FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
TESIS
PRESENTADO POR:
Bach. RENAN SABINO LAZO GARCIA
PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
HUANCAYO – PERÚ 2020
OPTIMIZACIÓN EN LAS MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA REDUCIR LOS COSTOS
UNITARIOS EN LA COMPAÑÍA CENTURY
MINING PERÚ S.A.C.
ASESOR
Dr. VICTOR JAVIER MENDIOLA OCHANTE
DEDICATORIA
El siguiente trabajo es dedicado con mucho cariño para mis adorables padres y hermanos por el apoyo incondicional durante toda mi formación profesional.
AGRADECIMIENTO
En primera instancia quiero expresar un eterno agradecimiento a los docentes de la Facultad de Ingeniería de minas, de la Universidad Nacional del centro del Perú, personas de gran conocimiento por brindarme su enseñanza durante toda mi etapa universitaria.
Así también un agradecimiento al Dr. Víctor Mendiola Ochante por el apoyo en el trabajo de investigación.
De igual manera me siento muy agradecido con el Jefe de Mina e Ingenieros de la Compañía Century Mining, por el apoyo y soporte brindado durante todo el desarrollo del trabajo de investigación.
RESUMEN
El trabajo de investigación “OPTIMIZACIÓN EN LAS MALLAS DE
PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA REDUCIR LOS COSTOS UNITARIOS EN LA COMPAÑÍA CENTURY MINING PERU S.A.C.”, se desarrolló en esta unidad minera porque se tenía disparos deficientes, por mala distribución de taladros y distribución de carga explosiva, por lo que producía un aumento en el costo operativo;
por lo que se rediseño la malla de voladura. Por lo cual se planteó el siguiente problema,
¿Cómo optimizar las mallas de perforación y voladura para reducir los costos unitarios en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.?; Por consiguiente, este trabajo de investigación tiene por objetivo mejorar el diseño de perforación y voladura para una mejor productividad y reducción de costos. La labor de estudio es el BP7907W, una labor desarrollada para el nuevo acceso a la zona de mercedes, ya que el antiguo acceso fue observado por Osinergmin. El trabajo comienza con un estudio geomecánico al macizo rocoso, para después hacer un rediseño a la malla de perforación y voladura teniendo en consideración la geomecánica y el tipo de explosivo. Posteriormente se realiza un seguimiento y control. Con el uso de la nueva malla de perforación y voladura se mejora en la distribución de carga, se reduce en 3 taladros, mejorando el avance por disparo de un 85.2% a un 94% (1.60m) en el BP7907W, Se logró disminuir el costo total de perforación y voladura a 104.61 US$/m.
Palabras clave: Malla de perforación y voladura, avance, costos, productividad.
ABSTRACT
The research work "OPTIMIZATION IN THE DRILLING AND BLASTING MESH TO REDUCE UNIT COSTS IN THE COMPANY CENTURY MINING PERU SAC", was developed in this mining unit because there were deficient shots, due to poor distribution of holes and distribution of explosive charge, so it produced an increase in operating cost; so the blast mesh was redesigned. Therefore, the following problem statement was made, How do we optimize the drilling and blasting meshes to reduce unit costs at Compañía Century Mining Perú S.A.C.?; Consequently, this research work is aimed at improving drill and blast design for better productivity and cost reduction. The study work is the BP7907W, a work developed for the new access to the Mercedes area, since the old access was observed by Osinergmin. The work begins with a geomechanical study of the rocky massif, to later make a redesign of the drilling and blasting mesh taking into consideration the geomecania and the type of explosive. Subsequently, a monitoring and control is carried out. With the use of the new drill and blast mesh, the load distribution is improved, it is reduced in 3 holes, improving the advance per shot from 85.2% to 94% (1.60m) in the BP7907W. the total cost of drilling and blasting at 104.61 US $ / m.
Keywords: Drill and blast mesh, advance, costs, productivity.
INDICE GENERAL
Pág.
