optimización del proceso de perforación y

(1)

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS

TESIS

“OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA MEJORAR EL AVANCE LINEAL

POR DISPARO DE LA E.E. IESA EN LA U.M. EL PORVENIR- NEXA RESOURCES”

PRESENTADA POR EL BACHILLER

Jheremy Francisco Godoy Flores

PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE

Ingeniero de Minas

(2)

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ

Av. Mariscal Castilla Nº 3909 – 4089 . Pab. E. Oficina 109 C – Ciudad Universitaria – El Tambo – Huancayo

ACTA DE SUSTENTACIÓN DE TESIS VIRTUAL

En el Auditorio virtual de la Facultad de Ingeniería de Minas de la UNCP a los siete días del mes de diciembre del año dos mil veintidós, con la presencia de los miembros del Jurado integrado por:

PRESIDENTE Dr. GAUDENCIO GÁLVEZ CHOQUE

SECRETARIO DOCENTE Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA

JURADO Dr. GASTÓN MARCO FLORES RAMOS

JURADO Dr. RAÚL JESÚS BALDEÓN RETAMOZO

JURADO Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA

Siendo las 11:30 a.m. se dio inicio al Acto de Sustentación de Tesis Virtual del Bachiller:

JHEREMY FRANCISCO GODOY FLORES

El Secretario Docente dio lectura a la Resolución de Decano Nº 058-2022-DFAIM- UNCP, luego el sustentante procedió a exponer su TESIS titulada: “OPTIMIZACION DEL PROCESO DE PERFORACION Y VOLADURA PARA MEJORAR EL AVANCE LINEAL POR DISPARO DE LA E.E.

IESA EN LA U.M. EL PORVENIR- NEXA RESOURCES”. Culminada la exposición, los señores vocales del Jurado procedieron a efectuar las observaciones y preguntas respectivas. Una vez terminada la evaluación, se invitó al sustentante y público en general a abandonar el Auditorio, para la deliberación del caso, pasándose luego a la votación nominal, de la cual se obtuvo el siguiente resultado:

__________________________________________

El Secretario Docente invitó a pasar al Auditorio al interesado para dar a conocer el resultado final, que fue anunciado por el Presidente.

Se dio por terminado el Acto de Sustentación Virtual a las 12:50 p.m. del mismo día, firmando a continuación los miembros del Jurado.

Dr. GAUDENCIO GÁLVEZ CHOQUE

Presidente Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA Secretario Docente

Dr. GASTÓN MARCO FLORES RAMOS

Jurado

Dr. RAÚL JESÚS BALDEÓN RETAMOZO

Jurado

Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA Jurado

GGCH/mas.

APROBADO POR UNANIMIDAD

(3)

Asesor

Doctor Gastón Marco Flores Ramos ORCID: 0000-0002-8731-7881

DNI N° 19811964

(4)

Dedicatoria

A mi padre Francisco y a mi madre Vitaliana quienes son y siempre serán los fundamentos de mi vida, a mis hermanos que son ejemplos de superación.

(5)

Agradecimientos Al Dios, por brindarme vida y salud.

A mi papá, mi mamá y mis hermanos, por su apoyo en cada etapa de mi vida, sus ejemplos, sus sabios consejos, los valores que me inculcaron y por ser la principal motivación para llegar a cumplir las metas trazadas.

A los catedráticos de la Facultad de Ingeniería de Minas, por sus importantes enseñanzas.

A la empresa especializada IESA en la Unidad Minera El Porvenir, por darme la oportunidad de laborar en sus operaciones, conseguir la experiencia que cuento hasta la fecha y haber facilitado los datos prácticos para el desarrollo del presente estudio.

A mi asesor Dr. Ing. Gastón Marco Flores Ramos, por su tiempo, instrucción y orientación en la elaboración de esta investigación.

(6)

Resumen

La investigación optimización del proceso de perforación y voladura para mejorar el avance lineal por disparo de la E.E. IESA en la U.M. el porvenir- Nexa Resources. El objetivo del estudio fue Analizar la optimización del proceso de perforación y voladura para mejorar el avance lineal por disparo de la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir - Nexa Resources. La metodología de investigación es la científica, del tipo aplicado, de nivel descriptivo y de diseño preexperimental; siendo la muestra la base al periodo de estudio en los frentes donde se realizan dichas operaciones Nivel 2360 W; concluye Se diseñó mallas de perforación y voladura utilizando los modelos de R. Holmberg que divide al arranque en 4 secciones y el cuadro de dimensiones de Konya que en función al diámetro equivalente se calculó los parámetros geométricos del arranque; en roca tipo III con RMR entre 41 y 60; y en roca tipo IV con RMR entre 21 y 40.

Palabras claves: Perforación, voladura, diseño de malla, optimización y costos.

(7)

Abstract

The research optimization of the drilling and blasting process to improve the linear advance by firing of the E.E. IESA in the U.M. El Porvenir - Nexa Resources. The objective of the study was to analyze the optimization of the drilling and blasting process to improve the linear advance by firing of the E.E.

IESA in the U.M. El Porvenir - Nexa Resources. The research methodology is scientific, of the applied type, of descriptive level and of pre-experimental design; the sample being the basis for the study period on the fronts where these operations are carried out level 2360 W; concludes drilling and blasting meshes were designed using the models of r. Holmberg that divides the start into 4 sections and the Konya dimension table that according to the equivalent diameter the geometric parameters of the start were calculated; in type iii rock with RMR between 41 and 60; and in type iv rock with RMR between 21 and 40.

Keywords: drilling, blasting, mesh design, optimization and sewing.

(8)

Índice de contenidos

Asesor ii

Dedicatoria iii

Agradecimientos iv

Resumen v

Abstract vi

Índice de contenidos vii

Índice de figuras xii

Índice de tablas xiv

Introducción xvi

Capítulo I 17

Planteamiento del problema 17

1.1 Fundamentación del problema 17

1.2 Formulación del problema 18

1.2.1 Problema general 18

1.2.2 Problemas específicos 18

1.3 Objetivos de investigación 19

1.3.1 Objetivo general 19

1.3.2 Objetivos específicos 19

1.4 Justificación e importancia de la investigación 19

1.4.1 Justificación 19

1.4.2 Importancia 20

1.5 Alcances y limitaciones de investigación 20

1.5.1 Alcances 20

(9)

1.5.2 Limitaciones 20

Capítulo II 21

Marco teórico 21

2.1 Antecedentes de estudio 21

2.2 Bases teóricas 24

2.2.1.1 Perforación y voladura 24

2.2.1.2 Perforación 24

2.2.1.3 Diagrama de perforación 24

2.2.1.4 Parámetros de perforación y voladura 25

2.2.2.1 Costos 26

2.2.2.2 Diferencia entre costo y gasto 26

2.2.2.3 Planeamiento de costo de Operación Minera 26 2.2.2.4 Planeamiento y control de producción 27

2.3 Definición de términos 28

2.4 Hipótesis, variables y definiciones operacionales 29

Capítulo III 31

Metodología de la investigación 31

3.1 Metodología de investigación 31

3.2 Tipo de investigación 31

3.3 Nivel de investigación 31

3.4 Diseño de investigación 31

(10)

3.6 Técnicas para la recolección de datos 32

3.7 Instrumentos de recolección de datos 32

3.8 Técnicas e instrumentos de procesamiento de datos 33

Capitulo IV 34

Resultados 34

4.1 Descripción de las operaciones en la U.M. El Porvenir – Nexa

Resources 34

4.1.1 Ubicacion 34

4.1.2 Geología 35

4.1.2 Geomecánica 36

4.1.2.1 Propiedades físicas 36

4.1.2.2 Propiedades mecánicas 37

4.1.2.3 Cartilla Geomecánica. 37

4.1.3 Mapeos geomecánicos en las cinco zonas operativas 39

4.1.4 Equipos 44

4.1.4.1 Equipos para perforación de frentes 45

4.1.4.2 Equipos para carguío de frentes 46

4.1.5 Ciclo de minado 46

4.1.5.1 Perforación 47

4.1.5.2 Carguío y voladura 48

4.1.6 Mallas de perforación – diseños iniciales 49 4.1.7 Consumo de explosivos antes de la implementación. 54

(11)

