UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
ESCUELA DE POSGRADO
UNIDAD DE POSGRADO DE LA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
TESIS
La voladura controlada y su influencia en los costos de operación de la compañía minera San Ignacio de Morococha S.A.A
PRESENTADA POR Elías Rodolfo Alegre Chávez
PARA OPTAR EL GRADO ACADÉMICO DE MAESTRO EN GESTIÓN MINERA
Huancayo – Perú
2023
ACTA DE SUSTENTACIÓN DE TESIS VIRTUAL
En la plataforma virtual Microsoft Teams de la Unidad de Posgrado de la Facultad de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional del Centro del Perú; siendo las 10:00 horas del día lunes 12 de junio de 2023, se dio inicio al acto de exposición de Sustentación de Tesis virtual, con la presencia de los Miembros del Jurado, conformado por los siguientes catedráticos:
PRESIDENTE : Dr. Victor Alejandro AMES LARA
SECRETARIO : Ms. Miguel Kedrov Spirkinte VIDAL CASTAÑEDA TITULAR : Dr. Victor Alejandro AMES LARA
TITULAR : Ms. Miguel Kedrov Spirkinte VIDAL CASTAÑEDA
TITULAR : Dr. Rosendo VALERIO PASCUAL
Se dio lectura a la RESOLUCIÓN Nº 082-2023-UPGFAIM/UNCP, en la que se señala fecha, hora y nombramiento de los Jurados para la SUSTENTACIÓN DE TESIS VIRTUAL, para optar el Grado de MAESTRO EN GESTION MINERA.
El sustentante ELIAS RODOLFO ALEGRE CHAVEZ, procedió a sustentar la tesis titulada: “LA VOLADURA CONTROLADA Y SU INFLUENCIA EN LOS COSTOS DE OPERACIÓN DE LA COMPAÑÍA MINERA SAN IGNACIO DE MOROCOCHA S.A.A.”
Los Miembros del Jurado procedieron a realizar las preguntas y las objeciones del caso de acuerdo al tema expuesto; acto seguido el Señor Presidente dispuso que el sustentante se sirva abandonar la plataforma virtual Microsoft Teams para la deliberación por parte de los Jurados, pasándose luego a la calificación obteniéndose el siguiente resultado:
APROBADO CALIFICATIVO: BUENO
Siendo las 11:15 horas, se da por finalizado el acto académico de Sustentación de Tesis virtual, pasando a firmar los Miembros del Jurado en señal de conformidad.
……….………..
Dr. Victor Alejandro AMES LARA Presidente
…………....………….………..
Ms. Miguel K. S. VIDAL CASTAÑEDA Secretario
.………...……….….…….….
Dr. Victor Alejandro AMES LARA Jurado
……….………..………
Ms. Miguel K. S. VIDAL CASTAÑEDA Jurado
…..……….…….
Dr. Rosendo Valerio Pascual Jurado
ASESOR
DR. ROSENDO VALERIO PASCUAL DNI: 20001777
https://orcid.org/0000-0001-6688-8274
20 %
INDICE DE SIMILITUD
20 %
FUENTES DE INTERNET
4 %
PUBLICACIONES
%
TRABAJOS DEL ESTUDIANTE
1 4 %
2 2 %
3 2 %
4 1 %
5 1 %
6 1 %
7 1 %
8 1 %
9 1 %
INFORME DE ORIGINALIDAD
FUENTES PRIMARIAS
docslide.us
Fuente de Internet
repositorio.uncp.edu.pe
Fuente de Internet
repositorio.unap.edu.pe
Fuente de Internet
repositorio.unh.edu.pe
Fuente de Internet
hdl.handle.net
Fuente de Internet
pt.slideshare.net
Fuente de Internet
repositorio.unsaac.edu.pe
Fuente de Internet
repositorio.undac.edu.pe
Fuente de Internet
www.repositorio.unasam.edu.pe
Fuente de Internet
Dedicatoria A mi madre por su apoyo incondicional,
A mi esposa e hijos por su amor, paciencia y comprensión. Porque son el motivo y fuerza para continuar con mi crecimiento personal y profesional.
Agradecimiento
A mi alma mater “Universidad Nacional del Centro del Perú”, donde adquirí los conocimientos científicos impartidos por los docentes, para ponerlos en práctica en las unidades diferentes unidades mineras donde laboré. A la facultad de Ingeniería de minas, donde conocí a mis mejores amigos y colegas, que desde el primer día de estudios compartimos el amor por la ingeniería de minas.
A mi amigo y asesor Ingeniero Rosendo Valerio Pascual, por su paciencia y consejos en el desarrollo de la presente investigación.
A mi amigo el Ingeniero Fernando Bernaola Carrión quien me dio la oportunidad de laborar junto a él en mi primera experiencia laboral, por sus consejos en la parte profesional como personal, compartimos muy buenos momentos, porque al caminar con él en la mina no paraba de enseñar y compartir su experiencia.
A la compañía minera Huallanca, Buenaventura, Corona, Orex y en especial a la compañía minera donde desarrolle y potencie mis conocimientos en la ciencia e ingeniería de minas y ahora me brinda la oportunidad realizar la presente investigación.
Resumen
Con los estándares de perforación y voladura para el plan de minado 2022 de la compañía minera San Ignacio de Morococha, se espera obtener una sobre excavación entre el rango de 0- 8%; sin embargo; los reporte de las mediciones diarias y mensuales del área de ingeniería y planeamiento indican que el promedio entre los meses de abril a noviembre está en 18.88%.
Se realiza el análisis de los estándares observando que el diseño y voladura de corona produce un fisuramiento radial, a pesar del uso explosivos de baja densidad. También se pudo determinar que la dirección de rampa principal 8600 no es la más favorable de acuerdo al modelo geomecánico. Esta sobre excavación genera unos sobre costos en la operación mina en las actividades de limpieza, sostenimiento y transporte, siendo los más relevantes y no los únicos.
Se realiza un nuevo diseño para la perforación y voladura de contorno en base parámetros matemáticos científicos, aplicándolos en 20 disparos con un ancho de labor de 4.5 metros y el alto de 4.0. de estas voladuras se realiza un análisis de la sobre excavación, dando como resultado un 7% como promedio.
Teniendo los dos resultados de la voladura tradicional y la voladura controlada se realiza una estimación de sobre costos que generan este tipo de voladuras. Donde el costo promedio por metro de limpieza disminuye en 18.79, el de sostenimiento en 40.57 y el de transporte 12.81. Y el costo directo de operación de las actividades directas es de 72.17 dólares por metro lineal.
Con estos costos y el porcentaje de sobre excavación se realiza una regresión lineal para obtener la ecuación que nos permita determinar rápidamente la influencia de la sobre excavación en los costos.
Palabras Claves: Voladura Controlada, Costos de Operación y Sobre excavación
Abstract
With the drilling and blasting standards for the 2022 mining plan of the San Ignacio de Morococha mining company, it is expected to obtain an over-excavation between the range of 0- 8%; however; The reports of the daily and monthly measurements of the engineering and planning area indicate that the average between the months of April and November is 18.88%.
The analysis of the standards is carried out, observing that the design and blasting of the crown produces radial cracking, despite the use of low-density explosives. It was also possible to determine that the 8600 main ramp direction is not the most favorable according to the geomechanical model. This over-excavation generates over-costs in the mine operation in cleaning, maintenance and transport activities, being the most relevant and not the only ones.
