PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
TESIS
PRESENTADA POR:
BACH. JHIMY FELIX PORTA CANGALAYA PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
HUANCAYO – PERÚ 2022
DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y SU
INFLUENCIA EN LONGITUD DE AVANCES – MINA
CHUNGAR – VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A.
“Año del Fortalecimiento de la Soberanía Nacional”
Huancayo, 22 de noviembre de 2022.
Oficio N°046-2022-VAAL/FAIM Dr. GAUDENCIO GALVEZ CHOQUE
DECANO DE LA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS PRESENTE.-
ASUNTO: INFORME DE SIMILITUD CON TURNITIN: BACH. JHIMY FELIX PORTA CANGALAYA Me es grato dirigirme a su digno despacho para hacer de su conocimiento lo siguiente:
Que, habiendo sido realizado la revisión de similitud con el software TURNITIN de la Tesis titulada: DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y SU INFLUENCIA EN LONGITUD DE AVANCES – MINA CHUNGAR – VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A., presentado por el BACH.
JHIMY FELIX PORTA CANGALAYA, hago de su conocimiento que el resultado de la revisión es 19% de similitud. Adjunto la evidencia correspondiente.
Es cuanto informo a su despacho para los fines consiguientes.
Sin otro particular me despido de Ud. y hago propicia la oportunidad para expresarle los sentimientos de mi más distinguida consideración.
Atentamente.
Dr. Víctor Alejandro Ames Lara Asesor
Email: [email protected]
19 %
INDICE DE SIMILITUD
19 %
FUENTES DE INTERNET
2 %
PUBLICACIONES
%
TRABAJOS DEL ESTUDIANTE
Excluir citas Activo Excluir bibliografía Activo
Excluir coincidencias < 15 words
LONGITUD DE AVANCES – MINA CHUNGAR – VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A.
INFORME DE ORIGINALIDAD
ENCONTRAR COINCIDENCIAS CON TODAS LAS FUENTES (SOLO SE IMPRIMIRÁ LA FUENTE SELECCIONADA) 22%
repositorio.uncp.edu.pe
Fuente de Internet
ASESOR:
DR. VICTOR ALEJANDRO AMES LARA
DEDICATORIA
A Dios, por darme la oportunidad de permitirme formar profesionalmente.
A mis padres Pepe y Rosa, quienes con mucho esfuerzo y sacrificio hicieron posible que hoy sea un gran profesional.
A mis hermanos Chady y Jose, por su apoyo moral incondicional en todo este camino para conseguir el título.
Gracias por confiar en mí.
AGRADECIMIENTO
En primer lugar, quisiera expresar mi agradecimiento a mi asesor, Dr.
Víctor Alejandro Ames Lara, quien a través de su guía y enseñanza se pudo desarrollar la investigación.
Un agradecimiento a todos los catedráticos de mi querida FAIM, por la enseñanza profesional y personal para poder ser un gran profesional.
ÍNDICE GENERAL
Página
DEDICATORIA i
AGRADECIMIENTO ii
ÍNDICE GENERAL iii
ÍNDICE DE TABLAS vii
ÍNDICE DE FIGURAS viii
RESUMEN ix
ABSTRACT x
Introducción 11
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1 Fundamentación del problema 13
1.2 Formulación del problema 14
1.2.1. Problema General 14
1.2.2. Problemas Específicos 14
1.3 Objetivos de la investigación 15
1.3.1. Objetivo General 15
1.3.2. Objetivos Específicos 15
1.4 Justificación e importancia del proyecto 15 1.5 Alcances y limitaciones de la investigación 16
CAPITULO MARCO TEÓRICO
2.1 Antecedentes del estudio 17
2.2 Bases teóricas 18
2.2.1. Diseño de mallas 18
2.2.1.1. Introducción 18
2.2.1.2. Importancia del corte 19
2.2.1.3. Perforación 21
2.2.1.4. Voladura 21
2.2.2. Longitud de avances 22
2.2.2.1. Galerías de acceso 22
2.2.2.2. Galerías de acarreo 23
2.2.2.3. Galerías transversales 24
2.2.2.4. Galerías exploratorias 24
2.2.2.5. Orientación 25
2.2.2.6. Construcción 25
2.2.2.7. Sostenimiento 27
2.2.2.8. Cálculos del avance 28
2.2.3. Unidad Minera Chungar 29
2.2.3.1. Ubicación y accesibilidad 29
2.2.3.2. Geología económica 30
2.2.3.5. Métodos de minado 31
2.3 Definiciones 33
2.4 Planteamiento de la hipótesis de investigación 34
2.4.1. Hipótesis General 34
2.4.2. Hipótesis Específicas 35
2.5 Identificación y Clasificación de las Variables 35
2.6 Operacionalización de las variables 35
CAPITULO III
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
3.1 Tipo y nivel de investigación 36
3.1.1. Tipo de investigación 36
3.1.2. Nivel de investigación 36
3.2. Métodos de investigación 36
3.3. Diseño de la investigación 36
3.4. Población y muestra 37
3.4.1. Población 37
3.4.2. Muestra 37
3.5. Técnicas e instrumentos de recopilación de datos 37
3.6. Técnica de procesamiento de datos 37
CAPITULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1. Presentación de resultados 38
4.1.1. Caracterización de la masa rocosa 38 4.1.2. Diseño de mallas para labores de 4,0 m x 4,5 m. 41 4.1.3. Resultados propuestos para la investigación 44
4.2. Análisis de resultados 45
4.2.1. Caracterización geomecánica 45
4.2.2. Análisis del diseño de mallas para labores de 4,0 m x 4,5 m. 46 4.2.3. Análisis de los resultados propuestos 46
4.3. Prueba de hipótesis 47
4.3.1. Prueba de la hipótesis general 47
4.3.2. Hipótesis Específicas 53
4.4. Discusión de resultados 54
Conclusiones Recomendaciones
Referencias bibliográficas Anexos
ÍNDICE DE TABLAS
Página Tabla 1. Operacionalización de las variables. 35 Tabla 2. Resumen de la distribución de estaciones en veta Andalucía. 38 Tabla 3. Clasificación según Bieniawski (1989). 39 Tabla 4. Resumen de clasificación geomecánica veta Andalucía. 39 Tabla 5. Resumen zonificación geomecánica veta Andalucía. 40 Tabla 6. Distribución de carga explosiva RMR 40-50. 42 Tabla 7. Distribución de carga explosiva RMR 30-40. 43 Tabla 8. Distribución de carga explosiva RMR 20-30. 44 Tabla 9. Cantidad de accesorios y explosivos por tipo de roca. 43 Tabla 10. Indicadores propuestos para cada tipo de roca. 45 Tabla 11. Resumen de los resultados del disparo de prueba Rp 300. 50 Tabla 12. Resumen de los resultados del disparo de prueba Rp 125. 52
ÍNDICE DE FIGURAS