4.1.8 Resultados de disparos antes de la implementación. 56 4.1.9 Costos de perforación antes de la implementación 58 4.1.9.1 Calculo del rendimiento horario del equipo. 58

4.1.9.2 Calculo del costo de posesión. 59

4.1.9.3 Calculo del costo de operación 61

4.1.9.4 Calculo del costo horario 63

4.1.9.5 Calculo del costo por metro perforado 63 4.1.9.6 Costo del frente perforado con las mallas actuales 64 4.1.10 Costo de explosivo y accesorios utilizado por disparo antes de la

implementación 64

4.1.11 Factor de carga lineal con diseños iniciales. 65 4.2 Cálculos para el diseño de la nueva malla de perforación y voladura

65

4.2.1 Parámetros técnicos para diseño 65

4.2.2 Longitud de perforación 66

4.2.3 Numero de taladros 68

4.2.4 Cálculo del burden máximo. 69

4.2.5 Calculo del diámetro equivalente 71

4.2.6 Diseño del arranque 72

(12)

4.2.11 Parámetros de perforación – diseño propuesto 80

4.2.12 Explosivos y accesorios 81

4.2.13 Diseño de la carga explosiva. 82

4.2.13.1 Calculo del factor de carga lineal para el Anfo. 82 4.2.13.2 Longitud de tacos de taladros de arranque 83 4.2.13.3 Carguío de taladros de hastiales según tipo de roca 84

4.2.13.4 Carguío de taladros de arrastre 87

4.2.14 Carga explosiva para roca tipo III 88

4.2.15 Carga explosiva para roca tipo IV 90

4.2.16 Distribución de retardos (Faneles) 92

4.3 Equipos que participaran en el proceso de perforación y voladura 93

4.3.1 Trabajos adicionales con el Scoop. 93

4.3.2 Implementación de Jet-Anol para cada zona operativa 94 4.3.3 Implementación de Pets de carguío de frentes con Jet-Anol y

manipulador telescópico (Manitou) 94

4.4 Discusión de resultados. 95

4.4.1 Diseño de malla de perforación. 95

4.4.2 Diseño de la carga explosiva 96

4.4.3 Simulación en JK-Simblast del diseño propuesto 98

4.4.4 Avance por disparo – Pruebas en campo 100

4.4.5 Factor de carga lineal 101

4.4.6 Costos de perforación con el diseño propuesto 102

(13)

4.4.7 Costos de voladura 103

4.5 Prueba de Hipótesis 104

4.5.1 Prueba de hipótesis especificas 104

4.5.2 Prueba de hipótesis general 107

Conclusiones 109

Recomendaciones 111

Anexos 112

Índice de figuras Figura 1. Clasificación RMR ... 37

Figura 2. Clasificación GSI para labores permanentes > 1año ... 38

Figura 3. Clasificación GSI para labores permanentes <= 1año ... 38

Figura 4. Mapeo Geomecánico Nv. - 320 ... 39

Figura 5. Mapeo Geomecánico Nv. -520 Éxito ... 40

Figura 6. Mapeo Geomecánico Nv. -420 Carmen ... 41

Figura 7. Mapeo Geomecánico Nv. -940 ... 42

Figura 8. Mapeo Geomecánico Nv. -1035. Porvenir 9 ... 43

(14)

Figura 12. Gráfico de eficiencia de disparo vs meta 3.5 m/disparo – noviembre

2021 ... 57

Figura 13. Gráfico de avance recomendado por caída de rocas ... 67

Figura 14. Cuadro de dimensiones de Konya ... 72

Figura 15. Secciones del arranque ... 73

Figura 16. Diseño propuesto del arranque ... 76

Figura 17. Diseño de contornos de malla ... 79

Figura 18. Diseño propuesto de malla de perforación ... 80

Figura 19. Sistema Tracking Blast ... 85

Figura 20. Vista de sección taladro – Sistema Tracing Blast ... 86

Figura 21. Sistema de Carga Desacoplada ... 87

Figura 22. Diagrama de carga para roca tipo III ... 89

Figura 23. Diagrama de carga para roca tipo IV ... 91

Figura 24. Distribución de retardos ... 92

Figura 25. Distribución de energía del explosivo malla inicial ... 98

Figura 26. Distribución de la energía del explosivo diseño propuesto ... 99

Figura 27. Resultados de disparos – Pruebas en campo ... 100

Figura 28. Gráfico de carga lineal ... 101

(15)

Índice de tablas

Tabla 1. Operacionalización de variables ... 30

Tabla 2. Propiedades físicas del macizo rocoso ... 36

Tabla 3. Propiedades mecánicas del macizo rocoso ... 37

Tabla 4. Resultados de mapeo Nv. -320 ... 39

Tabla 5. Resultados de mapeo Nv. -520. Éxito ... 40

Tabla 6. Resultados de mapeo Nv. -420. Carmen ... 41

Tabla 7. Resultados de mapeo Nv. -940 ... 42

Tabla 8. Resultados de mapeo Nv. -1035. Porvenir ... 43

Tabla 9. Cantidad de equipos IESA – U.M. El Porvenir ... 44

Tabla 10. Características jumbo frontonero ... 45

Tabla 11. Características de equipos cargadores de Anfo ... 46

Tabla 12. Toma de tiempos del ciclo de minado ... 47

Tabla 13. Parámetros de perforación y voladura – Roca tipo IV B ... 50

Tabla 14. Parámetros de perforación y voladura – Roca III ... 52

Tabla 15. Parámetros de perforación y voladura – Roca IV A ... 54

Tabla 16. Cantidad de explosivos promedio según vales de salida ... 55

Tabla 17. Promedio de resultados de avance/disparo – noviembre 2021 .... 56

Tabla 18. Datos técnicos del equipo de perforación ... 58

Tabla 19. Costos consumibles de mantenimiento ... 62

Tabla 20. Costos de piezas de desgaste ... 62

(16)

Tabla 24. Parámetros técnicos del frente a disparar ... 65

Tabla 25. Dimensiones de arranque (N=1) ... 73

Tabla 30. Dimensiones de arranque (N=3) - Ejecutado ... 75

Tabla 31. Dimensiones de arranque (N=3) - Ajustado ... 76

Tabla 32. Parámetros de perforación – diseño propuesto ... 81

Tabla 33. Dimensiones de arranque (N=3) - Taco ... 83

Tabla 34. Dimensiones de arranque (N=3) – Taco ajustados ... 83

Tabla 35. Carga explosiva para roca tipo III ... 88

Tabla 36. Carga explosiva para roca tipo III ... 90

Tabla 37. Distribución de Faneles ... 92

Tabla 38. Línea base Nexa vs Diseño propuesto – Perforación ... 95

Tabla 39. Línea base Nexa vs Diseño propuesto - Explosivos ... 96

Tabla 40. Línea base Nexa vs Diseño propuesto – Costos de perforación 102 Tabla 41. Línea base Nexa vs Diseño propuesto – Costos de voladura. ... 103

(17)

Introducción

Actualmente, la industria minera se ha convertido en el origen más trascendental de la economía nacional, por tal, las empresas hoy en día persiguen perfeccionar sus procedimientos y aumentar la rentabilidad.

En las operaciones mineras, especialmente la minería subterránea, existen dos metas importantes, una es realizar operaciones rentables y seguras que generen ingresos y utilidades positivas, y la otra es evitar diversos eventos riesgosos e inseguros.

Es por ello, que uno de las tecnologías más significativas en la preparación y desarrollo de minas principia con la perforación y la voladura del borde de ataque para llegar al recurso mineralizado y poder extraer el mineral deseado.