A new design for contour drilling and blasting is carried out based on scientific mathematical parameters, applying them in 20 shots with a working width of 4.5 meters and a height of 4.0. An analysis of the over-excavation of these blasting is carried out, resulting in an average of 7%.
Taking the two results of conventional blasting and controlled blasting, an estimate of the costs generated by this type of blasting is made. Where the average cost per cleaning meter decreases by 18.79, the maintenance cost by 40.57 and the transportation cost by 12.81. And the direct cost of operation of direct activities is 72.17 dollars per linear meter.
With these costs and the percentage of over-excavation, a linear regression is performed to obtain the equation that allows us to quickly determine the influence of over-excavation on costs.
Keywords: Controlled Blasting, Operating Costs and Overexcavation.
Índice de General
Carátula………1
Asesor………..3
Dedicatoria………...4
Agradecimiento………..……..5
Resumen………...………6
Abstract………..……..7
Índice General……….……….8
Índice de Tablas………..…...11
Índice de Figuras………...……….13
Índice de Anexos………..…..15
Introducción………...…………16
1. 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. Problema Especifico……….…..18
1.3. Objetivos de Investigación………...18
1.3.1. Objetivos Generales………...18
1.3.2. Objetivos Específicos………18
1.4. Justificación de la Investigación………..19
1.5. Alcances y Limitaciones………..19
2. Marco Teórico………...20
2.1. Antecedentes del Estudio………...20
2.2. Bases Teóricas y Conceptuales...21
2.3. Marco Conceptual………...40
2.4. Sistema de Hipótesis y Variables………...………...…..…45
2.4.1. Hipótesis General……….45
2.4.2. Hipótesis Especifica………...45
2.4.3. Variables e Indicadores………45
2.4.3.1. Variable Independiente……….45
2.4.3.2. Variable Dependiente………45
2.4.4. Operacionalización de Variables……….46
3. Diseño Metodológico……….……47
3.1. Método de Investigación……….….…..….47
3.2. Tipo de Investigación……….………...47
3.3. Nivel de la Investigación………..…….……….47
3.4. Diseño de la Investigación……….….48
3.5. Población y Muestra………...………..………..48
3.5.1. Población………..………...….48
3.5.2. Muestra………..……….……..48
3.6. Técnicas e Instrumentos de Recopilación de Datos………..…..…48
3.7. Técnica de Procesamiento de Datos………...…...….49
3.8. Descripción de la prueba de Hipótesis………49
4. Análisis y Discusión de Resultados……….…..51
4.1. Análisis y discusión de resultados……….………….51
4.1.1. Ubicación y Acceso……….51
4.1.2. Geomorfología………...………52
4.1.3. Geología Regional ……….………52
4.1.4. Tipo de Depósito ……….……….…..52
4.1.5. Criterios Técnicos que Influyen en la Sobre Excavación ………..52
4.1.6. Voladura y Diseño Convencional……….……..62
4.1.7. Diseño y Calculo de Parámetros para la Voladura Controlada ………….……….65
4.1.8. Aplicación de la Voladura Controlada………..………….68
4.1.9. Sobre Sobre excavación con Voladura de Controlada………70
4.1.10. Costo de Operación Mina………..……….73
4.2. Prueba de Hipótesis………...…………82
4.2.1. Hipótesis Especifica 1 ……….…….82
4.2.2. Hipótesis Especifica 2……….….86
4.2.3. Hipótesis Especifica 3………..91
4.2.4. Hipótesis General……….95
Conclusiones………..99
Recomendaciones………....100
Referencias bibliográficas………101
Anexos………...102
Índice de Tablas
Tabla 1. Carga lineal para taladros de contorno con diámetros de perforación entre 32 y 51 mm se
recomienda la siguiente tabla práctica………36
Tabla 2. Operacionalización de Variables………..45
Tabla 3. Los sistemas principales de discontinuidades Ayala Inferior……….…..52
Tabla 4. Resultados obtenidos en los ensayos de corte directo………..…...54
Tabla 5. Control de sobre excavación 2022……….…..62
Tabla 6. Parámetros calculados de perforación y voladura……….…….…..67
Tabla 7. Resultados de la voladura controlada en las labores………...………..…70
Tabla 8. Datos generales para el cálculo costos de limpieza………...72
Tabla 9. Cálculo de sobre costos de limpieza………..73
Tabla 10. Datos generales para el cálculo costos de sostenimiento……….….…...…74
Tabla 11. Cálculo de sobre costos de sostenimiento con shotcrete……….……….…..75
Tabla 12. Datos generales para el cálculo de costos de transporte………76
Tabla 13. Cálculo de sobre costos de transporte……….…………...77
Tabla 14. Resumen de sobre costos de las actividades de limpieza, sostenimiento y transporte………79
Tabla 15. Influencia de la sobre excavación en los costos de limpieza, sostenimiento, transporte ………..……...80
Tabla 16. Tabla para el cálculo de la media hipótesis 1……….……….82
Tabla 17. Tabla para el cálculo de la varianza hipótesis 1………..82
Tabla 18. Tabla para el cálculo de la media hipótesis 2………..86
Tabla 19. Tabla para el cálculo de la varianza hipótesis 2………..87
Tabla 20. Tabla para el cálculo de la media hipótesis 3………..91
Tabla 21. Tabla para el cálculo de la varianza hipótesis 3………..91
Tabla 22. Tabla para el cálculo de la media hipótesis General………..95
Tabla 23. Tabla para el cálculo de la varianza hipótesis General………..95
Índice de Figuras
Figura 1. Mecánica de corte linear……….…22
Figura 2. Esquemas de voladura controlada en taladros subterráneos………26
Figura 3. Efectos del diaclasamiento de la roca en la voladura convencional de túneles y galerías de minas……….28
Figura 4. Voladura controlada en subsuelo………....29
Figura 5. Esquemas de carga explosiva……….….33
Figura 6. Tipos de voladura controlada………...33
Figura 7. Burden final (B) para los taladros perimetrales después de la voladura principal…...….36
Figura 8. Campana de Gauss……….……….49
Figura 9. Ubicación de la Mina San Vicente……….50
Figura 10. Criterio para la clasificación de la masa rocosa……….….53
Figura 11. Sección transversal ST – 01………..53
Figura 12. Parámetros de resistencia de la masa rocosa – Ayala Inferior………..55
Figura 13. Carga litostática zona de Ayala Inferior………56
Figura 14. Dirección preferencial de avance………..57
Figura 15. Labores de avance con dirección de avance paralela a la estructura (N10°W)……….59
Figura 16. Labores de avance con dirección de avance perpendicular a la estructura (N80°E)….59 Figura 17. Vista 3D de los eventos sucedidos ………60
Figura 18. Evento de magnitud momento (Mw)1.98……….……61
Figura 19. Diseño de malla de perforación……….………63
Figura 20. Sección del taladro con el Famecorte-E20 y carguío en el frente………..……..68
Figura 21. Nueva distribución de taladros simétricos en la corona……….…..69
Figura 22. Reducción de la sobre excavación en la labor……….…..71
Figura 23. Porcentaje de sobre excavación antes y después de la voladura controlada………….71
Figura 24. Relación de sobre excavación vs el sobre costo por metro de limpieza………74
Figura 25. Relación de sobre excavación vs el sobre costo con shotcrete…….………76
Figura 26. Relación de sobre excavación vs el sobre costo de transporte………..78
Figura 27. Influencia de la sobre excavación en los costos de limpieza, sostenimiento, transporte………80
Figura 28. Curva de distribución normal hipótesis 1………..…….……..83
Figura 29. Prueba de hipótesis 1……….………..…………..85
Figura 30. Curva de distribución normal hipótesis 2………..…….……..88
Figura 31. Prueba de hipótesis 2……….………..…………..89
Figura 32. Curva de distribución normal hipótesis 3………..…….……..92
Figura 33. Prueba de hipótesis 3……….………..…………..93
Figura 34. Curva de distribución normal hipótesis General………..…..…….……..95
Figura 35. Prueba de hipótesis General………...97
Índice de Anexos
Anexo 1. Matriz de consistencia……….………77
Anexo 2. Hoja de procesamiento datos de campo………..78
Anexo 3. Ensamblaje y carguío del Famecorte E20………...79
Anexo 4. Sección final después de la voladura………...80
Anexo 5. Isométrico de profundización Ayala Inferior………..81
Introducción
La compañía minera San Ignacio de Morococha, es una mina productora de concentrados de zinc y plomo, la fluctuación de sus precios en el mercado el cual no puede ser controlado por la empresa, obliga a los ingenieros de minas a una búsqueda constante de maximizar la producción y avances, incurriendo muchas veces en el error de sobre excavar el macizo rocoso, generando así sobre costos en las operaciones mineras y las unitarias como el sostenimiento, limpieza, acarreo.
