UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN CON PRE-CORTE PARA DISMINUIR DILUCIÓN DE MINERAL EN MINA TINGO, PODEROSA, PATAZ, 2019”

TESIS

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS

AUTOR:

ALVARADO URBINA, Leider

ASESOR:

ARANGO RETAMOZO, Solio Marino

TRUJILLO – PERÚ 2020

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

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ii JURADO DICTAMINADOR

_____________________________________

PRESIDENTE

Mg. FRANCISCO. G. MORALES RODRIGUEZ CIP: 50917

____________________________________

SECRETARIO

Mg. ROLANDO MARTÍN MARTÍNEZ DÍAZ

CIP: 37891

____________________________________

VOCAL

Dr. SOLIO MARINO ARANGO RETAMOZO

CIP: 41484

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iii DEDICATORIA

A Dios por darme la fortaleza, y las bendiciones que me da en cada momento me la da y estar siempre conmigo y guiarme hasta culminar mis estudios

A mis Padres: Lucia Urbina Cueva, Merardo Alvarado Gonzales y a mis hermanos por su apoyo incondicional que con su dedicación, amor y esfuerzo a mi persona supieron guiarme por el camino del bien

A mi Familia: mi esposa por el cariño y amor que siempre me mostro, dándome su apoyo en todo momento y en especial a mi adorado hijo Kaylep Yacid quien hoy por hoy es la razón para seguir adelante

Leider Alvarado

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iv AGRADECIMIENTOS

Agradezco a Dios por todas la bendición y por permitirme llegar hasta este punto de mi vida

A la Universidad Nacional De Trujillo, a la Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, que tanto me enorgullece, así mismo a los docentes e la Escuela Profesional de Ingeniería de Minas quien contribuyeron con mi formación profesional, a mis amigos en general.

De manera muy especial a mi tutor de tesis Solio Marino Arango Retamozo, por haberme guiado y su incondicional apoyo para que sea factible esta tesis

A la ECM AURIFERA MARIANITA SAC por brindarme laborar en su dicha empresa desde el inicio de mi formación, el cual pude iniciara ya a pulir mi perfil como profesional minero, por sus desinteresados que asieron posible este trabajo de investigación

Leider Alvarado

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v INDICE

DEDICATORIA ...iii

AGRADECIMIENTOS ... iv

RESUMEN ... ix

ABSTRACT ... x

CAPÍTULO I: INTRODUCCIÓN ... 1

1.1 Realidad Problemática ... 1

1.2 Antecedentes ... 2

1.2.1 Antecedentes Bibliográficos: ... 2

1.3 Justificación del Problema ... 4

1.3.1 Justificación Teórica: ... 4

1.3.2 Justificación Práctica: ... 4

1.3.3 Justificación Económica: ... 4

1.4 Formulación del Problema ... 4

1.5 Formulación de la Hipótesis ... 4

1.6 Formulación de los Objetivos ... 5

1.6.1 General: ... 4

1.6.2 Específicos: ... 4

1.7 Marco Teórico ... 4

CAPÍTULO II: MATERIAL Y MÉTODOS ... 43

2.1 Tipo y diseño de Investigación ... 43

2.1.1 Tipo de investigación:. ... 43

2.1.2 Diseño de investigación: ... 43

2.2 Objeto de Estudio: ... 43

Población ... 43

Muestra ... 43

2.3 Instrumentación: ... 43

2.3.1 Observación Directa: ... 43

2.3.2 Análisis del grado de conocimiento de mallas de perforación. ... 43

2.3.3 Capacitación en perforación de malla calculada ... 43

2.3.4 Fórmulas matemáticas para cálculos de: ... 43

2.4 Métodos y Técnicas ... 52

2.4.1 Variables de Estudio ... 52

2.4.2 Operacionalización de Variables ... 53

2.4.3 Técnicas ... 54

CAPÍTULO III: RESULTADOS Y DISCUSIÓN ... 54

3.1 Resultados ... 54

3.2 Discusión de resultados………..…...54

CAPÍTULO IV: CONCLUSIONES ... 55

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vi CAPÍTULO V: RECOMENDACIONES Y/O PROPUESTA ... 55

REFERENCIAS BIBLIOGRAFÍAS ... 56 ANEXOS

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vii GRÁFICOS

Figura 01. Mecha de seguridad ………..………..….…….…04

Figura 02. Conector para mecha rápida ………..….….………...…05

Figura 03. Cordón detonante ………..….………….…….…….…...05

Figura 04. Guía de seguridad ………....…….………...……….…..…….06

Figura 05. Fulminante común ………….………..….……….…...…07

Figura 06. Detonador no eléctrico ………..….………….…….………....07

Figura 07. Cuadro resumen – iniciadores..………....…….………...……..……….…08

Figura 08. Conexión de la mecha rápida al conector.………...….………….…….…09

Figura 09. Componentes del exanel……….………..….…………..….………....10

Figura 10. Proceso de voladura…...………..….………….……….……...11

Figura 11.principios de la fragmentación.………..….……….………...12

Figura 12. Diseño general de un corte quemado...………..….………….………...…...13

Figura 13. Ciclo de perforación y voladura..………..….………….…………..…...14

Figura 14. Diseño de arranque……...………..….………..…...14

Figura 15. Trazos de corte quemado en chimeneas y piques..……..….……….……..…...15

Figura 16. Diseño de arranque para túneles.………..….……….18

Figura 18. Tiempo de retardo para un corte en v…………....……..….………….………..……...20

Figura 19. Determianción del RQD, según Deere.………..….……..………...26

Figura 20. Cartilla Geomecánica para labores permanentes y temporales..…….……….……...32