La investigación está dividida en cuatro capítulos. El primero contiene el planeamiento del problema, el segundo formado por el marco teórico, el tercero encuadra la metodología de la investigación y el cuarto el resultado de toda final del estudio. Y finalmente terminamos con conclusiones, recomendaciones y anexos.

(18)

Capítulo I

Planteamiento del problema 1.1 Fundamentación del problema

Generalmente las perforaciones y voladuras de frentes son deficientes e inadecuadas, y esto debido habitualmente por la diversificación de parámetros de perforación y voladura, obteniendo heterogéneas fragmentaciones de rocas, sobreperforación, subperforación, tiros cortados, sobrerotura, etc. además de dificultades en el cumplimiento de los avances programados.

En la ejecución de explotaciones mineras, es en las perforaciones y voladuras donde se realizan los más importantes y mayores gastos operacionales, es por ello el afán de establecer los parámetros, para así de esa manera mejorar la fragmentación de rocas, ya que generalmente cada empresa especializada tiene sus propios parámetros.

En esta coyuntura y contexto es que la investigación trata de establecer únicos parámetros de perforación y voladura, así como también realizar una mejor selección de explosivos y accesorios para el mejoramiento de la perforación.

También es sabido qué en explotaciones minerías subterráneas, es sustancial caracterización geomecánica precedentemente de diseñar mallas para establecer los parámetros de perforación de los macizos rocosos. Para acceder al yacimiento y para extraer minerales se han de

(19)

franquear estructuras y masas rocosas, a través de túneles, socavones, cruceros y rampas. Por tanto, es muy necesario y pertinente poseer la ciencia y el arte sobre diagramas perforación y voladura.

1.2 Formulación del problema

¿En qué medida la optimización del proceso de perforación y voladura permite mejorar el avance lineal por disparo de la E.E.

IESA en la U.M. ¿El Porvenir - Nexa Resources?

 ¿Cómo la modificación de la malla de perforación permite mejorar el avance lineal por disparo de la E.E. IESA en la U.M.

El Porvenir - Nexa Resources?

 ¿En qué medida las mejoras aplicadas permiten la reducción de los costos operativos de la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir – Nexa Resources?

 ¿Cómo influyen la correcta disposición de los equipos utilizados en el proceso de perforación y voladura de frentes para mejorar el avance lineal por disparo en la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir - Nexa Resources.?

(20)

1.3 Objetivos de investigación

Analizar la optimización del proceso de perforación y voladura para mejorar el avance lineal por disparo de la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir - Nexa Resources.

 Evaluar la modificación de la malla de perforación que permite mejorar el avance lineal por disparo de la EE. IESA en la U.M.

El Porvenir - Nexa Resources.

 Determinar las mejoras aplicadas que permiten la reducción de los costos operativos de la EE. IESA en la U.M. El Porvenir – Nexa Resources.

 Determinar la correcta disposición de los equipos utilizados en el proceso de perforación y voladura de frentes para mejorar el avance lineal por disparo en la E.E. IESA en la U.M.

El Porvenir - Nexa Resources

1.4 Justificación e importancia de la investigación

La razón de ser del estudio del diseño de mallas de perforación y voladura es porque el diagrama de mallas se hace de manera empírica en el campo, porque los modelos utilizados no son

(21)

modelos definidos, sino que son solo una iniciativa porque es completamente diferente a lo que se realiza en la propia labor.

A investigación tiene la importancia suficientemente sustentada, ya que como es conocido en todo diseño de minado en roca, la geometría de la disposición de los huecos (taladros) y que los agentes explosivos son de suma importancia, y por tal, merece la preferente atención. La importancia también radica en la utilización de teorías referenciales de modelos matemáticos.

1.5 Alcances y limitaciones de investigación

Nuestros alcances serán a nivel regional y nacional. Los resultados del trabajo de investigación serán implementados en aquellas excavaciones que tengan las mismas dimensiones y calidad de la masa rocosa en estudio.

Las limitaciones estuvieron relacionadas con nuevas teorías y antecedentes recientes de las variables estudiadas, sin embargo, se hizo todo lo posible para recopilar información de

(22)

Capítulo II Marco teórico 2.1 Antecedentes de estudio

La investigación “

Castillo, J. y Medina, H. (2015), en el trabajo “Aplicación de Trabajo Controlado de Avance de Voladura para Reducir Coeficiente de Avance y Porcentaje de Sobre impulso en el Tramo 3.5m x 3.0m de la Compañía Minera Condestable” concluye y recomienda: voladuras Para las aplicaciones de voladuras, la tasa de sobre explosión disminuyó de 12,16% a 7,95%, mientras que el factor de avance disminuyó de 30,95 kg/m a 27,41 kg/m, es decir, una disminución del 11% debido al uso de una menor cantidad de explosivo, también por el uso de ANFO Superfam L, reduciendo así los daños en las superficies que rodean el frente, Menor potencia, además se ha añadido un hueco a cada lado del hastial, que ayuda a distribuir mejor la energía. Se ha reducido la cantidad media de explosivos utilizados por disparo de 101,04 kg a 96,03 kg, lo que supone una reducción del 5%. La distancia de avance promedio por disparo ha aumentado un 3,5 % a 3,51 metros, en comparación con la distancia de avance promedio original por disparo de 3,39 metros. Se recomienda aplicar voladuras controladas en la línea de frente de la Compañía Minera Condestable para mejorar los resultados de tasa de sobre perforación y coeficiente de propulsión. para un mejor control de daños en las superficies circundantes, se recomienda revisar

(23)

periódicamente las pistolas ANFO, ya que, si ya están muy dañadas, la cantidad de ANFO rociada por unidad de tiempo variará, dificultando el control de la cantidad de explosivo que se cargará. por taladro, y en muchas ocasiones carga superior a la necesaria, provocando más daños. Para evitar la pérdida de explosivos, evite las fugas de armas ANFO, ya que los explosivos desperdiciados conducen a un mayor consumo de explosivos. Para mantener de forma sostenible los resultados con cada avance, se recomienda enfatizar el control del paralelismo de perforación; además de concienciar a los operadores y asistentes de la importancia de este factor en los resultados, tener en cuenta si no se comienza con una buena base de perforación, el control diseño de voladura no producirá los resultados esperados.

Víctor Ames Lara (2008) trabajo "Diseño de rejillas de perforación y voladura utilizando energía de mezclas explosivas", argumenta que la predisposición hacia el uso de explosivos de alta energía hace necesario aplicar también nuevas técnicas al diseño de perforaciones y voladuras.

Grid, dio a conocer en su trabajo el uso de la potencia relativa volumétrica (RBS).

La teoría se basa en que, en un equipo de perforación del mismo volumen, la energía de un explosivo es muy diferente a la de otro

(24)

La potencia relativa por volumen (RBS) permite modificar rápidamente las dimensiones originales del burden y espaciamiento y de esta manera permite ahorrar tiempo y costo en los ensayos de prueba y error para la implementación de las nuevas dimensiones en las operaciones de perforación y voladura.

Yarto, M. (2010), En su tesis doctoral de Ciencias Mineras

“Modelos para la Mejora Continua de la Productividad de las Empresas de Cartón Corrugado en el México Metropolitano”: “Se encontró que la capacitación (25.3%) de quienes han sido capacitados y capacitados en cartón desde las empresas de cartón corrugado puede contribuir a mejorar contribución de los procesos, ya que hay muchas variables involucradas que afectan el proceso” (pp. 164-167).

Cisneros, B. and Ruiz, W. (2012), Ecuador Tesis de Maestría

“Propuesta de un modelo de proceso de mejora continúa basado en la integración del sistema ISO/IEC 17025 en el laboratorio PROTAL- ESPOL: 2005 y sistema ISO 9001:2008 en 2011”, establecieron: “Luego de evaluar e identificar oportunidades de mejora, se formuló una mejora continua para el 2012, tomando en cuenta los puntos más relevantes de los procesos de la empresa. Mejora continua, con este último objetivo específico cumplido”.