(Flores, 2013)
En la compañía minera San Ignacio de Morococha se ha venido usando explosivos de bajo poder rompedor para el control del contorno de sus labores de desarrollo, preparación y explotación, sin embargo, continuaban generando la sobre excavación en el macizo rocoso.
Los sobrecostos de nuestras operaciones unitarias son el resultado de esta sobreexcavación.
Teniendo en cuenta la premisa, es crucial para una empresa minera tener utilidades al final de cada ciclo económico. De hecho , prácticamente todos los investigadores del mundo ponen mucho énfasis en investigar sobre las operaciones binomiales de perforación y voladura . (Aquino, 2009)
En esta investigación se determinó la influencia directa de la voladura controlada en los costos de operación mina de la compañía San Ignacio de Morococha S.A.A.
La técnica correcta de la voladura controlada y el criterio de una orientación más favorable en las labores, ha permitido obtener excavaciones más estables reduciendo la sobre excavación y los costos de operación mina.
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1. Fundamentación del Problema
Se requiere que la industria minera experimente cambios y mejoras constantes para lograr la máxima producción y progreso. Sin embargo, muchas operaciones mineras cometen el error de no considerar el daño potencial que se le puede causar a la roca, lo que puede generar sobre costos en otras actividades unitarias que dependen de él. Es crucial utilizar técnicas de voladura controlada para reducir el daño causado por la voladura del contorno. (Flores, 2013)
En la compañía minera San Ignacio de Morococha se ha venido usando explosivos de bajo poder rompedor para el control del contorno de sus labores de desarrollo y preparación, sin embargo, las técnicas y estándares inadecuados de perforación y voladura continúan generando problemas de sobre excavación en el macizo rocoso. Esta sobre excavación se ve reflejada en sobre costos de nuestras operaciones unitarias.Dada esta presunción, se deduce que una empresa minera debe mantener costos operativos al mínimo para obtener una ganancia al final de cada término financiero;tanto es así que prácticamente todos los investigadores a nivel mundial prestan mucha atención a las operaciones binomiales de perforación y voladura y realizan investigaciones sobre las mismas. Crucial es recalcar que estas dos operaciones binomiales son las que dan inicio a la fase productiva de cualquier complejo minero. Los resultados de estas operaciones tienen un impacto en la rentabilidad de la empresa minera, particularmente en las operaciones mineras unitarias que siguen (limpieza, sostenimiento y transporte. (Aquino, 2009)
1.2. Formulación del Problema 1.2.1. Problema General
¿Cómo la voladura controlada influye en los costos de operación de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A.?
1.2.2. Problema Especifico
• ¿De qué manera la voladura controlada influye en los costos de limpieza de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A.?
• ¿De qué manera la voladura controlada influye en los costos de sostenimiento de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A.?
• ¿De qué manera la voladura controlada influye en los costos de transporte de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A.?
1.3. Objetivo de la Investigación 1.3.1 Objetivo General
Determinar la influencia de la voladura controlada en los costos de operación de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A
1.3.2 Objetivo Especifico
• Determinar la influencia de la voladura controlada en los costos de limpieza de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A
• Determinar la influencia de la voladura controlada en los costos de sostenimiento de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A
• Determinar la influencia de la voladura controlada en los costos de transporte de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A
1.4. Justificación de la Investigación
Actualmente en la compañía minera San Ignacio de Morococha (SIMSA) la voladura de contorno viene generando una sobre rotura por encima de los parámetros establecidos de acuerdo con la calidad de roca, sin embargo, esta sobre rotura genera un sobrecosto en las actividades unitarias que están ligadas directamente.
Este trabajo de investigación expone los parámetros, criterios y modelos matemáticos que se deben de tomar en cuenta para minimizar el daño que genera la voladura de contorno al macizo rocoso y de esta manera reducir los sobre costos generados en una operación minera subterránea.
1.5. Alcances y Limitaciones
La investigación se llevará a cabo en el departamento de Junín, provincia de Chanchamayo, distrito de Vitoc, en la compañía minera San Ignacio de Morococha S.A.A. En los frentes de avance y producción, especialmente en la rampa negativa 8600, en la Zona de Ayala Inferior, esta investigación estará dentro del periodo 2022-2023.
CAPITULO II MARCO TEÓRICO 2.1. Antecedentes del Estudio
a) Buscó un factor de explosión y/o carga específica, logrando controlar la dilución y consiguiendo tamaños óptimos en la fragmentación que se ajustan a las necesidades, de esta manera se logra reducir al mínimo los costos. (Phalguni, 1979)
b) Específicamente, el tema central lo constituye la sobre excavación que se observa con las prácticas de trabajo utilizadas. En este sentido, es importante señalar la efectividad que se tuvo con la aplicación de una metodología de evaluación objetiva de aquellos aspectos técnicos claves de la operación. Con la información disponible, conformada por los antecedentes obtenidos por la auditoría de 5 de los disparos actuales y 3 de calibración, fue posible establecer un diseño final el cual genera una menor sobre excavación, disminuyendo tanto los costos directos de la operación como la exposición a riesgos potenciales por desprendimientos o planchoneos de roca. (Garrido, 2007, pp 84)
c) A través de la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de Perforación y voladura, se logró la reducción del Costo unitario total de Mina en 1.51 $/TM es decir una reducción del 7% en comparación con lo que se venía obteniendo.
La mayor reducción de costo operativo se obtuvo en la operación unitaria de sostenimiento 0.96 $/TM (56% de la reducción total), seguido por la Perforación 0.37 $/TM (21.76% de la reducción total), Voladura 0.28 $/TM (16.47% de la reducción total) y la limpieza- acarreo 0.09 $/TM (5.3% de la reducción total). (Aquino, 2009, pp 94)
2.2. Bases Teóricas y Conceptuales 2.2.1. Voladura Controlada
El objetivo de las voladuras controladas es evitar romper demasiado la roca o romperla más allá de los límites previamente especificados, evitando la sobre rotura, este método nos permite tener después de la voladura contornos más lisos y mejor definidos, para no generar el fisuramiento excesivo de la roca remanente contribuyendo a la estabilidad del macizo rocoso. Lo cual es un factor crucial para mantener el orden permanente en los proyectos de construcción subterráneos, previniendo el colapso del techo y otros riesgos.