Figura 21. Avance con el buzamiento …………....………...….……….……….………...33

Figura 22. Avance contra el buzamiento …………....……..….………….………….…….……....34

Figura 23. Rumbo paralelo al eje de la excavación …………....……..….…………..…………....34

Figura 24. Corte en paralelo……….. …………....……..….………..…...40

Figura 25. Sección del frente 2.70 x 2.70 ………… …………....……..….………….….…….…....44

Figura 26. Vista frontal de secciones llevadas (superpuestas) ………..………..47

Figura 27. Vista isométrica de las secciones (superpuestas) ………...……... 47

Figura 28. Diseño de malla sin modelo matemático ...………....……..….……….………….…... 48

Figura 29. Diseño de malla con precorte y modelo matemático ...…..….………….…….…….... 49

Figura 30. Matriz de Consistencia………...……….... 59

Figura 31. Perforación de frente………...…..….………... 60

Figura 32. Desprendimiento de bancos por no realizar precorte....…..….……..…..………….... 61

Figura 33. Granulometría inadecuada por falta de un modelo matemático en el diseño de malla de perforación………...…… 62

Figura 34. Sostenimiento no programado debido a la sobrerotura...…..……..……….... 63

Figura 35. Equipo de trabajo………...…..….……….... 64

Figura 36.Perforación de chimenea...…..….……….... 65

Figura 37. Acarreo de mineral con granulometría adecuada..…..….……..………...….. 66

Figura 38. Supervisando labores………....…..….……..………... 67

Figura 39. Equipo de Guardia………....…..….……..…………..……….... 68

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viii TABLAS

Tabla 01. Leyes obtenidas antes y después de la investigación………...….01

Tabla 02. Relaciones entre el tiempo libre de autosostenimiento de una excavación subterránea con la clasificación geomecánica de Bieniawski..……….………..………21

Tabla 03. Parámetros de clasificación y sus valores RMR ………...………..…...….… 22

Tabla 04. Ajuste de valores por orientación de las juntas ………..….………….………... 23

Tabla 05. Determinación de la clase de macizo rocoso ….………..….………….…………..…... 23

Tabla 06. Guía según Bienawski para excavación y sostenimiento ….………….…………..….. 24

Tabla 07. Clasificación del RQD ……….………..….………….…..…..……... 25

Tabla 08. Relación entre el RQD y la calidad de la roca……….…..….………...……... 27

Tabla 09. Cartilla GSI……….. ………..….………... 31

Tabla 10. Tipo de sostenimiento a utilizar………….. ………..….……….……….... 35

Tabla 11. Tiempo de autosostenimiento……… ………..….……….……,,…... 36

Tabla 12. Sostenimiento en labores permanentes ………..….……….……….. 37

Tabla 13. Factor distancia entre taladros ………..….………...…….……….... 37

Tabla 14. Factor coeficiente de roca ………..….………...………..….…….………….. 37

Tabla 15. Factor de potencia ………..….………….……...….………. 37

Tabla 16. Fórmulas para el cálculo ………..……….…….………….. 37

Tabla 17. Datos obtenidos ………..….………….………. 37

Tabla 18. Datos antes de calcular la malla con modelo matemático y precorte...…..….….….... 50

Tabla 19. Datos obenidos co malla con modelo matemático y precorte...…..….……..……….... 51

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ix RESUMEN

El presente trabajo de investigación se ha elaborado en base a las actividades mineras de mineros artesanales, en este caso específico se trata de la Mina Tingo que está operando en Pataz, del departamento de La Libertad; los propietarios de la mina se dedican de manera artesanal la explotación del yacimiento de oro, en el que incluso no se calculan la malla de perforación y voladura, por lo que se diluye de manera sustancial las leyes del mineral, debido a las sobre excavaciones que se producen producto de la voladura empírica con la que se realizan los trabajos de explotación.

Ante estos hechos y la pérdida que se produce económicamente, los dueños de la mina decidieron explotar de manera planificada y técnica, por lo que inicia con el contrato de profesionales competentes en minería, debido a que las leyes con las que estuvieron trabajando eran de 5 gr/ton a 7 gr/ton, los cuales determinaban un ingreso económico no real de acuerdo a las leyes que se analizaban de las vetas existentes en el Yacimiento arrojaban entre 12-14 gr/ton.

Luego de que los propietarios deciden formalizar sus operaciones, necesitaron mejorar las técnicas de explotación del yacimiento aurífero, ante este hecho aparte de realizar un estudio geológico del yacimiento se hizo los cálculos adecuados de la malla de perforación y voladura de acuerdo al tipo de roca, utilizando modelos matemáticos con fórmulas adecuadas, para evitar la dilución del mineral por sobre excavación los taladros de pre corte, los cuales nos han dado resultados satisfactorios de incremento de ley de mineral a 12 gramos por tonelada hasta 14 gramos por tonelada de oro, siendo una producción promedio de 11 a 12 gramos por tonelada. Además, se ha podido lograr que la fragmentación de la voladura sea buena y el acarreo del mineral volado se realice en menor tiempo, pudiendo realizar dos voladuras por día: uno en la guardia día y otra en la guardia noche, incrementando la producción y con ello mejorar la rentabilidad.

Ante estos resultados, los propietarios deciden mejorar todas las actividades de la explotación del yacimiento, el cual dará como resultado el crecimiento de la empresa y con ello contratar a profesionales de experiencia que puedan llevar adelante a la empresa.

Palabras Clave: Perforación, voladura, pre corte, dilución, yacimiento, malla de perforación, modelo matemático.

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x ABSTRACT

This research work has been prepared based on the mining activities of artisanal miners, in this specific case it is the Tingo Mine that is operating in Pataz, in the department of La Libertad; The owners of the mine are dedicated to the exploitation of the gold deposit in an artisanal way, in which the drilling and blasting mesh are not even calculated, so the mineral grades are substantially diluted, due to the over excavations that they are produced as a result of the empirical blasting with which the exploitation works are carried out.