Cáceres, A. (2017) concluyó en la Tesis de Maestría de la URP

“La Aplicación de la Mejora Continua y su Impacto en la Productividad de los Procesos de Almacén en la Comercializadora de Electrónicos de

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Lima Metropolitana”: Aumento de la productividad en todas las áreas del proceso de recepción de almacén de 0.87 % a 1,66%, Almacenamiento de 1,87% a 8,10% y Programación: de 3,26% a 6,05%

La aplicación de la mejora continua reduce el tiempo de servicio en un 50%.

2.2 Bases teóricas

2.2.1 Perforación y voladura 2.2.1.1 Perforación

Es una actividad antes de la voladura. Su objetivo es abrir huecos cilíndricos que son taladros donde se aloja el explosivo, las guías, la mecha de seguridad y los demás componentes que inician el disparo y la detonación.

Esta es una actividad previa a la voladura. Su propósito es abrir agujeros cilíndricos, que son agujeros que albergan explosivos, guías, fusibles de seguridad y otros dispositivos que empiezan el tipo y la explosión.

2.2.1.2 Diagrama de perforación

El diagrama de malla de perforación distribuye la posición, dirección, inclinación y profundidad

(26)

La de cuadrícula de perforaciones asigna la ubicación, orientación, buzamiento y profundidad explícita de las perforaciones, diseñados para:

 Reducir los costos de perforación y carga explosiva.

 Hacer el mejor progreso.

 Mantenga las zonas de trabajo dentro de los

límites estándar.

Los detalles de la malla perforada dependen del posicionamiento en el campo del diseño de estas perforaciones.

2.2.1.3 Parámetros de perforación y voladura a. Número de taladros.

b. Diámetro del taladro “ɸ”

c. Longitud de taladro “H”

d. Presión de detonación del explosivo “PoD”.

e. Factor de carguío “FC”.

f. Acoplamiento del explosivo “Ae”.

g. Longitud de carga explosiva “Lc”.

h. Burden “B”.

i. Distribución de los taladros.

j. Distribución de carga.

(27)

2.2.2 Costos de perforación y voladura 2.2.2.1 Costos

Es difícil definir costo porque no se encuentra el verdadero significado de la palabra, y algunos autores interpretan costo como el gasto incurrido para obtener la venta de un producto en un bien, trabajo o servicio. Los costos operativos están diseñados para acumular los costos de los procesos de producción divididos dentro de las operaciones de una empresa en particular y asignarlos a los productos. Los recursos se reflejan en materias primas, materiales de empaque y todos los costos secundarios asociados con el producto, como empleados, suministros y pagos realizados durante la fabricación del producto.

2.2.2.2 Diferencia entre costo y gasto

Un costo es la inversión recuperable de la empresa, y si aparece como activo, un gasto es un gasto que va directo a la cuenta de resultados.

2.2.2.3 Planeamiento de costo de Operación Minera

(28)

medido en dinero, En la minería el costo de una operación minera se determina en la explotación de minas convencionales y mecanizadas.

2.2.2.4 Planeamiento y control de producción

 Planeamiento de producción

Parte de la demanda de producción soportada por la capacidad de producción y la ubicación de las reservas requeridas. Esta habilidad se reconoce en el análisis de producción, eficiencia de productividad de equipos y maquinarias y consumo de materiales, estos cálculos se realizan a través de piezas de corte y producción presentadas en toneladas de equipos, estándares de materiales y mano de obra, los recursos y costos que estos representan producción y consumo.

El plan anual de producción de mina puede comprender el tonelaje de mineral a producir cada año de acuerdo a sus propias leyes, el equipo requerido para la producción anual es saber cuántos tonelajes se van a extraer por etapas, la utilidad esperada de la empresa minera que incorpora el tasa de recuperación de la concentradora en el plan, todos los precios estimados de los metales involucrados y

(29)

los costos de producción y disposición de la mina, gastos generales.

2.3 Definición de términos

 Broca. Elementos de corte de agujeros, generalmente muy duros o extremadamente duros, hechos de diamante sintético (carburo de silicio) o carburo de wolframio

 Burden. Es la distancia entre la cara libre de la malla perforada y el hueco lleno de explosivos. La carga depende fundamentalmente del diámetro del pozo, de las características del campo y de la especificidad del explosivo.

 Dinamita. Son materiales explosivos sensibles a los cebadores sirven como el principal portador de la energía de despliegue. El sensibilizador preferido en explosivos es la nitroglicerina.

 Espaciamiento. Es la separación entre taladros en una misma hilera o área de influencia, llenos de explosivos en el diagrama de perforación.

 Explosivos. Son compuestos que se descomponen rápidamente, produciendo cantidades masivas de gas instantáneamente bajo alta presión y temperatura con efectos devastadores.

(30)

2.4 Hipótesis, variables y definiciones operacionales 2.4.1 Hipótesis general

La optimización del proceso de perforación y voladura permitirá mejorar el avance lineal por disparo de la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir - Nexa Resources

2.4.2 Hipótesis especifica

 Las modificaciones de la malla de perforación permitirán mejorar el avance lineal por disparo de la EE. IESA en la U.M.

El Porvenir - Nexa Resources

 Las mejoras aplicadas permitirán la reducción de los costos operativos de la EE. IESA en la UM El Porvenir - Nexa Resources

 Los equipos usados en la perforación y carguío de frentes permitirán mejorar el avance lineal por disparo de la E.E.

IESA en la U.M. El Porvenir - Nexa Resources.

2.4.3 Identificación de variables

 Variable independiente

Proceso de perforación y voladura

 Variable dependiente Avance lineal por disparo

(31)

2.4.4 Operacionalización de variables

Tabla 1. Operacionalización de variables Variables Definición

conceptual Dimensiones Indicadores Unidades

Independiente:

Proceso de perforación y voladura

Se realizarán todos los cálculos y valoraciones necesarias del proceso de perforación y voladura

Perforación  Burden

 Espaciamiento

 Cantidad de taladros

 m

 Cantidad Voladura

 Factor de potencia

 Consumo de explosivos y accesorios

 Fragmentación y rotura

 kg/t

 Cantidad

 cm

Dependiente:

Avance lineal por disparo

Rendimiento lineal de perforación y voladura en un determinado lapso

Rendimiento lineal

 Velocidad de perforación.

 Consumo de aceros de perforación

 Longitud de avance

 m/h

 Barrenos y brocas

 Metro lineal

Disminución de costos

 Costo por longitud de avance

 Costo de explosivos y accesorios por disparo

 Costo del material disparado

 $/m

 $/explosivo y accesorios

 $/t

(32)

Capítulo III

Metodología de la investigación 3.1 Metodología de investigación

Un método de investigación es científico e incluye un método utilizado principalmente para generar conocimiento científico. Para llamarse ciencia, los métodos de investigación deben basarse en la experiencia.(Tamayo, 2000).

3.2 Tipo de investigación

Es investigación aplicada porque de acuerdo a su finalidad, pretende descubrir conocimientos que puedan ser aplicados inmediatamente a la realidad. En términos de datos, es cuantitativo porque utiliza datos que se pueden representar numéricamente.

3.3 Nivel de investigación

Descriptivo, ya que busca una comprensión inicial de la realidad a partir de las observaciones directas del investigador, así como el conocimiento obtenido mediante la lectura o el estudio de información proporcionada con el fin es revelar, con el mayor rigor metodológico, información importante sobre la realidad objeto de estudio, con unos estándares establecidos.

3.4 Diseño de investigación

Preexperimental. Se hace una observación sobre un grupo o grupo de individuos o sucesos después de tener en cuenta la causa y el efecto.

(33)

Por lo general, para ver si es necesaria más investigación sobre el grupo objetivo. Un estudio preexperimental es cualquier estudio realizado utilizando el método científico en el que un conjunto de variables se mantiene constante mientras que otro conjunto de variables se mide como sujeto de la experimentación.