Para regular la formación de una fisura continua que restringe la superficie final de un corte o excavación, implica el uso de cargas explosivas lineales de baja energía colocadas en taladros muy cercanos y detonados simultáneamente plano, que restringe la superficie final de un corte o excavación
En términos generales, si el disparo para este corte es anterior a la voladura principal, se le denomina “precorte o presplitting”; si ocurre después, se le conoce como recorte, voladura de contorno o voladura suave (smooth blasting); en el caso de los túneles, a veces también se denomina voladura periférica.
Frecuentemente utilizado para reforzar el auto soporte de paredes y techos en cámaras subterráneas y para completar la superficie de túneles en operaciones hidráulicas o viales. También ayuda a reducir el hormigón cuando estos necesitan ser cementados.
Excavación exacta de cimientos de maquinaria, pozos, chimeneas os límites finales de los bancos en la minería a cielo abierto y la extracción de grandes bloques de piedra ornamental
bien formados de canteras de mármol, caliza de mármol y granito son otros usos de esta técnica.
Teoría del Método. Carga explosiva acoplada convencional detona, formando una zona adyacente donde la resistencia dinámica a la compresión de la roca es sustancialmente excedida, aplastándola y pulverizándola. Este tipo de carga explosiva acoplada llena completamente el taladro, generando un fenómeno conocido como fisuramiento radial.
Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, esas grietas radiales tienden a propagarse por igual en todas direcciones, hasta que, por colisión de las dos ondas de choque en el punto medio entre taladros, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial.
Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado, lográndose esto en especial cuando dos taladros son cercanos. Posteriormente estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de gases permite obtener un plano de fractura definido. Según esto, el mecanismo de trabajo de una voladura de contorno comprende a dos efectos diferentes: uno derivado de la acción de la onda de choque y otro derivado de la acción de los gases en expansión. (EXSA, 2019)
La presión es esencial para las voladuras controladas, debe mantenerse constante hasta que las grietas que se originan en los taladros cercanos se unan. Esto se logrará con el retacado para evitar que los gases se escapen demasiado pronto a la atmósfera.
Figura 1
Mecánica de corte linear
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 223-224), Exsa, 2019.
Voladura de Precorte. Para disparar la voladura principal o de producción, implica establecer una discontinuidad o un plano de fractura (fisura continua ) en el cuerpo de la roca mediante la perforación de una serie de taladros que suelen tener un diámetro pequeño, espaciados muy cerca unos de otros y disparados instantáneamente utilizando cargas explosivas desacopladas .
El disparo de los taladros de precorte también puede hacerse simultáneamente con los de producción, pero adelantándonos una fracción de tiempo de 90 a 120 ms, el disparo es pues en dos etapas.
Habitualmente se deben realizar pruebas determinando las características de la roca donde se deben parametrizar; aplicándose algunas ecuaciones propuestas por diversos conocedores de la materia como las de C. Konya.
El factor de carga por pie de perforación que proporciona la presión adecuada para provocar el movimiento de corte sin dañar la roca se puede calcular mediante:
donde:
q: carga de explosivo por pie de taladro (lb/pie).
Ø: diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas.
Si se aplica este factor de carga, el espaciamiento entre los taladros de precorte será determinado por la ecuación:
donde:
E: espaciamiento, en pulgadas.
Ø: diámetro de los taladros vacíos, en pulgadas.
Se utiliza una constante de 10 para asegurarse de que la distancia sea razonable y se produzca el corte, aunque la experiencia ha demostrado que puede extenderse a 12 o 14.
Estos números deben expresarse en equivalentes métricas. En la mayoría de las aplicaciones de corte previo, no se requiere sobre perforación. Se tiene también aplicaciones de carga concentrada de 2 a 3 veces al fondo del taladro o también en todo el taladro desacoplado, es decir baja energía.
Se aplican diferentes criterios sobre si se deben taquear o no los taladros de perforación, así como sobre la longitud que debe tener el taqueo para mantener los gases de explosión dentro de los orificios de perforación. Generalmente las rocas competentes no requieren taco inerte, pero para rocas suaves si debemos utilizarlas.
Este método se realiza usualmente en bancos de superficie para delimitar zonas, donde se cortarán bloques; de esta manera se minimizará la sobre rotura (back break) formando la estabilidad final del talud del pit. (EXSA, 2019)
Voladura de Recorte.Después de la voladura "principal" o de producción, implica la voladura de una fila de taladros vecinos con cargas desacopladas.
El factor de carga se determina de igual forma que para los taladros de precorte, pero como esta técnica implica el arranque de roca hacia un frente libre, el espaciamiento normalmente es mayor que en el pre corte, pudiendo ser determinado por la ecuación:
donde:
E: espaciamiento.
Ø: diámetro del taladro vacío.
El disparo es también en dos etapas, primero los taladros de producción y después, con una diferencia de unos 100 ms, los de recorte.
Las condiciones de confinamiento de ambas son diferentes, en el pre corte mientras no sale la voladura principal en burden es infinito, en tanto que en el recorte el burden tiene una distancia definida y razonable, después de haber salido la voladura principal, de modo que puede ser estimado en el diseño de la voladura.
Para garantizar para que las fracturas se encadenen simultáneamente entre los taladros el bloque del burden se desplace, este debe ser mayor al espacio entre taladros. Donde se puede estimar con la ecuación:
donde:
B: burden o línea de menor resistencia.
E: espaciado entre taladros.
Cuando los taladros de recorte tienen el mismo diámetro que los de producción la técnica se conoce como Trim Blasting. (EXSA, 2019, pp 241-245)
2.2.2. Voladura Amortiguada
Es esencialmente una voladura típica, pero el diseño de la última fila se ha modificado debido a su esquema geométrico más pequeño y al requisito de que las cargas explosivas sean más pequeñas y estén desconectadas en una sola etapa.
La voladura amortiguada también denominada suave o cushion blasting, recientemente ha incrementado sus posibilidades con el desarrollo de nuevas técnicas como la de ADP (Air Deck Presplitting) y la de cargas especiales de baja densidad.
También se considera dentro de esta técnica a la “perforación en línea” (line drilling) o control de fractura límite, en la que una fila de taladros de pequeño diámetro, estrechamente espaciados y sin carga explosiva crean un plano de debilidad que producirá el corte como efecto de la voladura principal. El plano actuará como una cortina que limita el paso de las ondas explosivas hacia atrás. (EXSA, 2019, pp. 245-246)
Para perforación en superficie y subterráneos, hay una variedad de diseños disponibles para proporcionar cargas reducidas o desacopladas, como se indica en las siguientes figuras :
Figura 2
Esquemas de voladura controlada en taladros subterráneos
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 227), Exsa, 2019.
De la Figura:
Voladura Amortiguada
a) Taladro con carga convencional, con explosivo de baja energía sin atacar, sin taco.
Iniciación en la boca o al fondo.
b) Taladro con cartuchos espaciados con separadores inertes o aire libre, con cordón detonante axial.
Voladura Controlada
c) Cartuchos convencionales fijados a distancias determinados sobre una media caña de tubo de plástico – diámetro del cartucho de 22 a 38 mm y diámetro del taladro 50 a 75 mm como ejemplo.
d) Taladro con explosivo especial para voladura controlada, en tubos rígidos de plástico para acoplamiento linear, centrados en el taladro de mayor diámetro mediante plumas o rosetas. Iniciación del cebo con detonador eléctrico o de tipo Nonel, con taco inerte de sello, diámetro del explosivo 22mm, y del taladro 38 a 51 mm, como ejemplo.
e) Taladro con ANFO, con cordón detonante de bajo gramaje axial en toda la columna, amarrado al cartucho cebo e iniciado con detonador, el cordón por su mayor velocidad deflagrará a una parte del explosivo granular antes que éste detone totalmente a su velocidad de régimen, reduciendo así la carga y el efecto de impacto, sin afectar al confinamiento original.