Given these events and the loss that occurs economically, the owners of the mine decided to exploit in a planned and technical way, so it begins with the contract of competent mining professionals, because the laws with which they were working were 5 gr / ton to 7 gr / ton, which determined a non-real economic income according to the laws that were analyzed from the existing veins in the Field, which yielded between 12-14 gr / ton.

After the owners decided to formalize their operations, they needed to improve the exploitation techniques of the gold deposit, before this fact, apart from carrying out a geological study of the deposit, the appropriate calculations of the drilling and blasting mesh were made according to the type of rock.

Using mathematical models with appropriate formulas, to avoid dilution of the mineral due to over- excavation of the pre-cut drills, which have given us satisfactory results of increasing the mineral grade to 12 grams per ton up to 14 grams per ton of gold, being a average production of 11 to 12 grams per ton. In addition, it has been possible to achieve good fragmentation of the blast and the hauling of the blown ore is carried out in less time, being able to carry out two blasts per day: one on the day watch and another on the night watch, increasing production and with This will improve profitability.

Given these results, the owners decide to improve all the activities of the exploitation of the deposit, which will result in the growth of the company and with it, hire experienced professionals who can carry the company forward.

Key Words: Drilling, blasting, pre-cutting, dilution, reservoir, drilling mesh, mathematical model.

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1 CAPÍTULO I

INTRODUCCIÓN

1.1 Realidad Problemática

La malla de perforación sin un modelo matemático conlleva a una mala voladura en la que existe la sobre excavación el cual diluye el mineral, en el carguío del mineral roto se demora mayor tiempo debido a que hay mayor cantidad de material por la sobre excavación.

Por otra parte, tenemos que cargar mayor cantidad de carros mineros, y el carguío del material en cada carro demora debido a que con la sobre rotura salen bancos grandes que hay que plastear o romperlos de manera manual, esto hace que los ciclos de minado se hagan en mayor tiempo.

Con la dilución del mineral se utiliza mayor cantidad de reactivos en el tratamiento de separación del desmonte con el mineral útil, esto encarece la operación de extracción del mineral y por ende el procesamiento se hace más lento y tedioso, y mayor consumo de reactivos en planta.

El personal de perforación no tiene la habilidad adecuada para perforar la malla de manera correcta porque no han sido capacitados adecuadamente, creando zonas de riesgo de caída de planchones que impiden el normal desenvolvimiento de los trabajos de perforación y voladura.

Las sobre excavaciones también crean riesgos de ocurrencia de accidentes de trabajo por inestabilidad del macizo rocoso.

En la mina Tingo, ocurre este problema debido a que los perforistas, realizan sus labores de perforación sin una adecuada plantilla, solamente lo realizan de acuerdo con su experiencia sin ningún conocimiento técnico por estar acostumbrados a trabajar de aquella manera.

A continuación, detallo la ley promedio obtenida al no usar un modelo matemático ni precorte luego al usar precorte y modelo matemático:

Tabla 01. Leyes obtenidas antes de la investigación

Fuente: Jefatura de Geología - PODEROSA

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2 1.2 Antecedentes

1.2.1 Antecedentes Bibliográficos:

Vega (2013), Cálculo de reservas de la Veta Paraíso –Mina Paraíso- Distrito Ponce Enríquez, Guayaquil- Ecuador, tesis desarrollada con el objetivo de calcular las reservas de la veta Paraíso e incrementar el conocimiento geológico y su potencial minero. Con la información existente de muestreo en el departamento geológico y el tratamiento geométrico y geo estadístico en el transcurso de la elaboración de la tesis la veta Paraíso tiene 23817.15 TM de recurso mineral con una ley media de 10.7 grAu/tn.

Venegas (2009), Ampliación de producción mina Condestable, tesis con el objetivo de poner en operación una unidad de la mina paralizada por muchos años debido al bajo valor de su contenido de mineral; además de identificar variables relevantes en la toma de decisiones de una empresa peruana de mediana minería, conocer y describir el proceso productivo de la empresa. Luego de la evaluación de las reservas minerales y de la ley promedio se concluye que la decisión de ampliación se sustenta en cuatro factores clave, los cuales son, en orden de importancia: tendencia de precio favorable, costos adecuados, reservas suficientes y gerencia apta para llevar a cabo el cambio.

Olórtegui (2010), Determinación de la Ley de Corte, Valor de Mineral y Estimación de Reservas Aplicado en la Compañía Minera Atacocha S.A.A, al 31 de marzo del 2009. Tesis profesional de la Universidad Nacional de Ingeniería donde dónde se analiza los dominios estructurales, niveles y zonas de la distribución de las reservas de la Mina Atacocha, determinando el cut off, la ley de cabeza y las reservas minerales.

Sánchez Y. (2012), en su tesis titulada “Optimización en los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la mina Bethzabeth” afirma que: “La no optimización en los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la mina Bethzabeth no permitirá mejorar costos y tiempos en los procesos ya nombrados. Recomienda realizar ensayos de compresión simple periódicos para ir rediseñando la malla de perforación, y obtener dimensiones óptimas de burden y disminuir el tiempo de operación.

Jáuregui O. (2009), en su tesis titulada “Reducción de los costos operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones de Perforación y Voladura.”, “Tiene como objetivo

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3 exponer la factibilidad de la reducción de los costos operativos en alguna actividad minera, aplicando estándares óptimos de trabajo en las operaciones unitarias de minado como la perforación y voladura, asegurando el éxito del ciclo de minado. Para lo cual se requiere un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones”.