3.5 Población y muestra

Es el total de las labores mineras horizontales (niveles) de la unidad minera El Porvenir de Nexa Resources.

3.5.2 Muestra.

Se tiene a todos los niveles negativos de la unidad minera El Porvenir a cargo de la E.E. IESA.

3.6 Técnicas para la recolección de datos

Las principales técnicas que se utilizaron son:

 Análisis documental

 Entrevista y encuestas

3.7 Instrumentos de recolección de datos Tenemos:

(34)

 Entrevistas

3.8 Técnicas e instrumentos de procesamiento de datos

Luego de haber realizado el acopio de datos realizaremos el procesamiento mediante los softwares, Excel y SPSS a fin de calcular la influencia, niveles de riesgo, pruebas de hipótesis de los resultados obtenidos.

(35)

Capitulo IV Resultados

4.1 Descripción de las operaciones en la U.M. El Porvenir – Nexa Resources

La unidad minera El Porvenir de la compañía Nexa Resources, está ubicada en el centro poblado de San Juan de Milpo, distrito de San Francisco de Asís de Yarusyacan, provincia de Pasco, departamento de Pasco, entre las coordenadas geográficas:

 Longitud : 76° 12’ 18’’ Oeste

 Latitud : 10° 36’ 01’’ Sur Y coordenadas UTM:

 Norte : 8 828 000

 Este : 366 000

 Altura : 4 100 m.s.n.m.

La unidad minera El Porvenir, explota yacimientos polimetálicos mediante minado subterráneo siendo los principales métodos de explotación el corte y relleno ascendente y el sublevel

(36)

Zona Éxito, Zona intermedia Nv. - 340) y una Zona de extracción (Don Ernesto) donde el desarrollo está a cargo de la empresa especializada Seprocal.

El mineral de las zonas de operación de la empresa IESA es vertida al Ore Pass 5 que llega al Nivel de extracción - 1170 desde donde es trasladado a la planta concentradora mediante izaje con skips de 6 m³ la composición del mineral es principalmente Zinc, Plomo y Plata.

La unidad minera El Porvenir mantiene sus reservas polimetálicas, siendo su principal producto el concentrado de Zinc del mineral Esfalerita 6.5% de Zn.

La estructura geológica predominante es un sinclinal asimétrico con un plano axial norte-sur consistente con pliegues regionales desplazados por la falla de cabalgamiento Gran Milpo - Atacocha, lo que resulta en distorsiones en la secuencia estratificada de las formaciones Pucará, Goyllarisquizga y Machay. El marco geológico de la zona minera estuvo formado por orogenia y magmatismo del Terciario, que a su vez originaron el período de fracturamiento de intrusiones subvolcánicas en forma de reservorios, diques y lechos rocosos. Estos procesos han producido varios tipos de depósitos de desplazamiento metasomático a través de estructuras preexistentes. En cuerpos

(37)

intrusivos del tipo cuerpo mineral asociado a intrusiones, existen objetos ubicados en cuerpos de contacto (calizas intrusivas).

De acuerdo a los mapeos geomecánicos realizado en las diferentes zonas de operación de la E.E. IESA se ha podido determinar las características y propiedades del macizo rocoso que conforman este yacimiento, se ha llegado a obtener RMR, clasificación GSI y tipo de roca, siendo predominante el tipo IIIA, IIIB y IVA la cual garantiza el diseño de una nueva malla de perforación para estos tipos de roca.

4.1.2.1 Propiedades físicas

Tabla 2. Propiedades físicas del macizo rocoso

Muestra Descripción Densidad

g/m³ Dureza Abrasividad

PFR 1 Granito 2840 95 18

PFR 2 Gneis granítico 2650 81 20

PFR 3 Caliza 2700 27 2.6

PFR 4 Andesita 2790 56 7.5

PFR 5 Arenisca 2200 31 1.5

PFR 6 Pizarra 2700 56 3.3

PRF 7 Mineral 3200 45 9

Adaptado de Área de geomecánica UM El Porvenir – Nexa Resources

(38)

4.1.2.2 Propiedades mecánicas

Tabla 3. Propiedades mecánicas del macizo rocoso

Muestra Descripción Resistencia C. Uniaxial

kg/cm²

Módulo de Young

Coeficiente de Poisson

PFR 1 Granito 1800 6.27 0.327

PFR 2 Gneis granítico 1900 10.93 0.195

PFR 3 Caliza 1200 5.34 0.235

PFR 4 Andesita 1350 6.54 0.356

PFR 5 Arenisca 900 0.39 0.391

PFR 6 Pizarra 1640 5.64 0.298

Adaptado de Área de geomecánica UM El Porvenir – Nexa Resources

4.1.2.3 Cartilla Geomecánica.

La cartilla geomecánica de la E.E. IESA en la U.M. El Porvenir muestra la clasificación GSI y RMR del macizo rocoso, así como también el tipo de sostenimiento y el plazo que se tiene.

Figura 1. Clasificación RMR

Adaptado de Área de geomecánica IESA – UM. El Porvenir

(39)

Figura 2. Clasificación GSI para labores permanentes > 1año

Figura 3. Clasificación GSI para labores permanentes <= 1año

(40)

Figura 4. Mapeo Geomecánico Nv. - 320

Tabla 4. Resultados de mapeo Nv. -320

Labor RMR GSI Tipo de roca

Rp 964 N 41 F/P III B

Sn 863 NE 47 F/P III B

Cx 873 E 42 F/P III B

Sn 863 S 46 MF/B III B

Adaptado de Área de Geomecánica IESA – U.M El Porvenir

(41)

Figura 5. Mapeo Geomecánico Nv. -520 Éxito

Tabla 5. Resultados de mapeo Nv. -520. Éxito

Gl 344 N 35 MF/P IV A

Cx 352 N 40 MF/P IV A

Cx 360 S 38 MF/P IV A

(42)

Figura 6. Mapeo Geomecánico Nv. -420 Carmen

Tabla 6. Resultados de mapeo Nv. -420. Carmen

Rp 294 E 45 MF/R III B

Cx 245 S 41 MF/R III B

Rp 270 W 48 F/P III B

Cx 185 NE 46 MF/B III A

(43)

Figura 7. Mapeo Geomecánico Nv. -940

Tabla 7. Resultados de mapeo Nv. -940

Rp 159 43 F/P III B

Sn 126 N 48 F/P III B

Cx 088 SE 53 F/R III A

(44)

Figura 8. Mapeo Geomecánico Nv. -1035. Porvenir 9

Tabla 8. Resultados de mapeo Nv. -1035. Porvenir

Gl 735 NW 58 F/R III A

Gl 735 SE 54 F/R III A

Cx 761 W 45 F/P III B

Sn 784 NW 42 MF/B III B

(45)

De las tablas anteriores podemos deducir que el tipo de roca predominante en la U.M. El Porvenir es IIIA y IIIB, es por ello que se diseñara una nueva malla de perforación para estos tipos de roca.

La Empresa Especializada IESA ingreso a operar en la Unidad Minera El Porvenir bajo tres centros de costos; el primero el centro de costos: Excavaciones que engloba toda el área de operaciones mina, segundo el centro de costos: Servicios en engloba las áreas de servicios mina, relleno hidráulico, mantenimiento de pique, mantenimiento de línea férrea, transportes con volquetes y por último el centro de costos:

Concretos que viene a ser toda el área de sostenimiento con Shotcrete.