Como alternativa de estos esquemas, en algunos casos se emplea cordón detonante de alto gramaje (60, 80, 120 g/,) sólo, como carga linear.
2.2.3. Voladura Controlada en Trabajos Subterráneos
La voladura convencional en túneles y otros trabajos de subsuelo, además de dejar perfiles irregulares según el sistema de diaclasamiento de la roca, normalmente afecta a la estructura remanente a profundidades que pueden llegar hasta 2 m maltratándola y
debilitándola según su tipo y condición, lo que puede tener consecuencias de inestabilidad o desprendimiento con el tiempo.
El daño es mayor cuando se utiliza cargas excesivas o cuando no se mantiene una adecuada secuencia de encendidos y los taladros salen casi simultáneamente.
En obras de ingeniería de cierta consideración, como los túneles de irrigación o de hidroeléctricas, que deben ser estables y que usualmente se cementan, el perfil periférico irregular es inconveniente, debiendo ejecutarse adecuadamente para obtener una pared final de superficie lisa.
Para evitar este maltrato y obtener paredes de corte liso se emplean métodos de voladura periférica controlada. (EXSA, 2019, pp 257-258)
Figura 3
Efectos del diaclasamiento de la roca en la voladura convencional de túneles y galerias de minas.
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 238), Exsa, 2019.
Figura 4
Voladura Controlada en subsuelo
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 239), Exsa, 2019.
2.2.4. Condiciones Necesarias para la Voladura Controlada en Subsuelo
Se puede aplicar en la realización de cámaras, túneles y excavaciones para cimentaciones mecánicas y construcciones civiles.
a) Perforación. Los diámetros de los taladros de la periferia son similares al taladro de producción.
El plano de corte no se formará si la perforación no es precisa. La alineación y el paralelismo de los taladros deben mantenerse de acuerdo con diseño del corte a realizar, para mantener una carga constante a lo largo del avance. Las desviaciones en la perforación conducen a roturas excesivas; por lo tanto, desviaciones mayores de 0,10 a 0,15 m hasta el fondo pueden deformar el corte o producir los tacos.
El espaciamiento entre taladros debe ser menor que el de voladura convencional, la relación espacio/ burden baja de E = 1,3B normal a E = (0,5 ó 0,8) B. En la práctica, para voladura amortiguada, esta distancia se estima entre 15 a 16 veces el diámetro y el burden de 1,2 a 1,5 veces el espaciamiento, mientras que para precorte el espaciado será de 8 a 12 veces el diámetro, considerándose el burden infinito. Así en la práctica son esenciales espaciamientos entre 0,3 y 0,6 m. (EXSA, 2019)
b) Carga. La baja densidad del explosivo seleccionado es fundamental, existen en el mercado explosivos especiales de baja energía, normalmente cartuchos con diámetros menores a los de producción como el exsacorte, exsadit, famecorte, etc. Los cuales producen 1,000 bares de presión en tanto un explosivo convencional produce 30, 000 bares.
Cuando se utiliza cartuchos de explosivos no especiales no se debe atacar, usualmente de sólo 0,5 veces el diámetro del taladro (relación 2:1) necesario dispersar el aire a lo largo del taladro para crear un anillo de aire alrededor del explosivo que absorberá
parte de la energía de la explosión y disminuirá el efecto del impacto. (Por ejemplo, los explosivos como el Exsacorte y Famecorte, con puntas de centrado de plástico lo hacen más fácil.).
La densidad de carga normalmente fluctúa entre 0,18 y 0,37 kg/m, para este caso, según el tipo de roca varía entre 0,08 y 0,22 kg/m.
Si es necesario, se pueden agregar taladros vacíos entre los cargados para reducir la energía de la onda y acelerar el desarrollo del plano de corte.
c) Carga de fondo. Cualquier técnica de carga necesita una carga de fondo de alta velocidad con un factor de acoplamiento cercano al 100% (por ejemplo, uno o dos cartuchos de dinamita tradicionales), para asegurar el arranque de la carga de columna reducida y evitar la formación de grumos en el abajo.
Para confinar los gases y evitar que la columna desacoplada se descargue del taladro cuando se detone o se extraiga por la descompresión que sigue a la voladura antes del disparo principal, es necesario utilizar tacos inertes.
d) Disparo. Cuando el perímetro a cortar es grande, todos los taladros del corte periférico deben dispararse simultáneamente, o como máximo en dos o tres etapas de retardo muy breves. De lo contrario, es posible que el plano de corte no se forme por completo. Cabe señalar que la velocidad máxima pico partícula del disparo podría causar que la roca restante sufriera un daño excesivo, se debe mantener entre 700 a 1.000 mm/s La velocidad se puede calcular utilizando la fórmula empírica que se muestra a continuación:
donde:
VPP: velocidad pico de partícula, en m/s.
Ce: carga explosiva en caja, en kg.
d: distancia radial desde el punto de detonación, en m.
b: constante que depende de las propiedades estructurales y elásticas de la roca, y que varía de lugar a lugar
Los medios usuales disponibles para carga controlada en pequeño diámetro son:
1. Tubos plásticos rígidos con carga interior de dinamita de baja velocidad y presión, acoplables para formar columnas de longitud requerida, con plumas centradoras para desacoplar la carga; ejemplo: Exsacorte de 22 mm de diámetro por 710 mm de longitud y Exsasplit de 22 mm de diámetro por 3,50 m de longitud.
2. Cartuchos convencionales de dinamita espaciados entre sí a una distancia equivalente a la longitud de un cartucho (0,20 m), iniciados axialmente con cordón detonante de bajo gramaje (3 g/m).
3. Agentes de voladura de baja densidad, normalmente granulares con componentes diluyentes reducidores de energía como polietileno expandido, aserrín, ceniza y otros.
Tienen como inconveniente que pueden segregarse gravimétricamente y generan gases tóxicos.
4. Sistema de carga air deck con sólo carga de fondo y taco inerte, requiere adecuado control para asegurar resultados y la roca debe ser compatible con el método.
5. Cordón detonante de alto gramaje (60, 80, 120 g/ m). Este elemento reduce la densidad de carga linear, pero es costoso. (EXSA, 2019, pp 259)
Figura 5
Esquemas de Carga Explosiva
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 240), Exsa, 2019.
Figura 6
Tipos de voladura controlada
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 239), Exsa, 2019.
2.2.5. Parámetros Importantes para Voladura Controlada
Presión del Taladro.Es la fuerza que la expansión de los gases ejerce sobre las paredes del taladro. La pared será menos dañada cuanto menor sea esta presión; es alrededor del 50% de la presión de detonación del explosivo. Al desacoplar y / o espaciar las cargas
explosivas dentro del taladro, es posible generar el efecto cortante en voladuras controladas. Esto reduce la presión dentro del taladro. La presión del taladro se puede calcular usando la siguiente formula:
donde:
Pt: presión de taladro.
ρe: densidad del explosivo.
VOD: velocidad de detonación del explosivo Para reducir la presión dentro del taladro, se debe desacoplar espaciar las cargas explosivas.
El grado de acople de una carga explosiva está dada por:
donde:
Cr: relación de acoplamiento.