ASESOR ii
DEDICATORIA iii
AGRADECIMIENTO iv
RESUMEN v
ABSTRACT vi
INDICE GENERAL vii
INDICE DE TABLAS xi
INDICE DE FIGURAS xii
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1 FUNDAMENTACIÓN DEL PROBLEMA 16
1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA 17
1.2.1 Problema General 17
1.2.2 Problemas Específicos 17
1.3 OBJETIVOS DEL PROYECTO 18
1.3.1 Objetivo general 18
1.3.2 Objetivos específicos 18
1.4 JUSTIFICACIÓN 18
1.5 ALCANCES 19
1.6 LIMITACIONES 19
CAPITULO II MARCO TEORICO
2.1. ANTECEDENTES 20
2.1.1. Explosivos 21
2.1.2. Voladura en subterránea 25
2.1.3. Esquema de voladura subterránea 26
2.1.4. Corte o arranque 27
2.1.5. Costos en operaciones mineras 29
2.1.6. Clasificación geomecanica del macizo rocoso 32
2.1.7. Diseño para voladura subterránea 39
2.1.8. Unidad minera Century Mining Perú S.A.C. 43
2.2. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS 57
2.3. HIPÓTESIS 59
2.3.1. Hipótesis General 59
2.3.2. Hipótesis específicas 59
2.4. VARIABLES 59
2.5. OPERALIZACIÓN DE VARIABLES “X” Y “Y” 60
CAPITULO III
METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION
3.1. MÉTODO DE LA INVESTIGACIÓN 61
3.2. TIPO Y NIVEL DE INVESTIGACIÓN 61
3.3. DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN 62
3.4. POBLACIÓN 62
3.5. MUESTRA 62
3.6. TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS 63 3.7. TÉCNICA DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS 63
CAPITULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIONES
4.1. DATOS GENERALES 64
4.1.1. Evaluación geomecánica del NV 1 – Zona Mercedes 64
4.1.2. Zonificación geomecánica 68
4.1.3. Parámetros de Perforación 68
4.1.4. Parámetros del Explosivo 69
4.2. ANÁLISIS DE DATOS 70
4.2.1. Calculo de número de taladros 70
4.2.2. Esquema de malla de perforación 71
4.2.3. Factores de perforación 72
4.2.4. Implementación y seguimiento para la mejora continua 73
4.2.5. Resultados de la voladura 75 4.2.6. Volumen roto y tonelaje del frente 75
4.2.7. Calculo del costo de explosivo 76
4.2.8. Costos de perforación 79
4.2.9. Máquina de perforación Jackleg 80
4.2.10. Calculo de costo de EPP’s 82
4.2.11. Costo por tarea de los trabajadores 83 4.2.12. Cuadro de resumen de costos de perforación 84 4.2.13. Comparación de eficiencia y costos por frente 84
4.3. PRUEBA DE HIPOTESIS 88
4.4. DISCUSION DE RESULTADOS 91
CONCLUSIONES 93
RECOMENDACIONES 94
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICA 95
ANEXOS 97
Anexo 1. Matriz de Consistencia 98
Anexo 2. Zona Mercedes – NV1 99
Anexo 3. Vista Longitudinal (Zona Mercedes) 100 Anexo 4. Acceso antiguo observado por Osinergmin - GA7930W 101
Anexo 5. Acceso nuevo - BP7907W 102
INDICE DE TABLAS
Pág.
Tabla 1. Resistencias medias según Bieniawski 34
Tabla 2. Clasificación de Deere 35
Tabla 3. Orientación entre juntas y eje de la labor 36
Tabla 4. Parámetros y sus valores 37
Tabla 5. Corrección por las orientaciones de las juntas 37
Tabla 6. Descripción del macizo rocoso 38
Tabla 7. Numero de taladros 41
Tabla 8. Rutas y vías de acceso 44
Tabla 9. Clasificación de Bieniawski 64
Tabla 10. Datos de perforación 68
Tabla 11. Datos técnicos del explosivo 69
Tabla 12. Distribución de carga en el BP7907W 72
Tabla 13. Especificaciones de perforación 72
Tabla 14. Resultados de la voladura 75
Tabla 15. Costo de implementos de seguridad 82
Tabla 16. Costo de mano de obra 83
Tabla 17. Resumen por disparo 84
Tabla 18. Comparación de resultados por frente 85 Tabla 19. Comparación de costos por metro de avance 86 Tabla 20. Comparación de costo total de perforación y voladura 87
Tabla 21. Comparación de costos mensuales 88
Tabla 22. Comparación de avance y productividad mensual 90
INDICE DE FIGURAS
Pág.
