyendo los aditivos son mezclados previamente al recorrido del material por la manguera, hasta la tobera.
El agua requerida para la hidratación de la mezcla, es introducida en la boquilla, para ser manualmente regulada, por lo que depende la habilidad del operador.
El equipo es más compacto, por lo tanto, más adaptable en túneles con espacio limitado o con sección pequeña.
La mezcla puede contener agregados hasta de Ф ¾” de tamaño máximo. Se produce polvo durante la operación de lanzado.
La perdida por rebote inevitable es alta.
La producción es relativamente baja en comparación a los otros medios.
d. CURADO:
Al igual que el concreto, el shotcrete también debe ser curado de tal manera que su resistencia potencial y su durabilidad sean completamente desarrolladas.
El mejor método de curado es mantener húmedo el shotcrete continuamente por siete días, utilizando para tal fin el agua.
El curado natural, puede ser considerado siempre y cuando la humedad relativa del lugar sea mayor de 85 %.
e. PORCENTAJE DE REBOTE:
El rebote está formado por los componentes que no se adhieren a la superficie en tratamiento, existe muchos fundamentos teóricos y prácticos para su evaluación, pero en cualquier caso, el porcentaje de rebote depende de:
Relación agua/ cemento
• Habilidad del operador
• Preparación de la mezcla
Granulometría d la mezcla
• Árido grueso = mayor rebote
Eficiencia de la hidratación
• Presión de agua
• Diseño de la boquilla o lancha.
Velocidad de proyección
• Capacidad del comprensor
• Diseño de la boquilla
• Habilidad del operador
Angulo y distancia del impacto
• Habilidad del operador
• Limitación de accesos
Densidad de la aplicación
• Especificaciones de obra
• Dosificación de acelerantes
• Habilidad del operador.
En el proceso de la mezcla húmeda el rebote está entre 8% y 13 % por peso, mientras que en el proceso de mezcla seca el rebote puede ser de 25% y 35 %.
Las siguientes condiciones podrían reducir el rebote: contenido de cemento más alto, más finos en la mezcla, tamaño más pequeños de los agregados máximos, adecuado contenido de humedad de los agregados, una graduación más fina y la inclusión de la microsilica.
Es necesario además recordar que las prácticas adecuadas de manipulación de la boquilla inciden en el menor rebote.
f. PORCENTAJE DE RUGOSIDAD
El porcentaje de rugosidad está referido al porcentaje de deformación del terreno debido a rocas sobresalientes que generan cavidades, donde la cantidad de shotcrete aumenta. Empresas como Unicon y Robocon trabajan con porcentajes según el grado de cantidad de rocas sobresalientes.
Para nuestro estudio en shotcrete vía seca o húmeda tomaremos el 40 % como el porcentaje de rugosidad, para emplearla en nuestra formula de cubicación.
Los valores qué utilizan Robocon y Unicon los daremos a conocer en la parte de shotcrete vía húmeda.
En VOLCAN CIA. MINERA existen dos empresas especializadas en concreto lanzado vía húmeda como son: UNICON Y ROBOCON.
Estas empresas trabajan con la misma fórmula de cubicación técnica, pero utilizan diferentes porcentajes de rugosidad.
Unicon
F
RG = 15%En el presente informe, después de hacer varias practicas de cálculo de cubicación y comprobándola con el concreto lanzado, utilizaremos el 40 % de rugosidad. Ya que es la que con este factor nos acercamos más a la cantidad real de metros cúbicos de concreto lanzado.
Además comprobando con la formula de VOLCAN CIA MINERA S.A.A. (1m3 = 12,86m2) el factor de 40 % es el que más se acerca, teniendo una diferencia de decimales.
g. METODO DE CUBICACION TECNICA
C
t= Pe x L x E x F
RBx F
RG Ct: Metros cúbicos a lanzar (m3)Pe: Perímetro de la labor (m)
Pe=H x 2 + A
L: Largo del sector a shotcretear (m).