Sotelo C. (2015), en su tesis titulada “Control de dilución optimizando los procesos unitarios de perforación, voladura y acarreo: caso práctico; una mina subterránea del norte”, describe que “El método de explotación de la mina del norte es de corte y relleno ascendente cuya sección de minado es el de 4x4m, el cual es ideal para equipos de acarreo de 6 yd3 el cual posee la mina. La producción planeada de 1500 t/día se cumple, pero con leyes de cabeza muy por debajo de lo estipulado tal como muestran los reportes de la planta concentradora.

Mayoral R. (2011) en su tesis titulada “Optimización técnico-económica de perforación de barrenos en terrenos homogéneos, búsqueda de leyes de desgaste para bocas de perforación”, afirma que “Del análisis de presupuestos, se concluye que el coste de perforación es el que mayor peso específico tiene dentro de la operación minera. De los diferentes elementos que integran esta tecnología, la boca de perforación es el que mayor influencia tiene sobre la reducción de coste y el aumento de rendimientos operativos”.

1.3 Justificación del Problema

1.3.1 Justificación Teórica: El presente trabajo de investigación sirve para calcular la malla de perforación de acuerdo con el tipo de roca utilizando modelo matemático para conseguir una voladura adecuada.

1.3.2 Justificación Práctica: Con el uso del modelo matemático para perforación se debe lograr una sección de galería sin sobre rotura, con lo cual se logrará menor dilución del mineral rico, aumentando las leyes del mismo.

1.3.3 Justificación Económica: Al conseguir menor dilución del mineral roto, tendremos mineral con mayor ley, o cual disminuye el costo de operación y procesamiento, mejorando o incrementando la rentabilidad de la empresa.

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4 1.4 Formulación del Problema

¿De qué manera el diseño de la malla de perforación con pre-corte disminuye la dilución de mineral en Mina Tingo, Poderosa, Pataz?

1.5 Formulación de la Hipótesis

El diseño de la malla de perforación con pre-corte permitirá:

Disminuir la dilución de mineral en Mina Tingo Poderosa, Pataz 1.6 Formulación de los Objetivos

1.6.1 General:

Disminuir la dilución del mineral mediante el diseño de malla de perforación con pre-corte.

1.6.2 Específicos:

• Diagnóstico de la malla de perforación actual, que lo hacen de manera empírica.

• Diseño de la malla de perforación con pre-corte.

• Implementación en frente de trabajo, galería Sur Este, en la mina Tingo

• Monitoreo y mejora de la malla de perforación en el terreno.

1.7 Marco Teórico 1.7.1 Accesorios de Voladura

I) Transmisores

1. MECHA O GUÍA DE SEGURIDAD:

También llamada mecha lenta; es un cordón flexible compuesto por un núcleo de pólvora negra recubierto por fibras de algodón, brea y un forro de plástico.

El tiempo de combustión es constante y conocido (51 a 52 segundos/pie en promedio).

Transmite una llama al fulminante simple para hacerlo detonar.

Figura 01. Mecha de Seguridad Fuente: Manual de Exsa

2. MECHA RÁPIDA DE IGNICIÓN:

Cordón delgado y flexible que contiene una masa pirotécnica y dos alambres, que se encuentra cubierto por un material plástico. cubiertos con un forro plástico que se quema CUBIERTA DE FIBRA Y

FORRO DE PLÁSTICO

PÓLVORA NEGRA

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5 con llama abierta a mayor velocidad (entre 10 y 60 segundos/metro). Se emplea para encender las guías de los taladros mediante cápsulas conectadoras, en forma secuencial.

Tiene como objetivos principales, eliminar el chispeo individual de las mechas de seguridad, evitar la exposición del operador a la presencia de los humos y permitir la evacuación segura ante la posibilidad de una iniciación prematura.

La longitud del cordón de ignición a usarse en un disparo debe ser tal que permita que todas las mechas estén encendidas y quemándose dentro de los taladros antes que la primera active a la carga correspondiente.

CONECTOR PARA MECHA RÁPIDA:

Es un complemento de la mecha rápida del cual recibe el calor necesario para encenderse y activar a la mecha de seguridad.

Tiene una ranura que permite una conexión segura y eficiente con la mecha rápida.

En la ranura del conector se coloca la mecha rápida y para asegurarla se presiona la base; es posible también asegurar la mecha rápida utilizando el block de sujeción.

Figura 02. Conector para mecha rápida Fuente: Manual de Famesa

3. CORDÓN DETONANTE:

Cordón explosivo resistente y flexible; con núcleo blanco de Pentrita, que explota prácticamente en forma instantánea en toda su longitud (7 000 m/s), se usa principalmente para transmitir la detonación a todos los taladros de una voladura e iniciarlos. Se inicia con una onda de choque del fulminante cuando detona.

Figura 03. Cordón detonante Fuente: Manual de Exsa CORDÓN FLEXIBLE

RELLENO DE PENTRITA

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6 PENTACORD ®, MANTICORD

Recubierto con fibras sintéticas y forrado con material plástico. Una de las propiedades es su alta velocidad de detonación (7,000 m/s). Generalmente se utiliza para iniciar el fanel, roster, dinamitas, emulsiones.

Se les denomina por la cantidad de gramos de pentrita por metro de longitud (3P, 3PE, 5P, 5PE, 8P y 10P).

4. TUBO DE CHOQUE

Es un tubo de choque de pequeño diámetro constituido por tres capas plásticas que en su interior contiene una mezcla reactiva. Cuando este es iniciado se genera en su interior una onda de choque que se desplaza a una velocidad de 2,000 m/s aproximadamente, cuya presión y temperatura son suficientes para iniciar al detonador directo o a través del elemento de retardo, sin dañar mayormente el exterior del tubo.