Figura 1. Clasificación de Explosivos 22
Figura 2. Zonas del Radio de Rotura 25
Figura 3. Esquema de Voladura de Túneles y Galerías 26
Figura 4. Ubicación del Arranque 27
Figura 5. Esquema de Corte quemado 28
Figura 6. Distancia entre Taladro central y Taladro de arranque 29 Figura 7. Calculo del RQD (Rock Quality Designation) 33 Figura 8. Clasificación del Macizo Rocoso (Bieniawski,1976) 35 Figura 9. Caracterización Geotecnia de la Masa Rocosa 38 Figura 10. Número de Taladros y Resistencia a la comprensión 42 Figura 11. Relación de Factor de Carga Lineal y RMR 42 Figura 12. Ubicación Mina Century Mining, Provincia de Condensuyos 44
Figura 13. Columna Estratigráfica Local 47
Figura 14. Diseño de Preparación de Tajo 51
Figura 15. Perforación en Realce en Tajos 52
Figura 16. Perforación en Breasting en tajos 52
Figura 17. Secuencia de Minado Perforación en Realce 54 Figura 18. Secuencia de Minado Perforación en Breasting 54
Figura 19. Caracterización del Macizo Rocoso 67
Figura 20. Zonificación Geomecánica NV 1 68
Figura 21. Estructuración de Taladros en el BP7907W 71
Figura 22. Malla de Perforación en el BP7907W 73
Figura 23. Estandarización y Uso de Guiadores 74 Figura 24. Capacitación al Personal de la Contrata Adgeminco 75
Figura 25. Resultados de la Voladura BP7907W 75
Figura 26. Comparación de Eficiencia de Voladura 85
Figura 27. Comparación de Costos 86
Figura 28. Costo de Tonelaje Roto 87
Figura 29. Porcentaje de Costo por Ítem 87
Figura 30. Costo de Perforación y Voladura Mensual 89
Figura 31. Productividad Mensual 90
INTRODUCCION
La parte de costos y productividad en una compañía minera es muy importante, En el caso del proceso de perforación y voladura de rocas, principalmente en labores de desarrollo donde es importante cumplir el avance de los programas mensuales, por lo que es importante un estudio en la elaboración de la malla de perforación y voladura para tener un mejor factor de avance.
En la unidad minera, las malas prácticas realizadas en la perforación y voladura, producen baja productividad en los avances y en los costos de operación de la empresa.
Mediante un diseño de estándares de perforación y voladura, se reduciría el tiempo de perforación, el factor de carga, una mejor distribución de carga y como consecuencia una disminución de costos.
Este trabajo está organizado en:
Capítulo I.- Planteamiento del problema; en este capítulo se estudia la descripción del problema, formulación del problema, objetivo general y específicos, importancia y justificación del trabajo.
Capítulo II.- Marco teórico; en este capítulo se detalla los Antecedentes de la investigación, bases teóricas, detalles de la Compañía minera, la hipótesis y por último la definición de términos.
Capítulo III.- La metodología de investigación; Método de investigación, tipo y nivel de investigación, diseño de investigación, población y muestra.
Capítulo IV.- Resultado y Discusión; Se estudia el diseño de malla perforación, su mejora en los costos, se presenta la prueba de la hipótesis y por último la discusión de resultados.
El autor.
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1 FUNDAMENTACIÓN DEL PROBLEMA
Como toda empresa minera, en su objetivo de aumentar sus reservas económicas, se desarrolla labores como cruceros, galerías y bypasses. Pero últimamente se ha tenido un déficit en los avances lineales produciendo así un incremento en el costo operativo
Ampudia (2014), argumento que la inflación de costos es el problema número uno para la minería en el mundo, y también lo es en el Perú. En nuestro país, los costos de producción mineros se han disparado 20% en promedio durante cada uno de los últimos tres años.