Tabla 9. Cantidad de equipos IESA – U.M. El Porvenir

Ítem Equipo Cantidad

01 Jumbo frontonero 6

02 Scooptram (6 yd³) 7

03 Jumbo empernador 4

04 Desquinchador scaler 3

(46)

07 Manipulador telescópico 4

08 Equipo cable bolting 1

09 Robot lanzador de shotcrete 5

10 Camión mixer 10

11 Planta de concreto 1

12 Camión volquete 9

13 Motoniveladora 1

14 Retroexcavadora 1

15 Mini cargador 3

16 Camión bajo perfil 4

17 Cargador frontal 1

4.1.4.1 Equipos para perforación de frentes

Tabla 10. Características jumbo frontonero

Marca Epirock

Modelo S1D

Perforadora COP 1800HD

Presiones Percusión Rotación Avance

Shank adapter T38, R32

(47)

4.1.4.2 Equipos para carguío de frentes

Tabla 11. Características de equipos cargadores de Anfo

Equipo Anfo loader

Marca Normet

Modelo MC 605 ANFO

Capacidad 500 litros

Energía SD

Equipo Jet - Anol

Marca SMI

Tipo Jet - Anol

Capacidad 150litros

Alimentación

Aire comprimido Min. 85 PSI Max. 140 PSI

Adaptado del Área de Mantenimiento IESA – U.M. El Porvenir

4.1.5 Ciclo de minado

El ciclo de minado son todas las operaciones realizadas para obtener metros de avance, actualmente en la Unidad Minera

(48)

día y a las 6:45 horas para el turno noche, estos horarios hace un total de 9.75 horas de labor efectiva descontando una hora de almuerzo y refrigerio en ambas guardias, las labores que se realizan son las siguientes y tienen un tiempo promedio como se muestra en el cuadro.

Tabla 12. Toma de tiempos del ciclo de minado

Orden Labor Tiempo promedio

1 Regado de labor con carga 0.25 h

2 Limpieza 2.0 h

3 Desate mecanizado 0.75 h

4 Sostenimiento 2.5 h

5 Perforación efectiva 2.5 h

6 Carguío y voladura 0.75 h

7 Imprevistos y demoras 1.0 h

Total, tiempo neto del ciclo de minado 8.75 h Adaptado del Área de Planeamiento IESA – U.M. El Porvenir

4.1.5.1 Perforación

La perforación es una actividad muy importante dentro del ciclo de minado, ya que conjuntamente con el carguío y voladura nos permite realizar avance y producción, la perforación no solo influye directamente en el resultado de la voladura sino también en el

(49)

fragmentación y granulometría del material, es por esto que se debe hacer el seguimiento debido a la longitud, paralelismo y estabilidad de los taladros.

El tiempo promedio en la ejecución de 52 taladros (48 taladros de 45mm y 4 taladros rimados de 102mm) es de 2.8 horas incluyendo el tiempo de instalación, pintado de malla y posicionamiento de equipo.

4.1.5.2 Carguío y voladura

Es la operación de distribuir el explosivo en función a su ubicación, a la orden de salida (retardo) y la cantidad para luego efectuar la voladura que por medio de los gases a altas temperaturas y presiones que genera el explosivo rompe la roca obteniendo así metros de avance y/o producción.

Hasta antes de esta investigación el tiempo promedio en efectuar las seis medias cañas para la corona era de 0.5 horas y efectuar el carguío propiamente dicho era de 0.75 horas haciendo un total de 1.25 horas.

(50)

4.1.6 Mallas de perforación – diseños iniciales

Figura 9. Diseño de malla inicial de sección 4.5x4 Roca tipo IV B

Adaptado de Área de planeamiento Nexa – UM. El Porvenir

(51)

Tabla 13. Parámetros de perforación y voladura – Roca tipo IV B

Perforación (14 pies) Cantidad Unidad

N° total de taladros de 45 mm 48 Und

N° total de taladros de 102 mm (rimados) 4 Und

N° total de taladros cargados 41 Und

N° total de taladros de alivio 7 Und

Perforación efectiva al 90% 3.84 m

Eficiencia del disparo al 93% 3.57 m

Explosivos y accesorios de voladura

Emulex 100 1 1/14” x 12” x 0.278 Kg/cart 25.02 kg.

Examon P x 25kg/ Saco 115 kg.

Exsaneles 41 Piezas

Pentacord 3P 45 m

Detonador ensamblado 7pies 2 Piezas

(52)

Figura 10. Diseño de malla inicial de sección 4.5x4 Roca tipo III

(53)

Tabla 14. Parámetros de perforación y voladura – Roca III

N° total de taladros de 45 mm 50 Und.

N° total de taladros de 102 mm (rimados) 4 Und.

N° total de taladros cargados 45 Und.

N° total de taladros de alivio 5 Und.

Exsaneles 45 Piezas

Pentacord 3P 55 m

(54)

Figura 11. Diseño de malla inicial de sección 4.5x4 Roca tipo IVA

(55)

Tabla 15. Parámetros de perforación y voladura – Roca IV A

N° total de taladros de 45 mm 46 Und.

N° total de taladros de 102 mm (rimados) 4 Und.

N° total de taladros cargados 39 Und.

N° total de taladros de alivio 7 Und.

Exsaneles 39 Piezas

Pentacord 3P 45 m

4.1.7 Consumo de explosivos antes de la implementación.

Los parámetros que se muestran en las tablas12, 13 y 14 indican un consumo de explosivo total de 149.38 Kg, 158.67 Kg y 146.43 Kg respectivamente pero incluso este estándar no se

(56)

Kg, sin importar el tipo de roca o sección a disparar, esto generaba un sobreconsumo de 11.13 Kg en promedio, en consecuencia, esto ha estado ocasionando desperdicio de material ya que se evidencio material remanente al momento de realizar le chispeo.

Los vales de solicitud de reservas de explosivos muestran unas cantidades en promedio que se muestra en el siguiente cuadro.

Tabla 16. Cantidad de explosivos promedio según vales de salida

Articulo Descripción Und. Cantidad solicitada

Cantidad entregada 1049510 Emulex 100 1 1/14” x 12” Kg. 25 25 1046511 Emulex 65 1 1/14” x 12” Kg. 12.5 12.5

1038593 Examon P Kg. 125 125

1008735 Cordón detonante 3P m 50 50

1020561 Guía Carmex 2.4 m Piezas 2 2

Otros materiales

1052652 Tacos de arcilla Und. 30 30

1078569 Tubo PVC Und. 5 5

1056897 Cinta aislante Und. 2 2

Total, de explosivos Kg. 162.5

Adaptado del Área de costos IESA – UM. El Porvenir

(57)

4.1.8 Resultados de disparos antes de la implementación.

La E.E. IESA en la UM. El Porvenir no venía teniendo buenos resultados en los disparos que realizaba, siendo la línea base de 3.1 metros/disparo en promedio, este dato obtenido de una serie de tiempo del mes de noviembre del 2021, un mes antes de la implementación del área de Perforación y Voladura de IESA.

Cabe precisar que el área en mención fue instalada el 17 de diciembre del 2021 con dos ingenieros a cargo. A continuación, se muestra el resultado de los disparos por zona del mes de noviembre del 2021.

Tabla 17. Promedio de resultados de avance/disparo – noviembre 2021

Ítem Nv. -320 Nv. -440 Éxito Nv. -1020 Porvenir 9

Metros avance 364 254.1 268.8 326.7 217.6

N° disparos 112 77 84 99 64

Metros/disparo

(Promedio) 3.12 3.20 3.15 3.31 3.30

Eficiencia 85% 86% 83% 86% 89%

Metros de avance con una eficiencia al 93%

Metros avance 392 269.56 294 346.5 224

N° disparos 112 77 84 99 64

Diferencia 28 15.4 25.2 19.8 6.4

(58)

Figura 12. Gráfico de eficiencia de disparo vs meta 3.5 m/disparo – noviembre 2021

Adaptado de Área de planeamiento IESA – UM. El Porvenir

(59)

4.1.9 Costos de perforación antes de la implementación

La perforación es la actividad más determinante en el resultado de la voladura, a continuación, calcularemos el costo por metro perforado ($/m) para luego calcular el costo de perforar un frente con las mallas anteriores, para esto se tiene los siguientes datos:

Tabla 18. Datos técnicos del equipo de perforación Datos financieros

Costo de adquisición $ 450 000

Vida útil 5 años 20 000 horas

Valor residual 15%

Intereses 15%

Seguros 2%

Impuestos 3%

Datos de mantenimiento

% repuestos 89%

Cantidad de llantas 4 $ 600

Frecuencia de percusión 4000 golp/min

Aceite hidráulico (tanque=200lt) 7.5 $/gal 500hrs Aceros de perforación

Broca 45mm (7 bot) $ 82 500 mp

Rimadora 102mm $ 281 600 mp

Barras 14pies $ 404 3500 mp

Shank adapter $ 250 2500 mp

Coupling $ 150 1500 mp

Mano de obra directa

Operador jumbo + Epp 8.74 $/hora Ayudante equipo + Epp 5.91 $/hora

Adaptado de Área de costos y mantenimiento IESA – UM. El Porvenir

(60)

Donde:

R= Rendimiento horario de quipo Lb = Longitud de barra

Nb = Numero de brazos

E = eficiencia de operador (0.8-1)

Tp = Tiempo de posicionamiento (min/tal) Tm = Tiempo de manipuleo (min/tal) Tprf = Tiempo de perforación (min/talador)

𝑅 =

^. ^{× × .}

. . .