II. INICIADORES:

1. FULMINANTE COMÚN:

Cápsula cilíndrica de aluminio que contiene una carga sensible (PET-azida de plomo) que estalla instantáneamente con la llama transmitida por la guía o mecha de pólvora. Con potencias Nº 06 y Nº 08; se emplea para iniciar y detonar a la dinamita y otros altos explosivos.

Figura 04. Guía de seguridad Fuente: López Jimeno

FULMINANTE COMÚN N º 8

Es el complemento de la mecha de seguridad, es muy sensible, se debe de tener cuidado con su manipuleo. La sensibilidad del explosivo es determinante para la selección del iniciador.

El efecto de la detonación de un fulminante es direccional.

Figura 05. Fulminante común

Fuente: Manual de Perforación y Voladura – IGME

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7 2. DETONADOR ELÉCTRICO:

La cápsula y su carga son similares al fulminante pero se activa mediante una pequeña resistencia al paso de una corriente eléctrica transmitida por alambres conductores. Se fabrica con potencias Nº 08 y Nº 12 en dos tipos:

2.1 INSTANTÁNEO: Su tiempo de disparo es prácticamente cero segundos.

2.2 DE RETARDO: Su tiempo de disparo va desde algunas milésimas de segundo (períodos cortos) hasta varios segundos (períodos largos).

3. DETONADOR NO ELÉCTRICO CON RETARDO:

Su función es prácticamente igual al eléctrico, pero se activa por medio de una manguera o tubo delgado flexible que transmite una onda de choque deflagrante desde una línea troncal de cordón detonante. El conjunto comprende al detonador, el tubo flexible transmisor y un conectador plástico “J” para empalmar el cordón.

Figura 06. Detonador no eléctrico Fuente: Centro de Formación Técnica Minera

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8 .

Figura 07. Cuadro Resumen - Iniciadores Fuente: Elaboarción Propia CARMEX

El Carmex es un sistema de iniciación convencional para explosivos, integrado por accesorios de voladura tradicionales mejorados en sus componentes; diseñado para trabajar con mayor seguridad al momento del chispeo en labores de secciones grandes y con gran número de taladros por detonar, mejorando la secuencia de salidas.

Se usa complementariamente con la mecha rápida, con la cual se optimizará el circuito de encendido de una voladura correctamente planificada.

OBJETIVOS FUNDAMENTALES DE SU USO

Con su uso se consigue eliminar los defectos que generalmente existen en la preparación de las armadas en el lugar de uso, minimizando los tiros cortados.

La eliminación del chispeo manual de la mecha de seguridad, evitando la exposición de los operadores a los humos de la combustión y a tiro prematuro. Permite la salida más rápida y segura del personal del lugar de disparo que con el chispeo tradicional.

COMPONENTES DEL CARMEX

Está compuesto por los siguientes accesorios:

 Un fulminante común N° 8.

 Un tramo de mecha de seguridad.

 Un conector.

ACCESORIOS DE INICIACIÓN

NO ELÉCTRICO CONVENCION

AL

MECHA DE SEGURIDAD

FULMINANTE SIMPLE

MECHA RAPIDA Y CONECTORES

CORDÓN DETONANTE Y RETARDO

RETARDO CONVENCIONAL DE

SUPERFICIE (ms)

RETARDOS DENTRO DEL TALADRO (ms)

DETONADORES DE RETARDO ELECTRÓNICO

ELÉCTRICO S

DETONADORES CONVENCIONALE

S A) DETONADORES INSTANTÁNEOS.

B) DETONADORES DE RETARDO

DETONADOR ES ESPECIALES

TUBOS DE CHOQUE

SISTEMA DE MANGUERA DE

CHOQUE CON DETONADORES DE RETARDO

SISTEMAS ESPECIALES

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 Un seguro de plástico denominado “Block de sujeción” cuya función es la de asegurar el cordón de ignición o mecha rápida al conector.

Figura 08. Conexión de la mecha rápida al conector Fuente: Manual de Perforación y Voladura - IGME FANEL (Fulminante no eléctrico de Retardo)

Es un accesorio eficaz para usos en voladuras a cielo abierto y subterránea, ofrece beneficios de sincronización, permitiendo una mejor maniobrabilidad.

Consta de un fulminante N 12 y un elemento de retardo, el cual permite ser detonado en diferentes intervalos de tiempo.

Las escalas disponibles son, una de periodo corto (Manguera roja) y una de periodo largo (Manguera amarilla).

El Block de plástico facilita la conexión y el contacto apropiado entre la manguera fanel y el cordón detonante.

EXANEL

Es un sistema silencioso de iniciación no eléctrica puntual, compuesto por un fulminante, un tubo de choque que transmite la señal y en el otro extremo un clip de plástico para conectarse al cordón detonante MANTICORD de bajo gramaje.

Posee tres puntos de identificación: Uno en el conector plástico, otro en la etiqueta y el último en la base del fulminante.

El Exanel debe ser almacenado en un ambiente seco, ventilado, alejado de productos explosivos e inflamables, conforme la legislación aplicable.

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10 Es una serie única de retardos. Fusiona los tradicionales periodos Cortos y Largos. Además, utiliza la línea de cordón detonante, para iniciarse. El tubo de choque es de alta resistente a la abrasión, también es muy rápido y simple para conectar a la línea de cordón.

Figura: 09 Componentes del Exanel

Fuente: Manual de Perforación y Voladura - IGME

VENTAJAS DEL EXANEL

Al contar con retardos incorporados permite incrementar las mallas de perforación en tajeos y en frentes, al reducir el número de taladros disminuye el consumo de accesorios, se reduce el costo de perforación y de explosivos, generando la optimización y calidad de las voladuras, desde el punto de vista técnico - económico.

Minimiza la ocurrencia de “tiros cortados” vs. Sistemas de iniciación convencional. Mejora la fragmentación y control de lanzamiento de la pila.