Gran parte de este problema se da en el proceso unitario de perforación y voladura, tales como:
Incorrecto diseño de malla de perforación y voladura
Los perforistas realizan trazos que aprendieron durante su experiencia, realizan pocos taladros de alivio, incorrecto espaciamiento de taladros.
Déficit durante la perforación
No hay un pintado de malla en la sección del frente, hay ausencia de paralelismo en los taladros, lo que produce las presencias de tacos de hasta 0.5m, produciendo así un déficit en el avance diario en la unidad minera.
Disparos secundarios
Se observó hay problemas en los taladros de arrastre, lo cual retrasa el avance de la contraguardia, realizando voladuras secundarias para la instalación de las colleras y durmientes.
Mala distribución de carga explosiva
Se pudo observar que los maestros perforistas cargaban superior al 75% de la columna explosiva, esto lo realizaban con el fin de asegurar su disparo.
1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
1.2.1 Problema General
¿Cómo optimizar las mallas de perforación y voladura para reducir los costos unitarios en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.?
1.2.2 Problemas Específicos
a) ¿Cuál fue el diseño de mallas de perforación y voladura para implementar mejoras para optimizar los costos unitarios en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.?
b) ¿En qué medida la implementación de mejoras en el diseño de mallas de perforación y voladura, influirá en la mejora del factor de avance en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.?
1.3 OBJETIVOS DEL PROYECTO
1.3.1 Objetivo general
Determinar la manera de optimizar las mallas de perforación y voladura para reducir los costos unitarios en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
1.3.2 Objetivos específicos
a) Determinar el diseño de mallas de perforación y voladura para implementar mejoras para optimizar los costos unitarios en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
b) Determinar las mejoras en el diseño óptimo de mallas de perforación y voladura para mejorar el factor de avance en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
1.4 JUSTIFICACIÓN
Esta investigación surgió debido a que en varias ocasiones no se ha cumplido con el programa mensual de avances, el factor de avance en labores de desarrollo, preparación y exploración no es óptimo, por lo cual esto genera una menor productividad y un mayor costo operativo.
Por ello se ha realizado esta investigación para obtener un mejor control, para así generar menores costos en el proceso de la perforación y voladura.
La presente investigación permitió mejorar en la empresa minera el esquema de la malla de perforación, lo cual ayudará a realizar una mejor distribución de carga explosiva, disminuir la sobre rotura y la presencia de tacos, como también mejorar el factor de avance por disparo.
1.5 ALCANCES
El trabajo de investigación abarca para las labores de exploración, desarrollo y preparación en la Unidad minera Century Mining Perú S.A.C., donde se ejecuta el BP7907W - NV1, en la zona de Mercedes.
1.6 LIMITACIONES
La principal limitación es la falta de capacitación al personal sobre estándares de diseños de malla de perforación y voladura, ya que cada maestro perforista maneja un diseño de malla de perforación.
CAPITULO II MARCO TEORICO
2.1. ANTECEDENTES
Pacahuala (2015) realizó la tesis titulada “Reducción de costos operativos en desarrollos mediante actualización de estándares en perforación y voladura, caso de la empresa especializada Mincotrall S.R.L” para optar el título profesional de Ingeniero de minas en la Universidad Nacional del Centro del Perú, cuyo trabajo de investigación menciona que lo principales problemas para el incremento del costo operativo son:
incumplimiento del diseño de malla, deficiencias en la perforación, inadecuada columna explosiva y mala distribución de carga; y en base a los nuevos estándares de 8 pies en el proceso de perforación y voladura. Se concluyó que, se logró reducir de 348 a 311 US$/ml, como también los rendimientos y la productividad sufrieron un aumento considerable de 41%, expresado en el consumo adecuado de aceros y explosivo.
Por su lado, Ayamamami (2016) en su trabajo de investigación titulado “Diseño de perforación y voladura y su incidencia en los costos unitarios en Balcón III de la Corporación Minera Ananea S.A.” para optar el título profesional de Ingeniero de minas en la Universidad Nacional del Altiplano Puno, cuya investigación menciona que los
principales problemas que ocasionan un déficit en las operaciones unitarias de perforación y voladura son: la distribución de taladros y la deficiencia de perforación.