Øe: diámetro de explosivo.
Øt: diámetro de taladro.
C: porcentaje del taladro cargado con explosivo.
La presión dentro del taladro de cargas explosivas desacopladas y espaciadas, será la siguiente:
donde:
Pt: presión de taladro.
Pdt: presión dentro del taladro desacoplado.
Relación de Espaciamiento y Burden. El diámetro de perforación y el tipo de rocas afectan la distancia entre los taladros en una voladura controlada. En estas voladuras por lo general se utiliza la relación burden/espaciamiento (B/E) de 1.5 a 1. en la figura 7 El burden final de los taladros perimetrales después de la observación de las voladuras. (EXSA, 2019) La relación que se muestra a continuación ser usado como punto de partida para determinar el espacio entre taladros perimetrales:
donde:
E: espaciamiento entre taladros.
Ø: diámetro de taladro.
Pdt: presión dentro del taladro.
Rt: resistencia a la tracción de la roca.
Precisión en la Perforación. Uno de los elementos más cruciales para el éxito de esta técnica es la precisión de perforación, los taladros deben perforarse paralelos entre si, en el mismo plano de corte.
Figura 7
Burden final (B) para los taladros perimetrales después de la voladura principal
Tabla 1
Carga linealpara taladros de contorno con diámetros de perforación entre 32 y 51 mm se recomienda la siguiente tabla práctica.
Nota. Tomado de Manual Práctico de Voladura (p. 264), Exsa, 2019.
2.2.6. Teoría de Costos
Estimación de los Costos de Operación. El costo de operación depende del sistema de explotación, tamaño de yacimiento, su forma, grado de irregularidad, resistencia del mineral, resistencia de las cajas, carga de los terrenos, método de acceso y de preparación, tamaño de la producción y también el nivel de salarios. El sistema de explotación influye mucho sobre los trabajos de tajeo y de preparación y parcialmente sobre el transporte del
Diémetro taladro
Diámetro explosivo
Carga
lineal Espaciamiento Burden
mm mm Kg/m m m
32 17 0.220 0.40 a 0.60 0.55 a 0.75
51 25 0.500 0.65 a 0.90 0.80 a 1.20
mineral. Se debe llegar a una conciliación sobre el costo de producción, el factor de recuperación y el factor de dilución todos los factores deben llegar a una conciliación. Las características de la roca, el nivel de mecanización en el lugar de trabajo y el volumen de producción afectan el consumo de mano de obra, materiales y energía .de consumo tarifas.
El valor del costo también se ve influenciado por la amortización de las inversiones, cuyo estándar está predeterminado en proporción al tamaño y vida de la mina , y por el gastos generales, cuyo valor absoluto está influenciado principalmente por el volumen de producción, su organización y la amortización de inversiones,
Estos costos de operación de acuerdo a la compañía se analizarán y determinarán por el CASH COST los cuales serán sub divididos por áreas, por su naturaleza de gasto, tipo de costo fijo o variable y descripción de actividades. Todos estos costos van ingresados a una base de datos como el Qlikview para después poder analizarlos. Para este trabajo de investigación la determinación es por actividades.
a) Método del Proyecto Similar. Implica asumir que el proyecto, procedimiento o tema de estudio es comparable a uno que ya existe y cuyos costos se conocen haciendo el supuesto de que el proyecto, procedimiento o tema de estudio es comparable a uno que ya existe y cuyos costos se conocen. A pesar de la disponibilidad de información existen ciertas situaciones y condiciones, como la geología local, el equipo en uso y el plan de negocios, que lo diferencian significativamente del proyecto en consideración. Como resultado, se emplea un sistema diferente, que implica tomar una parte de los datos que ya están disponibles, como los gastos de personal, y estimar los costos generales en función de las correlaciones conocidas entre los diferentes componentes.
b) Método de la Relación Costo – Capacidad.Este enfoque se basa en cálculos o gráficos que correlacionan los gastos con la capacidad de producción de varias mineras. Esta técnica es sustancialmente la misma que la utilizada para calcular el costo de capital.
La inserción de errores en esta estimación técnica es posible debido a la no homogeneidad de la base estadística. La información utilizada para crear estos vínculos debe basarse en una estrategia de explotación particular utilizando comparables, estrategia de explotación particular utilizando circunstancias geológicas y climáticas. Utilizando las mismas fórmulas para el costo de capital, los costos se extrapolan de los a una partir de los correspondientes a una capacidad de producción conocida. Por la variación de los costos de operación no es comparable con los costos de capital, por tal motivo se debe realizar una descomposición de los costos.
c) Método de los Componentes del Costo. Cuando el proyecto ha progresado hasta el punto en que se conoce la plantilla de personal, las obras de infraestructura, los consumos de materiales, los equipos necesarios, es posible desarrollar un sistema de estimación de costos basado en los gastos unitarios o elementales tales como:
- dólares/metro.
- dólares/tonelada.
d) Método del Costo Detallado.Por último, pero no menos, los costos operativos deben generarse desde los costos principales. Por esto es fundamental y vital conocer indicadores (KPI´s) y ratios de operación como pies perforados por hora, metros cúbicos transportados por hora, toneladas de limpieza por hora, toneladas rotas por kilogramo de explosivo, etc.
Se establecen estándares organizacionales fundamentales como días de trabajo por año, turnos, duración de turnos, tipo de cambio. Se continua y se determina para los
escenarios de producción indicando los factores de productividad, disponibilidad y eficiencia con los que se calculan la capacidad y cantidad de equipos necesarios. Se elaboran cuadros donde se establece para cada flota de equipos indicadores específicos indicando los diferentes parámetros donde está el costo horario, mano de obra, insumos, consumibles y servicios terceros.
Estimando la cantidad de horas necesarias para garantizar el cumplimiento de la producción y avances que se realizaran, se calcula el costo de operación a través del costo horario. El único procedimiento para calcular los costos de operación de un proyecto es el que se describe. Para esta estimación de los costos unitarios se debe considerar los siguientes tipos de costos:
- Costos directos.
- Costos Indirectos.
En algunas empresas también consideran un porcentaje de imprevistos los cuales cubren algunas eventualidades en la operación como falta de energía eléctrica, agua, baja presión de aire etc.
Estos imprevistos en la operación son generados por factores trabajo, personales, sociales, climatológicos. El porcentaje de imprevistos que se considera va a depender de las condiciones personales, sociales y climatológicas que tiene la empresa minera (Tinta, 2020, pp 44-48)
2.3. Marco conceptual
- Burden (Piedra). “Distancia desde el barreno al frente libre de la roca, medida perpendicular al eje del taladro”; “También denominado piedra, bordo o línea de menor resistencia a la cara libre. Es la distancia desde el pie o eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana. También la distancia entre filas de taladros en una voladura”;
“La dimensión del bordo se define como la distancia más corta al punto de alivio al momento que un barreno detona. La selección del bordo apropiado es una de las decisiones más importante que hay que hacer en cualquier diseño de voladuras”.
- Costos Directos. Son aquellos costos las cuales están directamente ligada a la generación del producto. En nuestro caso para producir el mineral, en los cuales interviene los insumos, materiales, mano de obra, etc.
- Costos Indirectos. Tambien son costos como los insumos, materiales, mano de obra, pero estos no influyen de manera directa en la producción como ejemplo tenemos el personal de topografía, geología, mantenimiento mecánico, etc
- Costos Generales. Son aquellos costos que se genera para la administración, venta y compra, del producto, en estos costos se encuentran las oficinas, el gerente general, los administradores, camionetas para transporte de estos, alimentación del personal administrativo y se pueden minimizar de acuerdo a la producción
- Costos fijos o de estructura. Costos que no dependen de la producción, alquiler de almacenes, tambien se considera la mano de obra, tributaciones.