Página Figura 1. Plano de ubicación y vías de acceso de Mina Animón. 29 Figura 2. Mineralización en rocas sedimentarias. 30 Figura 3. Minado subniveles con taladros largos y relleno de mina Animón. 32 Figura 4. Minado corte y relleno ascendente con breasting de mina Animón. 33 Figura 5. Clasificación de la veta Andalucía. 39 Figura 6. Zonificación de la veta Andalucía. 40 Figura 7. Malla de perforación para roca RMR 40-50. 41 Figura 8. Malla de perforación para roca RMR 30-40. 42 Figura 9. Malla de perforación para roca RMR 20-30. 43 Figura 10. Malla de perforación pintada y perforación en Rp 300. 48 Figura 11. Plano de ubicación que muestra la zona de prueba. 48 Figura 12. Se evidencia cañas producto de la voladura en la corona. 49 Figura 13. Se evidencia granulometría regular del disparo de prueba. 49 Figura 14. Cuadriculado de la malla de perforación y pintado
de colas (gradiente y punto de dirección). 50 Figura 15. Uso de guiadores para controlar paralelismo
de taladros en el arranque. 51
Figura 16. Distribución de los exaneles y uso de tacos de arcilla. 51
RESUMEN
La actividad minera es sostenible y permanente en nuestro país. Todas las empresas mineras comprometidas en el desarrollo de la patria se preocupan cotidianamente en la mejora de cada una de sus operaciones unitarias. En ese contexto la presente investigación tiene como génesis el problema ¿De qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.? Para la solución de esta se estableció como objetivo analizar de qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la mencionada mina. La investigación fue realizada con el método científico, el tipo de investigación aplicada, del nivel experimental, con diseño cuasi-experimental. La población fueron las labores de avance de la Veta Andalucía 120, Nivel 125 y Nivel 310 de la U. M. Chungar.y de ellos se eligió la muestra de manera no probabilística a las labores Rp 125 Nv. 125 y Rp 300 Nv. 310. Realizados las voladuras de prueba en la rampa Rp. 300 el factor de carga fue 1,82 kg/m3 disminuyendo el 2,03 kg/m3 propuesto; así como el factor de avance que fue 32,8 kg/m en vez del 36,55 kg/m establecido. En la rampa Rp. 125 el factor de carga fue 2,18 kg/m3 disminuyendo el 2,38 kg/m3 propuesto, así como el factor de avance fue 39,24 kg/m en vez de 42,75 kg/m establecido.
Palabras clave: Avances, paralelismo, rampa, factor de carga.
ABSTRACT
Mining activity is sustainable and permanent in our country. All mining companies committed to the development of the homeland are concerned daily with the improvement of each of their unitary operations. In this context, the present research has as its genesis the problem How does the design of drilling meshes influence the length of the advances in the Chungar Mine of Volcan Compañía Minera S.A.A.? For the solution of the same, it was established as an objective to analyze how the design of drilling meshes influences the length of the advances in the mine. The research was carried out with the scientific method, the type of applied research, of the experimental level, with quasi- experimental design. The population were thelbores of advance of the Veta Andalucía 120, Level 125 and Level 310 of the U. M. Chungar.and of them the sample was chosen in a non-probabilistic way to the works Rp 125 Nv. 125 and Rp 300 Nv. 310. After the test blasting on the Rp. 300 ramp, the load factor was 1.82 kg/m3, decreasing the proposed 2.03 kg/m3; as well as the advance factor was 32.8 kg/m instead of the established 36.55 kg/m. In the ramp Rp.
125 the load factor was 2.18 kg/m3 decreasing the proposed 2.38 kg/m3, as well as the advance factor was 39.24 kg/m instead of 42.75 kg/m established.
Keywords: Advances, parallelism, ramp, load factor.
INTRODUCCIÓN
La preocupación de cumplir con las programaciones de los avances en las labores de desarrollo en la minería subterránea es de singular importancia para el cumplimiento de las metas de la producción de mineral.
En ese sentido se realizan de manera continua la evaluación las eficiencias de los avances en cada disparo para poder asegurar lo diseñado y programado.
Gran parte del cumplimiento está afectado por el mal diseño de las mallas de perforación y voladura o el mal replanteo de las mismas, así como el proceso de perforación principalmente en la ejecución de los arranques por la falta del control de paralelismo de los taladros de producción y los de alivio que incluso son los de mayor tamaño.
En la investigación se analizó las deficiencias comunes y se rediseño las mallas de perforación en base a la caracterización geomecánica de las vetas Andalucía y Andalucía 120, en los que se determinó que la masa roca tienen tres tipos de valores RMR 40-50, RMR 30-40 y RMR 20-30. En función a esos resultados se diseñó mallas de perforación para cada tipo; de ellos se usó la malla para RMR 30-40 para la rampa Rp. 300 y del RMR 40-50 para la rampa Rp 125, en las que también se usó voladura controlada con medias cañas para preservar la integridad de la corona de cada labor y usando explosivos de menor energía.
Como resultado de ello se obtuvo resultados significativamente positivos en los que la longitud del taladro perforado fue mayor que los propuesto, de igual manera se mejoró la longitud de avance, la eficiencia del avance y el consumo de explosivo.
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1 Fundamentación del problema
Cuando Roger Holmberg presenta su famoso modelo de diseño de mallas en túneles o labores lineales de grandes dimensiones, plantea que una de las principales preocupaciones en este tipo de obras debiera ser el avance que se debe lograr en cada disparo. Es por ello que la longitud del taladro, de acuerdo a criterio, no depende del equipo de perforación sino de la longitud de un taladro de alivio que es de mayor diámetro que los taladros de producción.
En tal sentido en las labores de desarrollo y preparación es muy importante considerar en el plan de minado las longitudes que deberían ser logrados en su máximo tamaño; Holmberg considera que el avance por cada disparo debe ser el 95% de la longitud del taladro perforado como alivio.
En las minas del país se observa en los trabajos de investigación realizados que el máximo avance logrado es generalmente como mayor valor el 90% de la longitud del taladro, pero en muchos casos la longitud de perforación no es la mayor posible y por lo tanto no habrá un buen avance así se alcance el 95% de la perforación realizada.