Llegando a la conclusión de que indica que se logró reducir el costo por tonelada de 14.34
$/TM a 10.76 $/TM.
Finalmente, Cabrera (2016) realizó la tesis titulada “Optimización de estándares de perforación y voladura para mejorar el factor de avance en la Mina Santander - CIA.
Minera Trevali Perú S.A.C.” para optar el título profesional de Ingeniero de minas en la Universidad Nacional de San Cristóbal de Huamanga, en el trabajo de investigación menciona que, mejorando el diseño de perforación y voladura, se obtiene una mayor eficiencia la voladura de 76.47% a 92%, pasando de un avance promedio de 2.6m a 3.3m en promedio. Se concluyó que se realizó una voladura controlada para evitar la sobre excavación en la corona de las labores.
2.1.1. Explosivos
Según Bernaola, Castilla y Herrera (2013) Los explosivos son sustancias químicas con un cierto grado de inestabilidad en los enlaces atómicos de sus moléculas que, ante determinadas circunstancias o impulsos externos, propicia una reacción rápida de disociación y nuevo reagrupamiento de los átomos en formas más estables.
Están elaborados por mezclas en estado sólido, liquido o gaseoso, que mediante una reacción química y un lapso de tiempo de un microsegundo se convierte en una masa gaseosa que llega a alcanzar muy altas temperaturas y en consecuencia muy elevadas presiones (EXSA, 2003).
2.1.1.1. Clasificación de explosivos
Figura 1. Clasificación de Explosivos
Fuente: Diseño de malla de perforación en la Minera Castrovirreyna. Barriga. (2015)
2.1.1.2. Propiedades de los explosivos a) Velocidad de Detonación
La detonación de una columna continua de explosivo provocara la transformación del explosivo en un gran volumen de gases a elevada temperatura y presión. La velocidad a la que se produce esta transformación se denomina velocidad de detonación.
b) Deflagración
Es cuando un explosivo realiza el proceso de la combustión sin generar una explosión, la deflagración es como una combustión rápida sin efecto alguno.
c) Presión de detonación
La presión de detonación depende principalmente de la velocidad de detonación del explosivo y la densidad que esta presenta, varia depende de la cantidad de gases a alta presión que generan los explosivos, generalmente varían de 500 a 1500Mpa.
d) Presión de taladro
Es producida por la presión de los gases hacia las paredes de los taladros, lo cual ocasional un poder rompedor en el interior de ellos, varia depende de la cantidad y temperatura de gases, esta presión proviene una gran parte del proceso de detonación.
f) Densidad
Es la relación que existe entre la masa explosiva y el volumen del cartucho, ya que cuanto mayor es la densidad del explosivo, mayor es la concentración de carga para un diámetro de barreno determinado.
g) Sensibilidad
Es el mayor o menor grado de energía de iniciación que hay que trasmitirle para que se produzca su iniciación y, a continuación, su detonación.
h) Diámetro crítico
Es el diámetro de una carga cilíndrica por debajo del cual la onda de detonación no se propaga o lo hace a una velocidad muy inferior a la nominal.
i) Poder rompedor
Es una característica del explosivo que indica la capacidad de quebrantar la roca, es ocasionado por la alta presión de los gases, depende directamente de la velocidad de la onda de detonación y la densidad (Bernaola et al., 2014).
2.1.1.3. Etapas de la mecánica de rotura de un taladro 2.1.1.3.1. Columna explosiva
La carga explosiva correctamente confinado con su respectivo taco y el iniciador adecuado.
2.1.1.3.2. Propagación de la onda de choque
Después de la detonación la propagación de ondas o también llamadas fuerzas de compresión, viajan hacia la cara libre a través de toda la masa rocosa produciendo tensiones durante su recorrido.
2.1.1.3.3. Agrietamiento por tensión
Luego de que las ondas alcanzan la cara libre, estas se reflejan y forman las fuerzas de tensión, las cuales en su recorrido ocasionan el agrietamiento de la masa rocosa.
2.1.1.3.4. Rotura de expansión
Los gases a altas temperatura penetran las grietas ocasionada por las fuerzas de tensión, produciendo la rotura y el desplazamiento de la roca.