- Costos Mixtos. Estos costos dependerán del nivel de producción, coyuntura actual en la
sociedad como la cantidad y tipo de prueba para la COVID 19.
- Costo Total. Es el resultado final de los costos de las diferentes actividades donde se considera la depreciación e IGV.
- Costo Unitario. Es el valor unitario por actividad como costo de limpieza, sostenimiento,
voladura, etc
- Detritus. Son pequeños fragmentos resultado de la penetración y rotación de una perforadora.
- Disparo anillado. Es el resultado de una voladura, que se generó por taladros muy cercanos y/o conectados, la cual permite una explosión y ruptura de la roca solo al interior del taladro sin desplazamiento de la masa rocosa.
- Explosivos. Es una sustancia química o combinación de sustancias que cuando es sometida a fricción o calentamiento crea una reacción exotérmica rápida lo cual libera una cantidad significativa de gases lo cual eleva rápidamente la temperatura y presión en fracción de tiempos.
Espaciamiento. Cuando el espacio es equivalente a la dimensión de la carga multiplicada por 1,15 y el patrón se distribuye en una configuración inclinada, el espacio entre taladros, perpendicular a la carga, normalmente varía entre 1 y 1,8 veces la distancia de la carga, paralelo de agrietamiento primario y 1,8 veces la distancia de la carga. El agrietamiento primario paralelo a la cara libre puede permitir un espaciamiento mayor cara libre.
Estallido de roca. Fenómeno que ocurre cuando un volumen de roca es deformado debido a esfuerzos externos que sobrepasan el límite elástico, de tal naturaleza que el alivio de energía es instantáneo.
- Frente. En minería se considera frente a la superficie horizontal de la excavación donde
se realizará la malla de perforación.
- Geomecánica. Es el área que se encarga del estudio del comportamiento mecánico de la
roca, a través de sus características.
- Macizo rocoso. Es la roca con frecuencia, dirección y planos de discontinuidad, los cuales influyen en su desempeño geomecánico e hidráulico, exhibe un comportamiento heterogéneo, discontinuo y típicamente anisotrópico.
- Roca intacta. Bloques de roca entre discontinuidades o material rocoso sin rupturas (Se
caracteriza por su densidad, deformabilidad y resistencia; por su localización geográfica; y por su litología, ya sea ésta única o variada).
- Mina. Es aquel sitio o lugar donde existe un recurso mineral económicamente explotable,
su valor de mineral debe cubrir todos sus costos que genera. Son un conjunto de excavaciones subterráneas como superficiales en las cuales se extrae el mineral económico para su posterior tratamiento.
- Punto de Equilibrio (Cut-Off). Se define asi a la ley de mineral, donde las ventas cubren
solo los costos de producción y no existe ganancias ni utilidades.
- Perforación. Es un método en la cual el objetivo es realizar un orificio en la roca de diferentes diámetros, dependiendo de la tecnología parámetros y/o características de la roca, en el cual se introducirán masas explosivas para realizar una voladura.
- Roca. Agregado natural de partículas de uno o más minerales, con fuerte unión cohesiva
permanente, que constituyen masas geológicamente independientes y cartografiables.
- Suelo. Agregado natural del medio ambiente, está compuesto por un conjunto de componentes bióticos (micro organismos y macro organismos) y abióticos (agua, aire, minerales).
- Subterráneo. Se dice a la excavación realizada por el hombre debajo o bajo el suelo.
- Tiro soplado. Es el disparo detonado, pero donde no existió una explosión, sino una deflagración, por ende, no hubo desplazamiento de roca.
- Tiro cortado. Es aquel disparo iniciado, pero donde no ocurrió una detonación o deflagración. En este tiro el proceso se detuvo por la no iniciación de un accesorio de voladura.
- Taladro. Orificio generado a través de una perforadora neumática, eléctrica u electrohidráulica. Son de varios diámetros y longitudes de acuerdo al tipo de minería.
- Taqueo. Es el remanente de la longitud del taladro perforado y disparado. Es la longitud
que no se avanzó, la longitud que no se desplazó. El taqueo comúnmente denominado en la minería es generado por una mala práctica de las técnicas de perforación y voldura.
- Voladura Controlada. Es una técnica donde se combina la perforación, accesorios, explosivos para generar una excavación en la cual se minimice el daño generado a la masa rocosa, obteniendo contornos más estables y lizos.
Existen diversas técnicas para la voladura controlada, pero la más común es seleccionar adecuadamente el explosivo a ser utilizado de acuerdo a la calidad de la roca y el diseño de trazo de perforación.
- Voladura. Acción por la cual la presión de gases originadas de compuestos químicos fragmenta la roca.
- Yacimiento. Depósito natural de rocas o mineral rentable, donde generalmente se abre una mina. (Alonso, 1995)
2.4. Sistema de Hipótesis y Variables 2.4.1. Hipótesis General
La voladura controlada influye en los costos de operación mina de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A – Unidad de producción San Vicente.
2.4.2. Hipótesis Específica
1.- La voladura controlada influye en la reducción de costos de limpieza de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A - Unidad de producción San Vicente
2.- La voladura controlada influye en la reducción de costos de sostenimiento de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A - Unidad de producción San Vicente
3.- La voladura controlada influye en la reducción de costos de transporte de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha S.A.A - Unidad de producción San Vicente
2.4.3. Variables e Indicadores 2.4.3.1. Variable Dependiente Costos de Operación mina 2.4.3.2. Variable Independiente La voladura controlada
2.4.4. Operacionalización de las Variables
Tabla 2
Operacionalización de Variables
Variables Teóricas o abstractas Variables Intermedias o Dimensiones Variables Empíricas o Indicadores Voladura Controlada
Es un conjunto de procesos en donde interviene una adecuada selección de explosivo de acuerdo a la calidad de roca y una correcta distribución y perforación de taladros para minimizar la sobre excavación generada en la roca.
Calidad de Roca
Q RMR Roca Muy Mala <25% 0-20 Roca Mala 25 - 50% 21-40 Roca Regular 50 – 75% 41-60 Roca Buena 75 – 90% 61-80 Roca Muy Buena 90 – 100% 81-100
Sobre excavación
Es la relación entre la sección realizada vs la programada
Buena <10%
Regular 10 – 15%
Mala >15%
Nivel de Vibración
Indices de Velocidad de las particulas 0 a 10 Hz → 3 mm/s
10 a 50 Hz → 3 a 8 mm/s 100 Hz →8 a 10 mm/s
Explosivos
* Explosivos Mecánicos.
* Explosivos Químicos (explosivos altos y bajos).
* Explosivos Nucleares.
Costos de Operación mina
Los costos de Operación Mina son aquellos que intervienen directamente en diversas actividades como la limpieza, sostenimiento, transporte, etc. Estos tiene proporcionalidad directa con la producción, avance y todas las desviaciones técnicas producto de las operaciones unitarias.
Tipos de Costos
Costos Variables
Son costos que dependeran netamente de la cantidad de producción y eston son generalmente insumos y materiales directamente involucrados en la producción.
Costos Fijos o de estructura
Costos que no dependen de la producción, alquiler de almacenes, tambien se considera la mano de obra, tributaciones.