R = 78.51 mp/hora

4.1.9.2 Calculo del costo de posesión.

 Calculo del costo de depreciación

𝐶𝐷 =𝑉𝑎 − 𝑉𝑟 𝑉𝑢ℎ

Donde:

CD = Costo de Depreciación ($/h) Va = Costo de adquisición

Vr = Valor residual

(61)

Vuh = Vida útil en horas

𝐶𝐷 =450000 − 67500 20000 CD = 19.12 $/hora

 Calculo del costo de intereses de capital.

𝐶𝑖 = 𝑉𝑎 × 𝐾 × 𝐼𝑛𝑡

Donde:

Ci = Costo de interés de capital Va = Valor de adquisición

K = Factor de conversión en horas (0.0003) 𝐶𝑖 = 450000 × 0.0003 × 15%

Ci = 20.25 $/hora

 Calculo del costo de los seguros.

𝐶𝑠 = 𝑉𝑎 × 𝐾 × 𝑇𝑠

Donde:

Cs = Costo horario de seguros Va = valor de adquisición

(62)

𝐶𝑠 = 450000 × 0.0003 × 2%

Cs = 2.7 $/hora

 Costo de los impuestos 𝐶𝐼𝑚𝑝 = 𝑉𝑎 × 𝐾 × 𝑇𝑖𝑚𝑝

Donde:

Cs = Costo horario de impuestos Va = valor de adquisición

K = Factor de conversión en horas (0.0003) Cimp = Tasa de impuestos

𝐶𝑖𝑚𝑝 = 450000 × 0.0003 × 0.03

Cimp = 4.05 $/hora

4.1.9.3 Calculo del costo de operación

 Calculo del costo de reparación y mantenimiento.

𝐶𝑀𝑂 = 80% × 𝐶𝑑

Donde:

CMO = Costo de reparación y mantenimiento.

Cd = Costo de depreciación CMO = 15.29 $/hora

(63)

 Calculo costo de combustibles, lubricantes y filtros

Tabla 19. Costos consumibles de mantenimiento

Recurso Consumo V. útil Precio ($) $/hora

Combustible 2.5 4.00 10.00

Grasa 0.10

Lubricantes 200 500 7.5 0.79

Filtro (20%) 2.16

Neumáticos 4 300 600 0.80

Total, costos 13.85 $/hora

 Calculo del costo de mano de obra directa Cmo = costo horario operador + costo horario ayudante

Cmo = 8.74 + 5.91 Cmo = 14.65 $/hora

 Calculo del costo de aceros

Tabla 20. Costos de piezas de desgaste

Acero V. útil Precio Costo

$/mp R $/hora

Broca 45mm 500 82 0.16 78.5 12.87

Barra 14 pies 3500 404 0.12 78.5 9.06

Shank adapter 2500 250 0.1 78.5 7.85

Coupling 1500 150 0.1 78.5 7.85

(64)

4.1.9.4 Calculo del costo horario

El costo horario vendría a ser la suma del costo de posesión más el costo de operación como indica la siguiente tabla.

Tabla 21. Calculo del costo horario

Costo Valor Unid

Costo de posesión (CP)

Costo de depreciación 19.12 $/hora

Costo de intereses de capital 20.25 $/hora

Costo de seguros 2.7 $/hora

Costo de impuestos 4.5 $/hora

Costo de operación (CO) Costo de reparación y

mantenimiento 15.29 $/hora

Costo de consumibles 13.85 $/hora

Costo de mano de obra 14.65 $/hora

Costo de aceros 37.63 $/hora

Total, costo horario (CP+CO) 127.54 $/hora

4.1.9.5 Calculo del costo por metro perforado

$/𝑚𝑝 = 𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑟𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜

$/𝑚𝑝 =127.54 78.51

$/mp = 1.62 $/metro perforado

(65)

4.1.9.6 Costo del frente perforado con las mallas actuales Tabla 22. Costo promedio del frente perforado

Ítem Malla 1 Malla 2 Malla 3

N° de taladros de 45mm 48 46 50

N° de taladros de 102mm 4 4 4

Perforación efectiva (90%) 3.84 3.84 3.84 Metros perforados por frente 199.7 192 207 Costo por metro perforado 1.62 1.62 1.62 Costo por frente perforado 323.48 311.04 335.92

Promedio 325.45 $/frente perforado

4.1.10 Costo de explosivo y accesorios utilizado por disparo antes de la implementación

Tabla 23. Costo de explosivos y accesorios

Descripción Cantidad (Kg) P. unitario Total $

Examon P 125 0.66 82.5

Emulex 65 1 1/14” x 12” 12.5 2.08 26

Emulex 100 1 1/14” x 12” 25 2.09 52.2

Cordón detonante 3P 45 m 0.16 7.2

Fanel LP 52 Pz 0.93 48.36

Carmex 2 Pz 0.62 1.24

Total, explosivo/disparo 162.5 Kg

(66)

4.1.11 Factor de carga lineal con diseños iniciales.

El consumo de explosivo es un input en el proceso de voladura, la medida de la eficiencia de esta es a través de la cantidad de recursos (Explosivo) que se utiliza por cada unidad de producción (metros). Por lo tanto, la reducción del factor de carga lineal implica un mayor aprovechamiento de la energía útil del explosivo, al obtenerse mayor avance y a su vez en una proyección, se obtienen ahorros en el costo del explosivo (CAPEX y OPEX).

FCl = Cantidad de explosivos por disparo / promedio de eficiencia de disparo

FCl = 162.5 kg / 3.1 m

FCl = 52.4 kg / Metro lineal de avance

4.2 Cálculos para el diseño de la nueva malla de perforación y voladura

4.2.1 Parámetros técnicos para diseño

Tabla 24. Parámetros técnicos del frente a disparar

Ítem Valor Unid.

Ancho de labor 4.5 m

Alto de labor 4 m

Longitud de barra de perforación 14 Pies

Longitud de perforación (90%) 3.84 m

Diámetro de perforación 45 mm

(67)

Diámetro de taladro rimado 102 mm

Tipo de roca IIIA, IIIB

Densidad de roca 2.7 Gr/cm3

Tipo de explosivo ANFO

Densidad de explosivo 0.9 Gr/cm3

Diámetro de explosivo 45 Mm

Rendimiento de avance (93%) 3.53 M

4.2.2 Longitud de perforación

 Para corte quemado

L = 0.15 + (39.1 x Ǿr) – (34.4 x Ǿ𝑟 ) Donde:

Ǿr = Diámetro del taladro rimado en metros

 Para corte en cuña L = 0.5 x √𝑆

Donde:

S = Sección de labor

Usaremos la fórmula para el corte quemado, ya que usaremos este tipo de corte.

L = 0.15 + (39.1 x Ǿr) – (34.4 x Ǿ𝑟 ) L = 0.15 + (39.1 x 0.102) – (34.4 x 0.102 )

(68)

mm, esto nos da como resultado una longitud de perforación de 3.79m y para alcanzar dicho metraje se usará una barra de 14 pies.