En la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A. se ha realizado el seguimiento de las operaciones de perforación y voladura y se ha evaluado sus indicadores en labores de 4,0m x 4,50m. Como resultado se ha determinado deficiencias en los avances. La perforación se realiza con barrenos de 12 pies, la longitud de perforación es 3,20 metros y el avance es solamente 2,90 metros, siendo la meta por disparo de 3,50 metros. Entonces esto significa que el avance por disparo es redsucido. De hecho, este resultado impide tener buenos resultados económicos también.
Por tal razón en la Mina Chungar el interesado realizó un estudio y realizó un diseño de las mallas de perforación y voladura con el objetivo de mejorar los avances y cumplir por lo menos con la meta establecida y cumplir con las programaciones de los avances.
1.2 Formulación del problema 1.2.1. Problema General
¿De qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
1.2.2. Problemas Específicos
a) ¿Cómo la longitud de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
b) ¿De qué manera el paralelismo de los taladros influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
1.3 Objetivos de la investigación 1.3.1. Objetivo General
Analizar de qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
1.3.2. Objetivos Específicos
a) Identificar cómo la longitud de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
b) Determinar de qué manera el paralelismo de los taladros influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
1.4 Justificación e importancia del proyecto
La investigación realizada es con el fin de incrementar o mejorar los indicadores de perforación en los frentes de las labores horizontales para optimizar el avance con el nuevo diseño de las mallas de perforación.
De igual manera la investigación sirve para que los resultados de las pruebas piloto sean generalizados en las demás labores para obtener
beneficios económicos y sociales en bien de la empresa y los colaboradores.
1.5 Alcances y limitaciones de la investigación
El trabajo de investigación se llevó a cabo en la mina Chungar de la Volcan Compañía Minera S.A.A.
Respecto a las limitaciones del trabajo de investigación no hubo tales reparos porque se cuenta con la anuencia del acceso de la información necesaria, y la parte económica será solventada por el tesista en toda la investigación.
CAPITULO MARCO TEÓRICO 2.1 Antecedentes del estudio
Romaní Carhuamaca, R (2018) en la Tesis “Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar avances y sobre rotura Nv. 1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A.” tiene como conclusiones: “Se obtuvo un avance de 3,02 m, de 3,20 m de longitud del taladro. En sobre rotura se obtuvieron buenos resultados con un promedio de 4,86% por debajo del objetivo que era 5%; es decir, 97,2% de lo planteado” (p.84).
Alvarado Vilanueva, I. J. (2019) en la Tesis “diseño de malla de perforación para optimización del proceso operativo de perforación y voladura en la Zona Chino II de la Compañía Minera Caraveli SAC 2015”, concluye que: “Se llegó a reducir la cantidad de material explosivo, debido a que se redujo 65 pies de perforación, por lo cual hay un ahorro de 0.86US$/TM en el caso de la perforación y en la voladura 1.20 US$/TM”
(p.64).
Zamora Paredes, V. E. (2020) en la Tesis “Propuesta de diseño de mallas de perforación y voladura empleando modificación al modelo matemático de Pearse con la finalidad de optimizar la fragmentación de rocas en la mina Tacaza de Consorcio de Ingenieros Ejecutores Mineros
S.A. (CIEMSA)”, sus conclusiones son las siguientes: “La implementación del diseño de malla de perforación utilizando el modelo de Pearse permitió obtener mejorar la fragmentación y una reducción de costos de minado. Se optimizó la fragmentación de rocas en las zonas de explotación planificadas (P80<=8.0 pulgadas)” (p.151-152).
Aquepucho Cruz, E. (2019) en la Tesis “Estandarización de Malla de Perforación y Voladura y su influencia en costos. Caso Cx 200, Unidad ueMinera Untuca- Cori Puno SAC”, indica que: “Aplicando el modelo de Roger Holmberg se obtuvo 2,70 m de avance/disparo a 3,10 m/disparo.
Con la estandarización de mallas de perforación se logra una rentabilidad de 6,771 US$/mes, en función al P.U. y a los nuevos avances obtenidos”
(p.143).
2.2 Bases teóricas
2.2.1. Diseño de mallas 2.2.1.1. Introducción
Para evaluar la voladura se registran los resultados de las voladuras en la mina, junto con el patrón o malla de perforación, los explosivos utilizados, las profundidades de los taladros, el tiempo de perforación de los bloques, el tiempo de carga y el volumen de las rocas voladas.
Para dibujar la curva de distribución del tamaño de partícula de las pilas de escombros, se propone un algoritmo en el software Matlab para la detección de fragmentos de roca mezclados con un algoritmo de
segmentación. Los parámetros de mecánica de rocas y el estado de las juntas de los bloques se determinaron en función de la ubicación de cada bloque. Además, el factor de polvo, la perforación y la carga especiales de bloques volados se calculan utilizando la información registrada.
Utilizando el criterio global, haciendo que la matriz de decisión sea adimensional y definiendo las condiciones apropiadas para los resultados obtenidos, se dedica un valor escalar para las voladuras, cuyos valores más grandes denotan una mayor desviación de las condiciones de voladura adecuadas y expresan explosiones indeseables con respecto a los resultados de la voladura.
Al tomar en consideración las condiciones de operación minera y los pesos de los resultados obtenidos, también se investiga la influencia de los resultados obtenidos en el índice de operación minera utilizando el algoritmo genético.
La condición de la pila, incluida la relación entre la altura de la pila de lodo y la altura del banco y la propagación lateral de la pila de lodo, tienen el mayor impacto en el índice de rendimiento, luego la fragmentación tiene el mayor efecto.
2.2.1.2. Importancia del corte
En la voladura subterránea, el corte de apertura en una ronda de encabezado es esencial para el éxito de toda la ronda. Para que el rumbo tire a su profundidad diseñada
y perforada, el corte de apertura debe proporcionar alivio a esa profundidad.
El corte quemado es un método de voladura que a menudo se utiliza en toda la industria para proporcionar el alivio que el resto de la partida requiere para romperse de manera efectiva. Por lo general, todos los taladros, cargados y de relieve, en un corte por quemadura se perforarán a una profundidad uniforme, la misma que el resto de la ronda. El propósito de este proyecto de optimización de corte por quemadura es determinar si es posible obtener una extracción más profunda de lo que se puede lograr a través del método estándar de longitud de orificio uniforme. Al variar las dimensiones de los orificios que hacen el papel de cara libre en las rondas de voladura con corte quemado mientras se mantienen constantes los orificios cargados tanto en profundidad como en carga explosiva, el autor puede analizar los resultados de extracción.