Costos Mixtos
Estos costos dependerán del nivel de producción, coyuntura actual en la sociedad como la cantidad y tipo de prueba para la COVID 19.
CAPITULO III
DISEÑO METODOLÓGICO 3.1. Método de la Investigación
3.1.1. Método General
Es Científico, ya que para realizar la investigación se han realizado procedimientos en forma sistemática, ordenada, metódica, racional y critica. Según Bunge (1971) “El método científico es un conjunto de reglas que se basan en teorías de la lógica, la ontología y la gnoseología”.
3.1.2. Método Específico
El método especifico es de enfoque experimental. Porque se manipulará la variable independiente, para tener cambios o efectos en la variable dependiente. (Bunge, 1971)
3.2. Tipo Investigación
Es aplicada, porque tiene como objetivo proporcionar información que puede ser aplicada inmediatamente. Se ocupa del proceso de conexión de la teoría y el producto y se basa principalmente en hallazgos de la investigación básica. Cuyo propósito es dar solución a situaciones o problemas concretos e identificables.
(Bunge, 1971) 3.3. Nivel de Investigación
Es el explicativo, se encontrará de la construcción de vinculo de causa efecto para determinar la explicación de los hechos. Al poner a prueba las teorías, los estudios explicativos pueden ocuparse tanto de identificar las causas como los efectos. Sus hallazgos y recomendaciones representan el más alto grado de conocimiento.
3.4. Diseño de la Investigación
Es experimental, cuando es necesario evaluar la eficacia y los efectos de un novedoso método y/o modelo matemático para la voladura controlada.
3.5. Población y Muestra 3.5.1. La Población
Está conformada por diez disparos en frentes de avance y diez disparos en tajos, de la zona de Ayala inferior de la C.I.A minera San Ignacio de Morococha unidad de producción San Vicente.
3.5.2. Muestra
Para la elección de la muestra se utilizó un muestreo no aleatorio dirigido, de tal forma la muestra está conformada por un disparo en los frentes de la rampa negativa 8600, rampa negativa 8500, tajo 8500, tajo 8550.
3.6. Técnicas e Instrumentos de Recolección de Datos 3.6.1. Técnicas
La técnica utilizada es la observación. “consiste en el registro sistemático, válido y confiable de comportamientos y situaciones observables, a través de un conjunto de categorías y subcategorías” . (Hernández, 2010)
Habrá un registro de todas las reacciones y circunstancias.
3.6.2. Los Instrumentos
Mediante el instrumento de la observación de campo se recolectará los datos a través de notas, fotografías y videos. Que se analizarán para obtener datos numéricos exactos.
Anotaciones o Notas de Campo, es muy necesario utilizar registros y elaborar anotaciones durante los eventos vinculados con el planteamiento. De no realizarlo, la otra alternativa es generar lo más pronto posible después de los hechos. Como
última opción, las anotaciones se producen al terminar cada periodo en el campo.
Es bueno que los registros y notas se archiven de manera separada por evento, tema o período. De cada hecho o período se registran la fecha y hora proporcionadas. Esto se hace sin importar los medios de registro (laptop, tableta, celular, grabadora de voz o video, papel, etc.). Es muy beneficioso grabar audio o video, así como tomar fotografías, elaborar mapas y diagramas sobre el contexto o ambiente. En las anotaciones es importante incluir nuestras propias palabras, sentimientos y conductas. Asimismo, cada vez que sea posible es necesario volver a estudiarlas y, seguir registrando nuevas ideas, observaciones o comentarios.
(Sampieri et al, 2014, p. 270)
3.7. Técnicas de Procesamiento y Análisis de costos
Se utilizó para analizar el procesar los datos el sistema operativo Windows 10.
mediante los programas Excel, Word y los softwares Autocad 2021, Vulcan 12.0 a través de las herramientas de tablas, gráficos.
El SPSS (Statistical Package for the Social Sciences), Paquete Estadístico para las Ciencias Sociales, desarrollado en la Universidad de Chicago, es uno de los más difundidos y actualmente es propiedad de IBM®. Contiene todos los análisis estadísticos que se describirán en este capítulo. En Iberoamérica, algunas instituciones educativas tienen versiones antiguas del SPSS; otras, versiones más recientes, ya sea en español o inglés y en los distintos sistemas operativos como Windows, Macintosh y UNIX. (Sampieri et al, 2014, p. 273)
3.8. Descripción de la prueba de la Hipótesis
Las pruebas de hipótesis se realizarán mediante técnicas estadísticas, porque es una investigación cuantitativa. Donde emplearemos la prueba estadística no
paramétricas. Con un nivel de significación y confianza de 5% y 95%. Para una población normal (n<30); con una desviación estándar poblacional conocida.
Donde:
n = Numero de muestra.
𝑥̅ = Media muestral.
µ
0 = Media poblacional.σ = Desviación estándar.
α = Nivel de significación (%)
Para la toma de decisión se utiliza la función gaussiana, llamada así en honor a Carl Friedrich Gauss.
Figura 8
Gráfico de la campana de Gauss
Nota. Es el grafico muestra la función gaussiana, cola derecha. Zona de rechazo y no rechazo.
CAPITULO IV
ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE RESULTADOS 4.1. Presentación y Análisis de Resultados
4.1.1. Ubicación y Acceso
La Mina San Vicente se ubica en el Distrito de Vitoc, Provincia de Chanchamayo, Departamento de Junín. Ubicada en las siguientes coordenadas UTM (WGS84-18S):
458,200E, 8'758'200N y una altitud que varía entre los 1,400 y 2,000 msnm.
Figura 9
Ubicación de la Mina San Vicente.
Nota. Tomado del plan de minado 2022. La ruta es por Lima es por la carretera central Lima-Oroya-Tarma-San Ramón en el kilómetro 293, de San Ramón a la mina 17 kilómetros.
4.1.2. Geomorfología
La región del proyecto se distingue por una topografía montañosa con alturas que van desde los 820 msnm hasta los 3800 y un relieve abrupto a tierras bajas planas y onduladas. son abruptos barrancos que albergan y muestran los escarpes de los planos de falla que les dieron forma. (Dávila, 2000)
4.1.3. Geología Regional
Se ha sido determinado que el basamento rocoso metamórfico e intrusivo del Paleozoico impulsó la creación de altos que y potencialmente quizás barras oolíticas en la región.
El afloramiento de las rocas intrusivas del Paleozoico superior, representadas por el granito San Ramón al E y la granodiorita Tarma al W. En estas tipo de rocas intrusivas descansa la secuencia detrítica y volcánica del Grupo Mitu, del Pérmico, y sobre ella los sedimentos calcáreos con horizontes de mineralización de zinc y plomo del Grupo Pucará, del Triásico Superior-Jurásico Inferior. (Dávila, 2000)
4.1.4. Tipo de Deposito
San Vicente es un yacimiento del tipo Mississippi Valley estratoligado con mineralización de Zinc y Plomo. El área mineralizada tiene una longitud de 11 Km. entre las zonas de San Vicente (Norte y Sur), Uncush Sur, Siete Jeringas y Chilpes, a lo largo de la cual se encuentran afloramientos a manera de lentes irregulares tanto en sentido horizontal como vertical. (Dávila, 2000)
4.1.5. Criterios Técnicos que Influyen en la Sobre Excavación
4.1.5.1 Modelo Geomecánico. De acuerdo con el estudio realizado por el departamento de geomecánica de la compañía minera SIMSA, la zona denominada Ayala Inferior está emplazada en roca sedimentaria, principalmente en dolomía y calizas.