La longitud de perforación también está restringida por la estabilidad del macizo rocoso (geomecánica) como vemos en la siguiente figura indica que para el tipo de roca III (RMR 41-60) el avance recomendado esta entre los 3.6 m y 4 m esto con barras de 12 o 14 pies.

Figura 13. Gráfico de avance recomendado por caída de rocas

 Longitud de perforación efectiva con barra de 14 pies

(69)

L = Lb x Efp Donde:

Lb = Longitud de barra

Efp = Eficiencia de perforación L = 14´ x 90%

L = 4.20m x 90%

L = 3.84 m 4.2.3 Numero de taladros

Para el cálculo del número de taladros se usará el modelo matemático de Konya.

# 𝑇𝑎𝑙 = 𝑃

𝐸 + (𝐶 𝑥 𝑆)

Donde:

P = Perímetro de labor E = Espaciamiento (1m)

C = Constante de toca (C = 1.5) C = 1 (Roca suave)

C = 1.5 (Roca intermedia)

(70)

# 𝑇𝑎𝑙 =17

1 + (1.5 𝑥 18)

# Tal = 44 taladros

4.2.4 Cálculo del burden máximo.

 Teoría de Hino Kumao

𝐵 = 𝐷

4 𝑥 𝑃𝑑 𝑅𝑡

Donde:

B: Burden (m)

Pd: Presión de detonación (kg/cm2)

Rt: Resistencia a la tensión dinámica del macizo rocoso D: Diámetro de la carga explosiva (m)

n: Coeficiente de pruebas de los cráteres roca- explosivo

 Teoría de Andersen

𝐵 = 0.39𝐾 𝑥 √𝐷 𝑥 𝐿

Donde:

B = Burden (m)

K = Constante de roca

D = Diámetro de carga explosiva (mm) L = Longitud de perforación (m)

(71)

 Teoría de Allsman

𝐵 = 𝑃𝑑 𝑥 𝐷 𝑥 ∆𝑡 𝑥 𝑔 𝜌𝑟 𝑥 𝜗

Donde:

Pd = Presión de detonación (Kg/cm2) D = Diámetro de carga explosiva (mm)

∆𝑡 = Variación del tiempo del evento (retardos)

g = Gravedad

𝜌𝑟 = densidad de roca (Gr/cm3)

𝜗 = Velocidad de onda propagada en roca (m/s)

 Teoría de Konya

𝐵 = 0.012 2 𝑥 𝜌𝑒𝑥𝑝

𝜌𝑟𝑜𝑐𝑎 + 1.5 𝑥 ∅𝑒𝑥𝑝

Donde:

B = Burden máximo (m)

𝜌𝑒𝑥𝑝 = Densidad del explosivo (Gr/cm3)

𝜌𝑟𝑜𝑐𝑎 = Densidad de roca (Gr/cm3)

(72)

Konya establece relaciones entre el burden máximo y el espaciamiento

E = Bmax (taladros de ayuda)

E = 1.1 x Bmax (taladros de hastiales)

E = 1.2 x Bmax (taladros de corona y cuadradores)

Teniendo estas relaciones los espaciamientos aproximados cuando se use anfo confinado y teniendo en cuenta de que el B = 1.17m

E = 1.17 m (taladros de ayuda) E = 1.27 m (taladros de hastiales)

E = 1.4 m (taladros de corona y cuadradores) 4.2.5 Calculo del diámetro equivalente

El diámetro equivalente será una variable importante en el cálculo de las dimensiones de las 4 secciones que tendrá el arranque, está dada por la siguiente relación:

Dh = ( Dr x √𝑁 )/ 1000 Donde:

Dh = Diámetro equivalente (m)

Dr = Diámetro del taladro rimado (mm) N = Número de taladros rimados

(73)

Dh = 0.177 m ………… para N=3 4.2.6 Diseño del arranque

El arranque es el conjunto de taladros cargados y no cargados que al accionarse generan un espacio vacío inicial en toda la longitud del túnel, de tal manera que los siguientes taladros encuentren una cara libre que facilite su detonación, cabe resaltar que el arranque es la parte más crítica del diseño y la ejecución en campo, ya que si este no es diseñado y ejecutado de una manera correcta no se podrá obtener el avance planeado, para el diseño se usara los modelos de R. Holmberg que divide al arranque en 4 secciones y el cuadro de dimensiones de Konya que en función al diámetro equivalente calculara los parámetros geométricos del arranque.

Figura 14. Cuadro de dimensiones de Konya

Adaptado de Diseño de voladura J. Konya

(74)

Figura 15. Secciones del arranque

Adaptado de Modelo matemático de R. Holmberg

 Para 1 taladro rimado (Dh = 0.102m) Tabla 25. Dimensiones de arranque (N=1)

Parámetro Secc. 1 Secc. 2 Secc. 3 Secc.4

Burden 0.15 0.25 0.35 0.57

Radio 0.15 0.32 0.47 0.85

Espaciamiento 0.22 0.55 0.81 1.25

Taco 0.15 0.16 0.23 0.49

(75)

 Para 2 taladros rimados (Dh = 0.144m) Tabla 26. Dimensiones de arranque (N=2)

Burden 0.22 0.35 0.49 0.80

Radio 0.22 0.46 0.66 1.20

Espaciamiento 0.20 0.77 1.15 1.76

Taco 0.22 0.23 0.32 0.69

 Para 3 taladros rimados (Dh = 0.177) Tabla 27. Dimensiones de arranque (N=3)

Burden 0.27 0.43 0.60 0.98

Radio 0.27 0.56 0.81 1.47

Espaciamiento 0.25 0.95 1.40 2.16

Taco 0.27 0.28 0.40 0.84

Burden 0.31 0.49 0.70 1.13

Radio 0.31 0.65 0.93 1.70

(76)

Burden 0.34 0.55 0.78 1.26

Radio 0.34 0.73 1.04 1.90

Espaciamiento 0.32 1.22 1.81 2.79

Taco 0.34 0.36 0.51 1.09

Para el diseño optaremos por los valores para tres taladros rimados, se realizarán ajustes en las medidas, esto con el fin de ubicar los taladros correctamente en sus cuadrantes, mantener la simetría y aprovechar mejor la energía del explosivo, adicional a esto para aumentar la cara libre se adicionará un taladro rimado al centro del arranque para asegurar la salida de este.

Tabla 30. Dimensiones de arranque (N=3) - Ejecutado

Burden 0.27 0.43 0.60 0.98

Radio 0.27 0.56 0.81 1.47

Espaciamiento 0.25 0.95 1.40 2.16

Taco 0.27 0.28 0.40 0.84

(77)

Tabla 31. Dimensiones de arranque (N=3) - Ajustado

Burden 0.25 0.45 0.50 0.71

Radio 0.27 0.56 0.81 1.47

Espaciamiento 0.25 0.95 1.40 2.16

Taco 0.27 0.28 0.40 0.84

Las longitudes de los tacos que se indican en el cuadro, nos ayudaran como punto de inicio para los cálculos de la columna explosiva, esta lo haremos ajustando estos valores a un factor de carga para un tipo de roca.

El diseño del arranque quedaría de la siguiente manera:

Figura 16. Diseño propuesto del arranque

(78)

4.2.7 Taladros de arrastre

𝑁𝑡𝑎 = 𝑒𝑛𝑡(𝐴𝑙 + 2(𝐿𝑝 𝑥 𝑠𝑒𝑛𝛾)

𝐵 + 2)

Donde:

Nta = Numero de taladros en arrastre Al = Ancho de labor

La = Longitud de perforación

γ = Angulo de inclinación de perforación. (3°) B = Burden

𝑁𝑡𝑎 = 𝑒𝑛𝑡(4.5 + (2 𝑥 3.84 𝑥 𝑠𝑒𝑛3)

1.17 + 2)