En la minería subterránea moderna, el contrabando sigue siendo una ocurrencia muy común e incluso puede ser lo suficientemente habitual como para convertirse en un problema grave. Cuando se deja el contrabando frente a una partida subterránea, el costo es doble. La operación no solo no está logrando la producción diseñada y deseada, sino que también está perdiendo tiempo y dinero
perforando y cargando explosivos en la roca que no se romperá.
La roca que rodea un bootleg no se excavará hasta el disparo posterior, lo que le costará al operador 2 veces la cantidad de tiempo y dinero para perforar y cargar este material. La eliminación del contrabando es esencial para la optimización de la voladura de una mina y, por lo tanto, la producción.
2.2.1.3. Perforación
La perforación ha alcanzado a la fecha un gran desarrollo, siendo las perforadoras actuales de gran tecnología que permiten tener taladros con menores desviaciones y se pueden perforar taladros de diámetros mayores que 102 mm a más inclusive.
2.2.1.4. Voladura
Cuando se habla de voladura existe principalmente dos tipos los de producción y de desmonte, en cada uno xe ellos se tiene consideraciones muy particulares porque una cosa es romper mineral y cuidar sus leyes, así como el tamaño de los fragmentos y otra cosa es la rotura de desmonte pero también en las labores requeridas es necesarito evitar la sobre rotura para mejorar la seguridad de los colaboradores.
2.2.2. Longitud de avances
La determinación de las longitudes de avances se realiza, generalmente, en las labores denominadas galerías. Estas toman diferentes denominaciones de acuerdo con el uso que se dan.
Los tipos de galerías de acceso al mineral pueden variar según el método de minería, sin embargo, casi todos los métodos de minería subterránea pueden clasificar sus galerías de acceso al mineral en lo siguiente:
1. Galerías de acceso (al mineral).
2. Galerías de acarreo.
3. Galerías transversales.
4. Galerías exploratorias.
2.2.2.1. Galerías de acceso
Las galerías de acceso (conocidas como galerías de acceso al mineral) actúan como la salida al cuerpo de mineral en una operación minera subterránea y generalmente tienen las secciones transversales más pequeñas.
Por lo general, son desarrollos secundarios y actúan como puntos de acceso temporales a un área activa en el cuerpo mineral que se está extrayendo. Las galerías de acceso generalmente se convierten en parte de las excavaciones del tajeo y se rellenan con el tajeo o se dejan solos después de la extracción del mineral.
La cantidad de entradas de galerías de acceso al mineral en el cuerpo de mineral depende del método de minería elegido. Por ejemplo, los métodos de tajeos con taladros largos generalmente requieren más galerías de acceso al mineral que los métodos de minería de corte y relleno debido a la naturaleza logística de la extracción de mineral.
2.2.2.2. Galerías de acarreo
Las galerías de acarreo son las principales rutas de acceso a nivel. El acceso a las galerías de los umbrales, los puntos de entrada nivelados (rampa, caminos de índole) y los puntos de acceso a la infraestructura auxiliares (elevaciones de ventilación, pasos de roca, espacios de servicio) se realizan a través de la galería principal del transporte. Por lo general, se conducen en paralelo al golpe de un cuerpo de mineral (dependiendo del método de minería y la forma del cuerpo de mineral) y ven el tráfico más pesado en una operación minera de todas las áreas en un nivel.
Una regla general para la colocación de estas galerías es al menos 15 m de distancia del mineral en un buen terreno.
2.2.2.3. Galerías transversales
Las galerías transversales proporcionan acceso a las galerías de acceso desde la galería de transporte principal en un nivel. Si las galerías del acceso se desarrollan paralelas al golpe del cuerpo del mineral en un solo nivel, se realizan cortes transversales entre las galerías para permitir una mayor recuperación del mineral cuando se dejan atrás los pilares del acceso.
2.2.2.4. Galerías exploratorias
Para completar los programas de perforación exploratoria en la roca que rodea el cuerpo de mineral definido, se pueden desarrollar galerías de exploración bajo tierra para obtener acceso a los lugares de perforación apropiados. El propósito de esto podría ser aumentar la confianza de las reservas en áreas de baja confianza definidas a partir de los programas de perforación originales o iniciar nuevos programas de perforación en una masa rocosa indefinida.
El desarrollo de la galería de exploración generalmente se presupuesta y planifica en la planificación y programación de minas.
2.2.2.5. Orientación
La orientación de la galería en el plan de la mina debe tener en cuenta la dirección principal de la tensión subterránea. Idealmente, las galerías deberían correr paralelas a este campo. Esto es de extrema importancia para la infraestructura de vida útil de la mina, como los accesos de nivel principal para proteger su integridad de estabilidad. Sin embargo, las galerías no deben correr paralelas a las tendencias conjuntas o la mineralización foliada para evitar el desprendimiento y el desenredo.
Las excavaciones también deben atender a los dominios geotécnicos locales tanto como sea posible. Por ejemplo, el arco de la galería debe complementar la unión.
2.2.2.6. Construcción
Dependiendo del tamaño de la galería planificada para el desarrollo, la cantidad de mano de obra necesaria variará. Para aberturas más grandes que requieren profundidades de perforación cortas, puede ser óptimo tener una perforación de dos brazos totalmente mecanizada.
La perforación mecanizada puede permitir que los pasos de desarrollo de galería que siguen procedan rápidamente, ya que no debe haber retrasos relacionados
con el equipo para el manejo de extensiones de varillas de perforación. Cabe señalar que las rondas más largas pueden resultar en imprecisiones en la perforación de pozos de voladura, lo que puede conducir a un aumento de los tiempos de perforación, mayores tiempos de carga y voladura, tiempos de manejo de lodo más largos (debido a volúmenes de suciedad más grandes) y tramos de techo más grandes que deben soportarse.
La alternativa al uso de la perforación mecanizada sería el uso de un taladro de pata de aire y tener los taladros de voladura perforados manualmente. Esta situación podría surgir si la galería planificada es demasiado pequeña para adaptarse efectivamente a un jumbo de perforación mecanizado.
La dicotomía de la mecanización y el trabajo manual se hace evidente una vez más con respecto a cómo se elimina cualquier roca suelta en la pared de excavación. La escala mecanizada proporciona la ventaja de no exponer al personal de la mina a condiciones de trabajo difíciles y potencialmente peligrosas.