E: espesor que va a tener el shotcrete lanzado. (m) FRB: Factor de rebote
F
RB= (1+ P
RB/100)
F
RG= (1+ P
RG/100)
PRB: porcentaje de rebote (%)PRG: Porcentaje de rugosidad. (%)
H: Altura promedio de labor (m)
H= (H1+H2……+Hn)/n
Donde: H1, H2…….Hn: son medidas del ancho de la sección desde el punto de inicio a lanzar hasta el punto final.
A: Ancho promedio de labor
A = (A1+A2……+An)/n
Donde: A1, A2…….An: son medidas del ancho de la sección desde el punto de inicio a lanzar hasta el punto final.
Nota: la altura promedio se obtiene sacando el promedio de la suma de la medida más
h. METODO DE CUBICACION VOLCAN
El departamento de geomecánica de volcán utiliza la siguiente igualdad.
1m3 rinde 12.86 m2 de shotcrete
Según esta igualdad utilizan la formula siguiente:
12.86 L x Pe = t C
Ct: Metros cúbicos a lanzar (m3)
Nota: Esta fórmula solo es utiliza cuando el espesor del shotcrete es 2 pulgadas.
3. PROCEDIMIENTO DE TRABAJO
• Ventilación de la labor
• Inspección de las condiciones la labor.
• Desate de la labor
• Cubicación de la labor
• Limpieza de labor
• Instilación de Mamba.
• Instalaciones de aire y agua.
• Regado del área a shotcretear.
• Transporte de mezcla húmeda.
• Lanzado de shotcrete
• Desinstalación de aire y agua
4. DOSIS Y PREPARACION DE LA MEZCLA:
a. PARA UN METRO CUBICO DE SHOTCRETE VIA HUMEDA
Humedad: 9% Absorción: 2.7 CEMENTO = 385 KG ARENA = 1754.9 Kg. Filler calizo = 40.5 KG Rehobuild 1000 = 4.6 lt Fibra en duro (hhp) = 5.0 kg Meyco S.A 160 = 23.2 lt Delvo = 1.9 lt Agua = 86.57 lt
CEMENTO = 10 BOLSAS DE 42.5 KG ARENA= 1 CUBO DE ARENA
FIBRA = 30 KG DE DRAMIX ADITIVO = 3 GALONES
AGUA
5. ADITIVO USADO EN VIA HUMEDA:
a. DELVOCRETE® 29
Sistema de control de la hidratación de concreto lanzado DESCRIPCION:
El DELVOCRETE 29 es un sistema químico único, sin cloruros, que controla la dinámica de la hidratación del cemento, suspendiendo la hidratación y activándola horas o incluso días después sin perder calidad del concreto proyectado endurecido.
USOS RECOMENDADOS:
• El sistema DELVOCRETE 29 para todas las aplicaciones de concreto lanzado vía seca o vía húmeda, tales como en:
o Túneles; como soporte temporal o en el revestimiento final de túneles carreteros, de ferrocarriles, de sistemas de transporte urbano subterráneo, minas proyectos hidroeléctricos, y alcantarillado.
o Estabilización temporal y definitiva de taludes o Reparaciones en estructuras de concreto o Sistemas de grouting
o Aplicaciones de inyección
b. RHEOBUILD® 1000
Aditivo para Producir Concreto Rheoplástico DESCRIPCION:
El RHEOBUILD 1000 es un aditivo reductor de agua de alto rango y es parte de una línea completa de aditivos RHEOBUILD para producir concreto rheoplástico. El concreto rheoplástico fluye fácilmente, manteniendo una alta plasticidad por un período de tiempo inigualable por cualquier otro aditivo superplastificante. Aún así, conserva la baja relación agua/cemento de un concreto sin asentamiento (revenimiento) y sin aditivo. Las características de retención de plasticidad del concreto rheoplástico permiten añadir el RHEOBUILD 1000 en la planta de concreto. Este aditivo líquido, listo para usarse, cumple con las especificaciones de las normas ASTM C-494 para aditivos tipo A y F.