2.1.1.3.5. Expansión máxima
Se genera por la presión que genera los gases hacia los taladros ocasionando una flexión, doblándola y formando planos de rotura.
2.1.1.3.6. Formación de la pila de material roto
Es la última etapa, se genera a razón de que lo gases pierden fuerza de salida y el material desplazado cae al piso formando pilas (EXSA, 2003).
Figura 2. Zonas del Radio de Rotura Fuente: Elaboración propia 2.1.2. Voladura en subterránea
Existen diferentes variedades de equipos para la ejecución de labores subterráneos, todo depende de las dimensiones que se quiere realizar, tiempo de ejecución, y como también la calidad del macizo rocoso, En labores de dimensión pequeñas la perforación y voladura se realiza en una sola etapa, a diferencia de las secciones grandes, en donde se realiza con dos etapas.
En una labor minera subterránea la voladura se obtiene creando una primera cara libre, siendo esta la clave principal para una buena voladura. Los equipos mineros de perforación, servicios, y transporte se deben adaptar a las dimensiones de cada labor (Jimeno, 1984).
2.1.3. Esquema de voladura subterránea
Las voladuras en labores subterránea se caracterizan por no tener una superficie libre de salida, solo tiene la cara del frente de la labor. El principio del esquema se basa en formar una cara libre con taladros de alivio, donde mayormente el área de la cara libre tiene una superficie de 1 a 2 metros cuadrados en labores pequeñas, como también llegas hasta los 4 metros cuadrados en labores grandes, esta creación de la cara libre permite la salida de los siguientes taladros del contracuele, destroza, contorno y por último la zapatera. (Jimeno, 1984).
Figura 3. Esquema de Voladura de Túneles y Galerías
Fuente: Manual de perforación y voladura de rocas. Jimeno (1984)
La perforación y tronadura se basa en romper inicialmente una cavidad para luego los demás taladros sigan la secuencia hacia este corte. La formación de esta cavidad es de suma importancia, ya que la secuencia de salida de los taladros y la forma de la pila
de escombro depende directamente del corte, existen variedades de tipo de corte como son la ranura sueca y ranura en cuña (Enaex, 2014).
2.1.4. Corte o arranque
La importancia de realizar un arranque es crear una cara libre con la finalidad de que los taladros restantes desplacen el material hacia dicho corte.
El avance del disparo está relacionado con la profundidad de corte, la ubicación del corte influye generalmente con la proyección del material roto.
Si se realiza cerca a los hastiales (a) se requerirá menos taladros de producción, cerca de la corona (b) ayuda a un buen desplazamiento y cerca al piso (c) se realiza cuando el material es suave y cae fácilmente, generalmente se realiza en el centro de la labor (d).
(Exsa, 2003)
Figura 4. Ubicación del Arranque
Fuente: Manual práctico de voladura Exsa (2003)
2.1.4.1. Cortes en paralelo
Son cortes con perforaciones de igual longitud en paralelo, La ejecución del núcleo también se realiza de manera paralela, las secuencias de salida son generalmente en tres fases; la primera son los taladros de arranque para generar una cara libre, la segunda son los taladros de ayuda del arranque y producción. Por ultimo salen los taladros de contorno, cuadradores y piso perfilando la sección de la labor (Exsa, 2003).
2.1.4.2. Tipos de cortes paralelos 2.1.4.2.1. Corte quemado
Se realizan con taladros de igual diámetro, realizados con poco espaciamiento y con diferentes esquemas de diseño, algunos no contienen carga explosiva y ayudan para generar el primer corte (Exsa, 2003).
Figura 5. Esquema de Corte quemado
Fuente: Manual práctico de voladura Exsa (2003) 2.1.4.2.2. Corte cilíndrico
Se realizan con similares esquemas de los cortes quemados, a diferencia que los taladros vacíos son de mayor diámetro que los taladros cargados, normalmente son más seguros que el corte quemado y generan mayor avance de disparo. Normalmente tiene una relación, B = 0,7 x diámetro del taladro central (Exsa, 2003).