Después de la voladura, el mineral roto es cargado y transportado por máquinas que pueden ser alimentadas por aire comprimido, combustible o electricidad. Las minas altamente mecanizadas emplean unidades que se cargan a sí mismas, transportan la roca a un paso de mineral y la
arrojan. Conocidas como unidades LHD, estas vienen en varios tamaños denominados por el volumen o peso de la carga que pueden transportar. Los más pequeños tienen una capacidad de menos de 1 metro cúbico (1 tonelada), mientras que los más grandes tienen una capacidad de 25 toneladas. En depósitos de vetas pequeñas y estrechas, a menudo se emplean cargadores de sobrepasos con orugas o neumáticos de goma. Después de que el cucharón de esta máquina se llena al ser forzado en la pila, se levanta y gira hacia atrás para que se vierta en una caja de descarga incorporada o en un vagón adjunto.
2.2.2.7. Sostenimiento
El sostenimiento normalmente comienza después de que el lodo ha sido arrastrado. El tipo de soporte de suelo requerido depende del tamaño de la excavación y las condiciones del suelo. En malas condiciones, puede ser necesario realizar múltiples actividades de apoyo en tierra (inicial y final) en lugar de una sola actividad al final de cada ronda. Si la estabilidad del techo se vuelve crítica, el soporte inicial del suelo (es decir, hormigón proyectado, malla) se puede instalar inmediatamente después de la incrustación para estabilizar la excavación antes de desaparecer por completo. El soporte final del terreno (es decir, atornillado, hormigón proyectado) se puede instalar después de que el lodo se haya eliminado por completo y
la exacción esté completamente expuesta para la siguiente ronda.
2.2.2.8. Cálculos del avance
Determinar cuánto tiempo llevará completar una galería depende de cuántas rondas (ciclos de galería) se puedan tomar en cada turno. El tamaño de la galería depende de los requisitos del equipo. Por ejemplo, una galería estándar de 5 m x 5 m que puede acomodar un jumbo de dos brazos (Atlast Copco Boomer 282). El jumbo puede perforar una ronda de 3 m - 3,5 m de longitud de galería. Un ciclo de galería, que incluye perforación, voladura, mugre, escalado e instalación de soporte de tierra, generalmente toma un turno para completarse.
Suponiendo que un turno de día y de noche estén trabajando en el mismo rumbo de galería, se puede avanzar hasta 7 m en un período de 24 horas. Sobre la base de esta tasa, o cualquier tasa de avance que se planifique, se puede determinar el tiempo que tomará. Por ejemplo, se planea que una galería tenga 30 m de largo y requiera 30 m de desarrollo.
Una ronda de galería tiene una longitud de 3 m y se puede tomar una ronda en cada turno. Por lo tanto, para completar 30 m mientras avanza 3 m por eje, se
necesitarán 10 turnos para completarlo. Si un turno de día y noche está trabajando para desarrollar esta galería, tardará 5 días en completarse. Si solo se trabaja un turno para desarrollar esta galería, tardará 10 días en completarse.
2.2.3. Unidad Minera Chungar
2.2.3.1. Ubicación y accesibilidad
Animón se encuentra ubicada en Huayllay, provincia y departamento de Cerro de Pasco.
Sus coordenadas geográficas son:
N: 8 783 079 – 8 779 183.
E: 342 439 – 346 783.
Figura 1.
Plano de ubicación y vías de acceso de Mina Animón.
2.2.3.2. Geología económica
Las vetas actualmente en explotación de la mina Animón son: Veta Janet, Veta Carmen, Veta Gisela, Veta Karina I, Veta Andalucía 120, Gaby, Andalucía 120 Techo, Elva Piso, Veta Split NW Carmen, Ramal Piso Principal, Veta Ofelia, Veta Lourdes, Veta Split María Rosa, Veta Ramal Piso Ofelia, Veta Ramal Piso Principal, Veta Janet Piso, Veta Principal, Veta Principal Oeste, Veta Claudia, Veta Nancy.
Figura 2.
Mineralización en rocas sedimentarias.
a) Veta Andalucía 120
Es una de las vetas paralelas a la estructura de la Veta Principal, abarca desde el Nivel 4275 hasta el Nivel 3950.
Ha sido minada por corte y relleno con breasting entre los Niveles 4275 a 4250 y entre los Niveles 4200 a 4150. Se
está haciendo accesos entre los niveles 4200 y 4250 para minar este tramo con breasting, en tanto que entre los Niveles 4100 y 4150 se proyecta minar con taladros largos.
También en el Nivel 4000 se está ingresando con un subnivel donde se está evaluando la posibilidad de minar con taladros largos. Esta veta tiene una longitud aproximada de 500 m. Su potencia promedio es de 1.10 m, con rumbo E-W, buzando 83° al Norte. Se presentaron eventos de inestabilidad en las cajas del Tajeo 400 del Nivel 250.
b) Veta Andalucía 120 Techo
Esta es un ramal de la Veta Andalucía 120 hacia el Norte por el lado Este. Abarca desde el Nivel 4200 hasta el Nivel 4100, ha sido minado por corte y relleno con breasting desde el Nivel 4200 hasta el Nivel 4175. Existen reservas probadas desde el Nivel 4265 hasta el Nivel 4100.
Actualmente se está ingresando en el Nivel 4180 con breasting para luego minar por breasting tres cortes. La longitud de la veta es de 120 m, con potencia promedio de 1.0 m. Tiene un rumbo E-W con oscilaciones y está buzando de 77° a 82° al Norte.
2.2.3.3. Métodos de minado
En la mina Animón se utilizan dos métodos de minado: el método de subniveles con taladros largos y el método de corte y relleno ascendente con breasting.
a) Subniveles con taladros largos y relleno
En la Figura siguiente se muestra el esquema de minado mediante subniveles con taladros largos y relleno detrítico.
Se delimitan en cada nivel dos bancos de 8.5 m de altura con tres subniveles de 4.0 m de altura, dejando sobre el tercer subnivel un puente de seguridad de 5 m de altura.
Para llevar a cabo el minado es necesario avanzar hacia los niveles inferiores de los bloques de minado con una rampa principal de 4.5 m de ancho por 4.5 m de altura con gradiente -13%.
Figura 3.