Conexiones fáciles y rápidas.

Disminuye el daño causado a las cajas y rocas remanentes.

Disminuye las vibraciones por efecto de la voladura.

Menor número de taladros, mayor productividad del trabajador

1.7.2 Variables que intervienen en la Fragmentación de roca o Dureza de la roca.

o Fracturamiento In Situ.

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11 o Energía Especifica Del Explosivo.

o Geometría Del Disparo.

Figura 10. - Proceso de la Voladura Fuente: Elaboración propia

1.7.3 Principios de la Fragmentación

Al hacer detonar una carga explosiva, se producen dos efectos:

 Impacto muy violento provocado por la repentina aplicación de la Presión de Detonación asociada a la onda de choque que acompaña a la reacción química.

Depende de los parámetros del Estado de Detonación.

 Empuje resultante de la expansión de los gases a alta presión y temperatura presentes en la cámara de explosión. Depende de los parámetros del Estado de Explosión.

Suposición: La roca es un sólido continuo, homogéneo, isótropo y elástico

Carga explosiva concentrada (esférica), inserta en un macizo rocoso infinitamente extendido.

ENERGÍA DEL EXPLOSIVO

MACIZO ROCOSO

FRAGMENTACIÓN EL PERFIL DE LA PILA DE MATERIAL

VOLADO DAÑO

MALLA DE PERFORACIÓN,

E INICIACIÓN DE LA VOLADURA

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12 Figura 11. – Principios de la Fragmentación

Fuente: Manual de Voladura Exsa

1.7.4 Diseño de mallas en Voladuras Subterráneas

Las operaciones de voladura superficial presentan mínimo dos caras libres. Donde los taladros se perforan paralelamente a la cara frontal de alivio lo que facilita la salida de los disparos.

En operaciones subterráneas existe solo una cara y la perforación tiene que ser perpendicular a ella, alineada con el eje de la excavación, por tanto, es muy difícil de disparar si no se crea el alivio apropiado con taladros vacíos paralelos a los cargados con explosivo.

Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan los primeros taladros, el resto de la voladura se soplará.

Primera aureola de roca triturada, inmediatamente vecina a la carga.

Segunda aureola intensamente fragmentada. Fracturas entrecruzadas de cizalle.

Periferia: zona donde se observan fracturas radiales, que se extiende 4 a 8 veces el diámetro de la carga.

Finalmente, una zona donde no se observan fracturas, denominada zona sísmica.

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13 Figura 12. Diseño General de un Corte Quemado

Fuente: López Jimeno

Una diferencia adicional en las operaciones subterráneas es el hecho de que los parámetros de voladura deben adecuarse a un contorno específico.

Esto puede resultar totalmente diferente a las voladuras masivas o a las operaciones mineras en la superficie donde el tamaño exacto de cada voladura no es, normalmente, crítico.

El avance es lento porque la perforación, la voladura y el retiro del material son operaciones cíclicas y no se pueden intercalar.

La roca arrancada debe quedar bien fragmentada para ser removida fácilmente con el equipo de excavación.

Hoy en día la mayoría de los piques y chimeneas se hacen con una sección transversal circular lo que da una mejor distribución de las presiones en la roca y reduce la necesidad de reforzar las paredes.

Existen tres métodos comúnmente utilizados para explotar piques circulares: la perforación de anillos con taladros verticales, cortes en pirámide y banqueo.

Criterios de Acción:

Arranque: Formar la cavidad inicial.

Núcleo: triturar y extraer el máximo material.

Contorno: Formar el límite de la voladura

(24)

Comunicación

14 Figura 13. – Ciclo de Perforación y Voladura

Fuente: Centro de Formación Técnica Minera

Leyenda:

Taladro Cargado Taladro de Alivio

Figura 14. – Diseños de Arranque

Fuente: Centro de Formación Técnica Minera

Figura 15. – Trazos de corte quemado en Chimeneas y Piques Fuente: Centro Tecnológico de Voladura Exsa

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15 Figura: 16. – Diseño de arranques para túneles

Fuente: Centro Tecnológico de Voladura Exsa

1.7.4.1 Variables Importantes

La variable más importante y crítica es el burden (B) (diseño).

Burden: Ésta es la distancia medida perpendicularmente desde el centro de gravedad de una mezcla explosiva cargada dentro de un taladro, a la cara libre más cercana y en la dirección en la cual probablemente ocurrirá el desplazamiento de la masa rocosa.

La otra variable que debe evaluarse en una voladura de rocas es el tamaño y uniformidad de la fragmentación (resultados).

Muchos investigadores han propuesto varias formulas o modelos matemáticos para calcular el burden (B). Cada uno de ellos tiene sus ventajas, desventajas, limitaciones de acuerdo a:

(26)

Comunicación

16

 El tipo de roca.

 Tipo de mezcla explosiva a ser usada.

 Tipo y características del equipo de perforación, de los equipos de carguío y acarreo.

 Tamaño y uniformidad de la fragmentación requerida. •Preparación y capacitación del personal.

 Ciencia y tecnología a ser empleada.

 Software a ser usado.

 Planeamiento estratégico de la gerencia para obtener las metas propuestas, etc.

Diseño de los taladros de corte

Los burden de los taladros cargados se seleccionan de tal manera, que el volumen de roca quebrada por cualquier taladro no pueda ser mayor al que pueda ocupar el espacio vacío creado, ya sea por el taladro de mayor diámetro o por los taladros subsecuentes que detonen.

En este cálculo se debe considerar también el hecho de cuando la estructura de la roca se rompe entre los taladros, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en su estado original.

En otras palabras, se debe considerar el factor de esponjamiento.