Figura 6. Distancia entre Taladro central y Taladro de arranque Fuente: Manual práctico de voladura Exsa (2003) 2.1.5. Costos en operaciones mineras
Es un proceso clave para generar valor y a través de eso tomar decisiones e identificar los puntos críticos de algún proceso minero para la realizar la mejora continua.
2.1.5.1. Objetivo de los costos.
- Realizar el precio unitario de cada proceso.
- Identificar actividades débiles.
- Optimizar precio
- Calcular tarifa horaria de equipos - Planifica y controla las operaciones
- Ayuda a la toma de decisiones del VAN y TIR.
2.1.5.2. Tipos de Costos
2.1.5.2.1. Costos de inversión (Capex)
Es el capital requerido para poner en marcha la unidad minera (Ponce, 2014).
2.1.5.2.2. Costos operativos o de producción mina (Opex)
Son los costos que se realizan durante la operación mina para obtener un producto o servicio, está relacionado directamente con la producción. Existen varias clases de costos de operación, los principales son:
a) Según áreas de mina - Costo de geología
- Costo de operación mina - Costo de planta
- Costo administrativos
b) Según nivel de producción - Costos fijos
- Costos variables
c) Según su asignación - Costos directos - Costos indirectos
d) Según elemento de costo - Materiales directos.
- Mano de obra - Costos indirectos
(Ponce, 2014) 2.1.5.3. Análisis y estructura del costo unitario
Primero se estructura el costo directo:
- Mano de obra.
- Materiales y herramientas - Equipos
Luego se estructura el costo indirecto - Gastos fijos
- Costos variables
Para el caso de una contrata minera generalmente se le agrega 10% de utilidad, lo cual se obtiene el costo total, y al dividirla entre la producción, se obtiene el precio unitario (Ponce, 2014).
2.1.5.4. Unidad de costos de actividades en mina
Se utilizan las siguientes unidades dependiendo de la actividad minera.
Avances lineales: U$S/m
Explotación de mineral: U$S/TM.
Desbroce: U$S/m3
Perforación: U$S/taladro, U$S/metro perforado
Voladura y desquinche: U$S/TM o U$S/m3.
Limpieza, y carguío: U$S/m3
Acarreo: U$S/m3
Sostenimiento: U$S/Split set, U$S/perno helicoidal U$S/cuadro, etc.
2.1.6. Clasificación geomecanica del macizo rocoso
La clasificación geomecánica tiene por finalidad evaluar el macizo rocoso para determinar cuantitativamente su calidad, para su respectiva caracterización requiere de los siguientes parámetros:
Resistencia de la roca
Familia de discontinuidades.
Espaciado de las discontinuidades.
Características geomecánicas de las discontinuidades
Presencia de agua en las juntas.
Tensiones en la roca.
(Ramírez y Alejano, 2004) 2.1.6.1. Clasificación de Deere – RQD (1967)
Esta clasificación evalúa los testigos de los sondeos, el resultado se obtiene a partir de la relación de la suma de trozos de testigo mayores a 10cm y la longitud de taladro, como también permite estimar el grado de fracturamiento de macizo rocoso (Ramírez y Alejano, 2004).
Figura 7. Calculo del RQD (Rock Quality Designation)
Fuente: Manual de geomecánica, Sociedad Nacional de minería (2004).
También se puede hallar el RQD con datos obtenidos en campo a partir de la siguiente relación de Palmstrom.
𝑅𝑄𝐷 = 115 − 3,3 𝑥 𝐽𝑉
Donde:
Jv: es la cantidad de juntas por metro cubico.
2.1.6.2. Clasificación de Bieniawski - RMR (1973, 1976, 1989)
Esta clasificación realiza el análisis del macizo rocoso con los siguientes parámetros (Ramírez y Alejano, 2004).
2.1.6.2.1. Resistencia a comprensión simple
En la tabla 1 se observa un promedio de resistencias medias a comprensión simple según Bieniawski.
Tabla 1.
Resistencias medias según Bieniawski
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
2.1.6.2.2. RQD
Este parámetro, evalúa el grado de fracturamiento del macizo rocoso.
2.1.6.2.3. Espaciado de las juntas
Considera la distancia entre los planos de discontinuidad de diferentes familias, está relacionada con el RQD.