Minado subniveles con taladros largos y relleno de mina Animón.
b) Corte y relleno ascendente con breasting
En la Figura siguiente se muestra el esquema de minado por corte y relleno ascendente con breasting, utilizado en masa rocosa del mineral y las cajas de mala a muy mala calidad y de buzamientos menores de 60°. Consiste en
construir a cada 27 o 28 m de desnivel un nivel principal de ataque y a partir de este, realizar unos cinco cortes longitudinales con taladros horizontales (breasting), dejando finalmente un puente de seguridad de 5 m de altura respecto al siguiente nivel.
Figura 4.
Minado corte y relleno ascendente con breasting de mina Animón.
2.3 Definiciones
Diseño. “Un diseño es el resultado final de un proceso, cuyo objetivo es buscar una solución idónea a cierta problemática particular, pero tratando en lo posible de ser práctico y a la vez estético en lo que se hace”
(https://conceptodefinicion).
Galería. Todas las aberturas de desarrollo o sub horizontales hechas en una mina tienen el nombre genérico de galería.
Longitud de avances. “Es la longitud en metros que se obtiene por cada voladura o disparo que se realiza en el frente de una labor subterránea horizontal.” (López Jimeno, 1989)
Malla de perforación. “Por malla de perforación se entiende a un conjunto de taladros que se perforan en un frente y que tienen una ubicación, dirección, inclinación y profundidad determinados.” (López Jimeno, 1989).
“Es la forma en la que se distribuyen los taladros de una voladura, considerando básicamente a la relación de burden y espaciamiento y su dirección con la profundidad de taladros.” (EXSA, p. 177).
Perforación. “La perforación es un proceso para hacer un taladro dentro de una superficie dura, donde la longitud del taladro es muy grande comparado con el diámetro. En la perforación en minería significa hacer un taladro en la masa rocosa.” (Pathak, 2005, p.1)
Taladro. Se denomina al orificio realizado por una perforadora en una cara libre de un frente o banco, en dicho agujero se posicionará los accesorios de iniciación y las mezclas explosivas para la voladura.
Voladura. “Voladura es la acción de fracturar la roca mediante el empleo de explosivos. Las mismas se realizan para lograr un objetivo predeterminado, pueden ser controladas, o no, puede ser a cielo abierto, en galerías, tunes o debajo del agua.” (https://Voladura).
2.4 Planteamiento de la hipótesis de investigación 2.4.1. Hipótesis General
El diseño de las mallas de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
2.4.2. Hipótesis Específicas
a) La longitud de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
b) El número de taladros influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
2.5 Identificación y Clasificación de las Variables Variable X: Diseño de mallas de perforación.
Variable Y: Longitud de avances.
2.6 Operacionalización de las variables Tabla 1.
Operacionalización de las variables.
VARIABLES DEFINICIÓN CONCEPTUAL DE LA
VARIABLE
DEFINICIÓN OPERACIONAL DIMENSIONES INDICADORES Variable X:
Diseño de mallas de perforación.
“Diseño de malla de perforación es un bosquejo de un conjunto de taladros que serán perforados en un frente y que tienen una ubicación, dirección, inclinación y profundidad determinados.
Estos tendrán carga explosiva.” (Lóez1989)
- Número de taladros.
- Longitud de perforación - Cantidad de carga
explosiva.
- Factor de carga.
- Unidades.
- m.
- Kg/disparo.
- Kg/m3.
Variable Y:
Longitud de avances “Se refiere a la longitud en metros que se obtiene por cada voladura o disparo que se realiza en el frente de una labor subterránea horizontal.” (López Jimeno 1989)
- Longitud de avance.
- Taco. - m/disparo.
- m.
CAPITULO III
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1 Tipo y nivel de investigación
3.1.1. Tipo de investigación
El tipo de investigación fue la investigación aplicada.
3.1.2. Nivel de investigación
El nivel de la investigación fue el correspondiente al explicativo.
3.2. Métodos de investigación
El método de investigación usado corresponderá al método científico.
3.3. Diseño de la investigación
El diseño de la investigación será la investigación cuasi experimental.
G1 X O1 (grupo con tratamiento experimental) G2 - O2 (grupo de control)
3.4. Población y muestra 3.4.1. Población
Se consideró como población a las labores de avance de la Veta Andalucía 120, Nivel 125 y Nivel 310 de la U. M. Chungar.
3.4.2. Muestra
La muestra elegida de manera no probabilística fueron las labores siguientes:
Rp 125 Nv. 125 Veta Andalucía 120.
Rp 300 Nv. 310 Veta Andalucía.
3.5. Técnicas e instrumentos de recopilación de datos
Como técnica para la recolección de datos se consideró a la observación directa.
Como instrumento se usaron formatos adecuados para resumir la información tomada.
3.6. Técnica de procesamiento de datos
La información se procesó con la estadística descriptiva.
CAPITULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1. Presentación de resultados
4.1.1. Caracterización de la masa rocosa
presente estudio y el ítem final durante los trabajos de gabinete.
El mapeo geomecánico de la masa rocosa se llevó a cabo utilizando el "método directo por celdas de detalle". La distribución de las estaciones se muestra en la Tabla siguiente:
Tabla 2.
Resumen de la distribución de estaciones en veta Andalucía.
Para la clasificación de la masa rocosa se utilizó el criterio de Bieniawski (1989), tal como se muestra en la siguiente Tabla.
Tabla 3.
Clasificación según Bieniawski (1989).
Figura 5.
Clasificación de la veta Andalucía.
Tabla 4.
Resumen de clasificación geomecánica veta Andalucía.
Para la zonificar geomecanicamente el macizo rocoso se consideraron:
• Cuestiones litológicas,
• Aspectos geoestructurales y
• La calidad del macizo rocoso.
Posteriormente se ha determinado la zonificación de la veta Andalucía.
Figura 6.
Zonificación de la veta Andalucía.
Tabla 5.
Resumen zonificación geomecánica veta Andalucía.
4.1.2. Diseño de mallas para labores de 4,0 m x 4,5 m.
Las mallas para la investigación se realizaron basadas en la clasificación y zonificación geomecánica de la veta Andalucía, tal como muestran a continuación.
Figura 7.
Malla de perforación para roca RMR 40-50.
Nota: En la figura se adjunta la secuencia de salida de los taladros usando retardos de periodo largo.
Tabla 6.
Distribución de carga explosiva RMR 40-50.
Figura 8.
Malla de perforación para roca RMR 30-40.
Nota: En la figura se adjunta la secuencia de salida de los taladros usando retardos de periodo largo.
Tabla 7.
Distribución de carga explosiva RMR 30-40.
Figura 9.
Malla de perforación para roca RMR 20-30.
Nota: En la figura se adjunta la secuencia de salida de los taladros usando retardos de periodo largo.