En el concreto plástico:
El RHEOBUILD 1000 ayuda a la producción de concreto con las siguientes características especiales:
• Rango de plasticidad de 200 a 280 mm
• Plasticidad mantenida durante un tiempo mayor
• Tiempo de fraguado controlado
• Cohesivo y sin segregación
• Mínimo sangrado.
En el concreto endurecido:
A través de una mejor eficiencia en la hidratación del cemento, menor dependencia de la consolidación de energía y ajustes en las proporciones de la mezcla; el concreto producido con RHEOBUILD 1000 proporciona las siguientes características:
• Se producen mejores resistencias iníciales que con otros aditivos súper plastificantes convencionales.
• Mayor resistencia a la compresión
• Mayor módulo de elasticidad
• Baja permeabilidad y alta durabilidad
• Menores retracciones
• Confiabilidad en la integridad estructural del elemento terminado.
Los beneficios económicos son a corto y largo plazo, y se aplican a todos los involucrados en la producción y uso del concreto. El uso del concreto rheoplástico ahorra tiempo en la obra y costos a través de una mayor productividad. La alta resistencia lograda por el concreto rheoplástico permite usar métodos de construcción más rápidos. Finalmente, el concreto rheoplástico permite cambios en las especificaciones de ingeniería, ya que es factible aumentar los límites de caída libre del concreto fresco, los espesores de vaciados sucesivos y la temperatura del concreto, así como ajustes económicos en las mezclas.
USOS RECOMENDADOS:
El RHEOBUILD 1000 se recomienda en concretos donde se desean características de fraguado normal, alta plasticidad y desarrollo rápido de resistencias. Como resultado de las características y beneficios anteriores, éste aditivo mejora el desempeño del concreto presforzado, prefabricado y rheoplástico.
TIEMPO DE COLOCACION:
El concreto con RHEOBUILD 1000 puede mantener el estado rheoplástico (200-280 mm) hasta por dos horas. La duración exacta de la trabajabilidad depende no solo de la temperatura, sino también del tipo de cemento, la naturaleza de los agregados y el método de transporte del concreto. Se insiste que el concreto sea curado adecuadamente.
VELOCIDAD DE FRAGUADO:
El RHEOBUILD 1000 produce un tiempo de fraguado normal a través del rango de dosificación recomendado. El tiempo de fraguado depende de la composición física y química de los ingredientes del concreto, su temperatura y las condiciones climáticas. Deben realizarse ensayos con los materiales locales para determinar la dosificación adecuada para el tiempo de fraguado y resistencias deseadas.
ENVASE:
El RHEOBUILD 1000 se suministra en tambores de 208 litros y a granel.
PRECAUCION:
Si el RHEOBUILD 1000 se congela, llévese a una temperatura de 7 °C o más, y agítese hasta que esté completamente reconstituido. No use aire a presión para agitarlo.
c. MEYCO® SA 160
Acelerante líquido de alto rendimiento, libre de álcalis para concreto lanzado
DESCRIPCION:
El MEYCO SA160 es un aditivo acelerante de elevado rendimiento.
PROPIEDADES:
El MEYCO SA160 es el acelerante idóneo para concreto proyectado en el sostenimiento de rocas debido a:
• Sus propiedades de rápido fraguado permiten:
o Aplicaciones horizontales en clave de 15-30 cm. en una sola aplicación (como con acelerantes basados en aluminato).
o Trabajar con un asentamiento elevado (>20cm) o Un progreso rápido del trabajo.
• Su formula única :
o Permite un buen desarrollo de la resistencia inicial. o Limita el descenso de la resistencia final.
o Produce poco polvo y por tanto un mejor ambiente de trabajo.