Si los taladros de arranque rompen un volumen mayor del que puede caber dentro del cráter creado previamente, el corte se “congela” lo que significa que se bloquea por la roca que no puede ser expulsada.

Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los taladros se pierde y los taladros no podrán romper adecuadamente. De hecho, éstos empezarán a soplarse fisurando la roca adyacente pero sin permitir que se produzca la fragmentación en la última etapa. Por tanto, en el corte mismo, las distancias deben ser diseñadas y perforadas con precisión.

El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para permitir que la roca empiece a ser expulsada del frente antes de que se disparen los taladros subsecuentes.

(27)

17 1.7.5 Método postulado por Holmberg

El diámetro del taladro vacío principal que se perforara en el arranque esta en función de la longitud promedio de perforación.

𝐻 = 0.15 + 34.1𝐷₂− 39.4𝐷₂² Donde:

𝐻 = 𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 (𝑚).

𝐷₂= 𝐷𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜 𝑣𝑎𝑐í𝑜 (𝑚).

1.7.5.1 Cálculos para las dimensiones del corte Taladro (s) vacío (s)

Un diseño típico de un corte paralelo se da en la figura mostrada. El diámetro del taladro vacío de alivio principal se designa como 𝐷₂ mayor a los taladros de producción 𝐷₁. Si se utiliza más de un taladro vacío, se debe calcular el diámetro equivalente el cual contengan el volumen del taladro vacío principal 𝐷₂. Esto se puede hacer utilizando la siguiente ecuación:

𝐷₃=𝐷₂

⁄√𝑁 Donde:

𝐷₂= 𝐷𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑢𝑛 𝑠𝑜𝑙𝑜 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠 𝑣𝑎𝑐í𝑜 (𝑚𝑚) 𝑝𝑜𝑟 𝐻𝑂𝐿𝑀𝐸𝑅𝐺.

𝐷₃= 𝐷𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑜𝑠 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠 𝑣𝑎𝑐í𝑜𝑠 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 (𝑚𝑚)𝑎 𝐷₂. 𝑁 = 𝑁ú𝑚𝑒𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑡𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠 𝑣𝑎𝑐í𝑜𝑠.

(28)

Comunicación

18 1.7.5.2 Cálculo de 𝑩_𝟏 para el cuadro 1

El primer cuadrado de taladros de arranque se localiza a una distancia 𝐵₁ del centro.

𝐵₁= 1.5 𝐷₂

Figura 17. – Corte quemado mostrando dimensiones de Burden Fuente: Centro Tecnológico de Voladura Exsa

Cálculo de : 𝐵₂ , 𝐵₃ , 𝐵₄ ………𝐵_𝑛 𝐵₂= 𝐵₁∗ √2 𝐵₃= 1.5𝐵₂∗ √2 𝐵_𝑛 = 1.5𝐵_𝑛−1∗ √2

1.7.6 Corte en “V”

El arranque comúnmente utilizado en trabajos subterráneas con taladros perforados en ángulo es el corte en V. El corte en V difiere del corte quemado en que se perforan menos taladros y se logra un avance menor por voladura. El avance por voladura también está limitado por el ancho del túnel. En general, el avance por voladura se incrementa con el ancho del túnel.

El ángulo de la V no debe ser agudo y no debe ser menor a 60°. • Los ángulos más agudos requieren cargas con más energía para la distancia de burden utilizada. Un corte consiste, normalmente, de dos V´s, pero en voladuras más profundas, un corte puede consistir de hasta cuatro.

(29)

19 Cada cuña en V debe ser disparada en el mismo periodo de retardo usando detonadores de milisegundos para garantizar la tolerancia mínima entre cada pierna de la V al momento del disparo. El tiempo de retardo entre V´s adyacentes debe ser de por lo menos 75 milisegundos (mínimo). La distribución básica de las V´s se muestra en la figura.

El corte en V básico muestra dos burden, el burden al fondo de los taladros y el burden entre las V´s que es equivalente a dos veces un burden normal si se utiliza un ángulo de 60° en el vértice de la V.

En algunos casos, se perfora un taladro adicional perpendicular al frontón siguiendo la línea de B1, el cual se denomina “taladro rompedor”.

Este se usa si la fragmentación obtenida con el corte en V es demasiado grande.

Figura 18. – Tiempo de retardo para un corte en V Fuente: Centro Tecnológico de Voladura Exsa 1.7.7 Clasificaciones Geomecánicas de la Masa Rocosa 1.7.7.1 Clasificación Geomecánica RMR

Bienawski elaboró uno de los sistemas de clasificación más utilizados en lo últimos años por los ingenieros geotécnicos, conocido como RMR (Rock Mass Rating) índice que sirve de base y guía para la excavación y sostenimiento de túneles y galerías.

Éste sistema de clasificación se ha desarrollado en base a otras clasificaciones previamente desarrolladas conjuntamente con casos prácticos en obras subterráneas tanto civiles como mineras. El factor que define la clasificación es el llamado índice RMR, a través del cual se determina la calidad del macizo rocoso en cada entorno.

(30)

Comunicación

20 Orientación de las discontinuidades estructural en función de los siguientes

parámetros:

 Resistencia a la compresión simple de la masa rocosa

 RQD, este índice de calidad juega un papel importante para seleccionar el sostenimiento en la excavación subterránea. Como sabemos el RQD se obtiene a partir de los trozos de testigos mayores a 10cm a través de las recuperaciones llevadas a cabo mediante sondeos.

 Espaciado de las discontinuidades estructurales (diaclasas, fallas, planos de estratificación, etc.)

 Naturaleza de los planos de discontinuidad tales como apertura de los labios de discontinuidad, rugosidad, relleno de las juntas, dureza, etc.

 Presencia de agua, se estima el flujo de agua en lt/min por cada 10 m de túnel con respecto con respecto al eje de la estructura subterránea.