Tabla 8.
Distribución de carga explosiva RMR 20-30.
4.1.3. Resultados propuestos para la investigación
En la investigación se partió de una propuesta para la obtención de mejoras de acuerdo con las experiencias de los trabajos realizados en la unidad minera desde años atrás.
Por esa razón como se trabaja con diferentes tamaños de barras se adjunta en primer lugar un resumen de la cantidad de accesorios de voladura tales como cordón detonante, mecha rápida, cordón detonante y los retardos de periodo largo con numeración de acuerdo a la secuencia de salida como se observa en los diseños de malla presentados anteriormente. La Tabla es la que se muestra a continuación.
Tabla 9.
Cantidad de accesorios y explosivos por tipo de roca.
De igual manera se realizó un resumen de los indicadores que se debe tener como mínimo, pero en este caso solo se tuvo en cuenta para las barras de 12 pies, tal como se muestra en la Tabla siguiente.
Tabla 10.
Indicadores propuestos para cada tipo de roca.
INDICADORES UNIDADES RMR 40-50 RMR 30-40 RMR 20-30
Longitud de barra Pies 12 12 12
Longitud perforación Metros 3.20 3.20 3.20
Avance Metros 2.90 2.90 2.90
Eficiencia de avance % 90 90 90
Carga explosiva kg 124.40 106.0 89.20
Factor de carga Kg/m3 2.38 2.03 1.71
Factor de avance Kg/m 42.75 36.55 30.76
4.2. Análisis de resultados
4.2.1. Caracterización geomecánica
De la tabla 5, se puede señalar los siguientes:
1. La veta Andalucía 120, el mineral y las cajas piso y techo son de calidad IVB y IVA.
2. La veta Andalucía 120 Techo, tiene mineral y cajas de calidad IVB y IVA.
4.2.2. Análisis del diseño de mallas para labores de 4,0 m x 4,5 m.
La necesidad de mejorar los avances llevó a realizar nuevos diseños de mallas de perforación para cada tipo de roca, en función a experiencias anteriores.
Las mallas fueron realizadas para tipos de roca: RMR 40-50, considerando barras de 12 pies, en ella se distribuyó 45 taladros con carga explosiva, para este tipo de roca se determinó 321 cartuchos de emulex 80 y 169 de emulex 65 además, se distribuyó la secuencia de salida usado retardos LP para los 42 taladros;
RMR 30-40, usando barras de 12 pies, en ella se distribuyó 39 taladros con carga explosiva, para este tipo de roca se determinó 238 cartuchos de emulex 80 , 151 de emulex 65 y 40 de emulex 45 además, se distribuyó la secuencia de salida usado retardos LP para los 39 taladros; RMR 20-30, considerando barras de 12 pies, en ella se distribuyó 35 taladros con carga explosiva, para este tipo de roca se determinó 182 cartuchos de emulex 80, 116 de emulex 65 y 72 de emulex 45 además, se distribuyó la secuencia de salida usado retardos LP para los 35 taladros.
4.2.3. Análisis de los resultados propuestos
Como ya se ha señalado anteriormente las experiencias han permitido el planteamiento de indicadores base para mejorar la investigación de modo que lo más resaltante es que en la investigación se utilizó la perforación con barras de 12 pies, se propone perforaciones de 3,20 metros la longitud de avance debe ser 2,90 metros que representa 90% de eficiencia de avance. Se
considera que son resultados que pueden ser superados con una mejor supervisión y trabajo adecuado de los trabajadores.
4.3. Prueba de hipótesis
4.3.1. Prueba de la hipótesis general
Para la investigación se ha considerado que la hipótesis general adecuada es que: El diseño de las mallas de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
a) Rp 300 Nv. 310 Veta Andalucía.
La rampa Rp 300 del nivel 310 ubicada en la Veta Andalucía fue una de las labores en las que desarrollo las pruebas de investigación. Se adjunta a la presente los trabajos realizados en dicha labor.
Los macizos rocosos identificados en la rampa RP 300 son las de margas grises (IF/MP), marga roja (MF/P) y marga con presencia de clorita que es la que ofrece mayor resistencia. Desde el punto de la clasificación geomecánica de Bieniawski es de RMR 30-40. Por lo que se implementó la malla de la Figura 8, con la distribución de la carga explosiva de la Tabla 7.
La longitud de barra fue de 12 pies con taladros de producción de 45 mm y rimadora de 102 mm con equipo de perforación JUMBO AXERA DD 311.
Figura 10.
Malla de perforación pintada y perforación en Rp 300.
Figura 11.
Plano de ubicación que muestra la zona de prueba.
Figura 12.
Se evidencia cañas producto de la voladura en la corona.
Figura 13.
Se evidencia granulometría regular del disparo de prueba.
Tabla 11.
Resumen de los resultados del disparo de prueba Rp 300.
INDICADORES UNIDADES RMR 30- 40
Longitud de barra Pies 12
Longitud perforación Metros 3.30
Avance Metros 3.15
Eficiencia de avance % 95,4
Carga explosiva kg 106.0
Factor de carga Kg/m3 1.82
Factor de avance Kg/m 32.8
Nota: En la Tabla anterior se muestra los resultados obtenidos del disparo de prueba realizado en la rampa Rp. 300 de la veta Andalucía.
b) Rp 125 Nv. 125 Veta Andalucía 120
En la rampa Rp 125, RMR 40-50, se realizó el seguimiento respectivo al proceso de perforación y carguío de la Rp 125 con la finalidad de mejorar la eficiencia de los avances, tal como muestran las imágenes siguientes.
Figura 14.
Cuadriculado de la malla de perforación y pintado de colas (gradiente y punto de dirección).
Figura 15.
Uso de guiadores para controlar paralelismo de taladros en el arranque.
Figura 16.
Distribución de los exaneles y uso de tacos de arcilla.
Tabla 12.
Resumen de los resultados del disparo de prueba Rp 125.
INDICADORES UNIDADES RMR 30-40
Longitud de barra Pies 12
Longitud perforación Metros 3.30
Avance Metros 3.17
Eficiencia de avance % 96
Carga explosiva kg 124.40
Factor de carga Kg/m3 2.18
Factor de avance Kg/m 39.24
Nota: En la Tabla anterior se muestra los resultados obtenidos del disparo de prueba realizado en la rampa Rp. 125 de la veta Andalucía 120.
De acuerdo con los resultados mostrados en las Tablas 11 y 12 que muestran los resultados de los disparos de pruebas se puede observar que tanto en la Rp. 300 y la Rp. 125 la longitud de los avances supera a los valores propuestos en la Tabla 10. En el caso ambas rampas de propone un avance de 2.90 metros por disparo, pero en el caso de la Rp. 300 la longitud de avance es 3.15 metros es decir supera en 25 centímetros y es 8% más. De igual manera en la Rp 125 se propone 2.90 metros, pero el resultado hallado es 3.17 metros, es decir un exceso de 27 centímetros que es 9%.
Con lo analizado y observado se puede concluir que la hipótesis general: El diseño de las mallas de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A. es verdadera.
4.3.2. Hipótesis Específicas
En la hipótesis específica a) se plantea que: La longitud de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
En ambas rampas la longitud de perforación fue 3.30 metros que supera a 3.20 metros propuestos en la línea de inicio, es decir que se superó en 10 centímetros que es 3%. Pero lo más notable es que en base a esos 3.30 metros se obtuvo un avance en la rampa Rp 300 de 3,15 metros y en el caso de la rampa Rp 125 3,17 metros de modo que es cierto que: La longitud de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
En la hipótesis específica b) se asegura que: El paralelismo de los taladros influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
Tal como se observa en la Figura la preocupación de controlar el paralelismo de los taladros ha sido positivo porque se ha evitado la desviación de los taladros en los arranques principalmente asegurando la profundidad máxima de los taladros que posteriormente al realizar la voladura se ha logrado tener un mayor avance que lo planteado inicialmente. Por lo tanto, la hipótesis especifica b) es verdadera.
4.4. Discusión de resultados
Las pruebas están orientadas a identificar el arranque más adecuado en los frentes para estandarizar y garantizar el avance promedio con el empleo de barras de perforación de 12 pies
Para ello la perforación se realizó acorde al nuevo diseño de perforación replanteado, con la finalidad de mejorar las longitudes de avances y el % de eficiencias. También se realizó la voladura controlada con el uso de las medias cañas. Además, se obtuvo una granulometría adecuada para el carguío del material derruido.
Adicionalmente, se puede decir que realizado la voladura en la rampa Rp. 300 el factor de carga fue 1,82 kg/m3 disminuyendo el 2,03 kg/m3 propuesto; así como el factor de avance que fue 32,8 kg/m en vez del 36,55 kg/m establecido. En la rampa Rp. 125 el factor de carga fue 2,18 kg/m3 disminuyendo el 2,38 kg/m3 propuesto, así como el factor de avance fue 39,24 kg/m en vez de 42,75 kg/m establecido.
CONCLUSIONES
1. La veta Andalucía, mineral y cajas son de calidad IVB y IVA, con promedios RMR de 35 a 44.
2. Se realizó el diseño de mallas de perforación y voladura para rocas de tipo RMR 40-50, RMR 30-40 y RMR 20-30. En ellas se considera la perforación con barras de 12 pies, taladro de producción de 45 mm y rimado para taladros de alivio de 102 mm.
3. Como metas de la empresa se tuvieron que, con barras de 12 pies, las perforaciones deben ser 3,20 metros, la longitud de avance 2,90 metros y la eficiencia de avance 90%.
4. Realizado las pruebas de campo en la rampa Rp. 300 la longitud de avance fue 3.15 metros es decir supera en 25 centímetros al propuesto es decir 8% más. De igual manera en la rampa Rp. 125 se obtuvo 3,17 metros, es decir un exceso de 27 centímetros que el propuesto o sea 9%
más.
5. Realizados las voladuras de prueba en la rampa Rp. 300 el factor de carga fue 1,82 kg/m3 disminuyendo el 2,03 kg/m3 propuesto; así como el factor de avance que fue 32,8 kg/m en vez del 36,55 kg/m establecido. En la rampa Rp. 125 el factor de carga fue 2,18 kg/m3 disminuyendo el 2,38 kg/m3 propuesto, así como el factor de avance fue 39,24 kg/m en vez de 42,75 kg/m establecido.
principalmente permitió el paralelismo de los taladros y la desviación de estos con el uso de guiadores diseñados para tal fin.
RECOMENDACIONES
1. Recomendar a los supervisores un seguimiento continuo en la perforación de los arranques primordialmente, así como el uso cotidiano de los guiadores.
2. Recomendar la permanente capacitación de las técnicas de perforación y voladura a los encargados de la perforación de los taladros en los frentes de los avances.
3. Recomendar el análisis continuo de los indicadores de perforación y voladura para su mejora continua.
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
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Aquepucho Cruz, E. (2019). Estandarización de Malla de Perforación y Voladura y su influencia en costos. Caso Cx 200, Unidad Minera Untuca- Cori Puno SAC. Tesis para optar título profesional de Ingeniero de Minas. Universidad Nacional del Altiplano.
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Zamora Paredes, V. E. (2020). Propuesta de diseño de mallas de perforación y voladura empleando modificación al modelo matemático de Pearse con la finalidad de optimizar la fragmentación de rocas en la mina Tacaza de Consorcio de Ingenieros Ejecutores Mineros S.A. (CIEMSA). Universidad Peruana de Ciencias Aplicadas.
Informes internos de Mina Chungar.
ANEXOS
MINERA S.A.A.
PROBLEMA OBJETIVO HIPOTESIS VARIABLES METODOLOGÍA POBLACION
¿De qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
Analizar de qué manera el diseño de mallas de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
El diseño de las mallas de
perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
Variable X:
Diseño de mallas de perforación.
Variable Y:
Longitud de avances.
Tipo de Investigación:
Aplicada.
Nivel de investigación:
Experimental.
Diseño de la Investigación:
Cuasi-
experimental.
Población:
Labores de avance de la Veta Andalucía 120, Nivel 125 y Nivel 310 de la U. M.
Chungar.
Muestra:
Labores:
Rp 125 Nv. 125 Veta Andalucía 120.
Rp 300 Nv. 310 Veta Andalucía.
ESPECÍFICOS
a) ¿Cómo la
longitud de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
b) ¿De qué manera el paralelismo de los taladros influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.?
ESPECÍFICOS
a) Identificar cómo la longitud de perforación influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
b) Determinar de qué manera el paralelismo de los taladros influye en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
ESPECÍFICAS
a) La longitud de perforación influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
b) El paralelismo de los taladros influye positivamente en la longitud de los avances en la Mina Chungar de Volcan Compañía Minera S.A.A.
ELABORACIÓN DE CAÑAS PARA VOLADURA CONTROLADA