Para aplicar este sistema, la masa rocosa debe dividirse en áreas llamadas dominios estructurales; cada uno de éstos debe clasificarse separadamente. La periferia de los dominios estructurales generalmente coincide con una estructura mayor o cambio del tipo de roca. En algunos casos, cambios significantes en el espaciamiento o características de las discontinuidades, dentro de un mismo tipo de roca, pueden hacer necesario dividir la masa rocosa en varios dominios estructurales pequeños.

El sistema Rock Mass Rating se presenta en las tablas siguientes, los cuales proporcionan los índices para cada uno de los seis parámetros listados arriba. Estos índices se suman y dan un valor R.M.R.

Bieniawski publicó, en 1989, una serie de reglas para la selección del sostenimiento en túneles ejecutados en masas rocosas que han sido valorados con el sistema R.M.R.

Estas reglas se han publicado para túneles de 10 m de ancho, construidos utilizando métodos convencionales de perforación y voladura, asumiendo esfuerzos verticales menores a 25 MPA (equivalente a una profundidad menor de 900 m).

(31)

21 Tabla 02. Relaciones entre el tiempo libre de autosostenimiento de una excavación

subterránea con la clasificación geomecánica de Bieniawski (Español).

(32)

Comunicación

22 Tabla 03. Parámetros de clasificación y sus valores RMR

(33)

23 Tabla 04. Ajuste de valores por orientación de las juntas

ORIENTACIONES DEL RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS JUNTAS

MUY

FAVORABLE FAVORABLE REGULAR DESFAVORABLE MUY

DESFAVORABLE

VALOR 0 -2 -5 -10 -12

Tabla 05. Determinación de la clase de macizo rocoso

VALOR TOTAL R.M.R. 81-100 61-80 41-60 21-40 <20

CLASE NÚMERO I II III IV V

DESCRIPCIÓN Muy bueno Bueno Medio Malo Muy malo

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Comunicación

24 Tabla 06. Guía según Bienawski para excavación y sostenimiento de túneles en roca con sección de 10m de ancho, mediante

perforación y voladura en condiciones de presión vertical menores a 25 Mpa.

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25 Estos valores deben ser ajustados a la realidad de cada mina, en el caso de la Mina El Tingo, los valores de RMR son correctos, en cuanto al avance depende de la sección de minado, área abierta, para nuestro caso nuestras secciones son menores a las planteadas en este cuadro, y por consiguiente los avances sugeridos serán mayores, en el caso de sostenimiento las longitudes de pernos serán menores y el espaciado es similar al expuesto en la tabla.

1.7.7.2 Procedimiento de medición y cálculo de RQD

El RQD representa el grado de fracturamiento del macizo rocoso. No considera información adicional para el cálculo de la resistencia de la roca o para la determinación de las propiedades geométricas o mecánicas de las juntas. Por lo tanto, el RQD refleja parcialmente la calidad del macizo rocoso.

El RQD tiene limitaciones en el caso de que existan fracturas con rellenos delgados de arcilla o de material meteorizado, lo que reduce la resistencia a la fricción a lo largo de los planos de fractura. Esto genera una roca inestable aun si las fisuras están muy separadas una de otra y el valor de RQD es alto. No toma el factor orientación de las discontinuidades lo cual es muy importante para el comportamiento de una roca alrededor de una obra subterránea.

Tabla 07. Clasificación del RQD

Fuente: Elaboración propia

El RQD usado para medir el grado de fracturamiento de la roca, para el conteo de las discontinuidades es necesario diferenciar las fracturas naturales de las producidas por disparo.

Para la medición se toma dentro de 1metro cuadrado contados la cantidad de fracturas y divididas en el número de sistemas de discontinuidades.

Deere (1964) propuso un índice cuantitativo de la calidad de la roca basado en la recuperación de núcleos en perforaciones diamantinas.

Se define como el porcentaje de núcleos que se recuperan en piezas enteras de 100mm o más, del largo total del taladro.

(36)

Comunicación

26 Figura 19. Determinación del RQO, según Deere

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27 Se propuso la siguiente relación entre el valor numérico RQD y la calidad de la roca desde el punto de vista de la Ingeniería.

Tabla 08. Relación entre el RQD y la calidad de la roca

RQD CALIDAD DE LA ROCA

<25% Muy mala

25-50% Mala

50-75% Regular

75-90% Buena

90-100% Muy buena

El uso de la razón entre RQD y Jn para evaluar el tamaño relativo de los bloques que conforman el macizo rocoso presenta los problemas propios del índice RQD como una medida confiable de la intensidad del fracturamiento (e.g. ver Brown (2002)), lo que pude subsanarse parcialmente si se evalúa el RQD en función del número de discontinuidades por unidad de volumen, Jv, mediante la relación propuesta por Palmstrom (1982):

RQD ≈ 115 − 3.3Jv

1.7.7.3 Método del Índice de Q

Q =RQD Jn ∗Jr

Ja∗ Jw SRF

 Jn es un coeficiente asociado al número de sets de estructuras presentes en el macizo rocoso (Joint Set Number), que puede variar de 0.5 (macizo masivo o con pocas estructuras) a 20 (roca totalmente disgregada o triturada).

 Jr es un coeficiente asociado a la rugosidad de las estructuras presentes en el macizo rocoso (Joint Roughness Number), que puede variar de 0.5 (estructuras y pulidas) a 5 (estructuras poco persistentes espaciadas a más de 3 m).

 Ja es un coeficiente asociado a la condición o grado de alteración de las estructuras presentes en el macizo rocoso (Joint Alteration Number), que puede variar de 0.75 (vetillas selladas en roca dura con rellenos resistentes y no degradables) a 20 (estructuras con rellenos potentes de arcilla).