Al aumentar el grado de fracturamiento, reduce la resistencia del macizo rocoso, existen varias clasificaciones de espaciado de juntas, una de las más conocidas es la
clasificación de Deere que se observa en la tabla 2, en donde puedes apreciar a que tipo de macizo rocoso corresponde.
Tabla 2.
Clasificación de Deere
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
Figura 8. Clasificación del Macizo Rocoso (Bieniawski,1976)
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
2.1.6.2.4. Condición de las juntas.
Para conocer la condición de las juntas se considera los siguientes parámetros:
Apertura de las juntas
Persistencia de la junta según dirección
Aspereza de las juntas
Resistencia de la junta
Relleno de la junta.
2.1.6.2.5. Flujo de agua
La presencia de agua influye demasiado en el comportamiento de una roca fractura, debiéndose calcular la presencia de agua constantemente.
2.1.6.2.6. Orientación de las discontinuidades
Es de suma importancia la orientación para poder determinar el tipo de sostenimiento necesario para la labor.
Tabla 3.
Orientación entre juntas y eje de la labor
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
Luego de haber hallado los parámetros correspondientes a la clasificación de Bieniawski, se procede a determinar la categoría del macizo rocoso teniendo la valoración final.
Tabla 4.
Parámetros y sus valores
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
Tabla 5.
Corrección por las orientaciones de las juntas
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
Tabla 6.
Descripción del macizo rocoso
Fuente: Mecánica de rocas, Ramírez y Alejano (2004).
2.1.6.3. Índice de resistencia geológica – GSI (Hoek y Marinos 2000)
Toma en consideración las condiciones superficiales y la condición de la estructura del macizo rocoso.
Figura 9. Caracterización Geotecnia de la Masa Rocosa
Fuente: Manual de geomecánica, Sociedad Nacional de minería (2004).
La estructura del macizo rocosa toma en consideración el número de fracturas que hay en un metro lineal y se definen de la siguiente manera:
Levemente Fracturado (LF)
Moderadamente Fracturado (F)
Muy Fracturado (MF)
Intensamente Fracturado (IF)
Triturado (T)
El estado superficial del macizo rocoso se relaciona con las diferentes propiedades:
relleno, apertura, rugosidad, resistencia y la alteración, y se define de la siguiente manera.
Macizo rocoso Muy Bueno (MB)
Macizo rocoso Bueno (B)
Macizo rocoso Regular (R)
Macizo rocoso Malo (M)
Macizo rocoso Muy Malo (MM)
2.1.7. Diseño para voladura subterránea
De acuerdo a la naturaleza de la roca y características del equipo perforador existen numerosas alternativas de esquema de distribución y secuencia de salida de los taladros (Exsa, 2003).
2.1.7.1. Numero de taladros – Abaco Famesa
La fórmula elaborada por la empresa FAMESA EXPLOSIVOS SAC, se ha determinado basándose en pruebas de campo teniendo en cuenta el diámetro de la broca
y tipo de explosivo. Los parámetros que se considera es la resistencia a la comprensión, área y el factor por sección.
Donde:
F: Resistencia de la roca a la comprensión kg/m2 S: Área m2 a: Factor por sección
N: Numero de taladros cargados
2.1.7.1.1. Resumen de número de taladros por sección
N = 2.7 √𝐹/𝑆
𝑎a =
−4.6ln(𝑆+0.02)+20.52(𝑠+0.01)
−
(𝑠−1)7000
+ 0.0175(𝑠)
Tabla 7.
Numero de taladros
Fuente: Famesa Explosivos.
2 2.25 3.6 4.2 6.84 8.25
35.8 500 13.5 13.2 15.9 17.6 23.8 26.1
36.9 550 14.1 13.9 16.7 18.4 25.0 27.3
37.9 600 14.7 14.5 17.4 19.2 26.1 28.6
38.9 650 15.4 15.1 18.1 20.0 27.1 29.7
40.0 700 15.9 15.7 18.8 20.8 28.2 30.8
41.0 750 16.5 16.2 19.5 21.5 29.1 31.9
42.0 800 17.0 16.8 20.1 22.2 30.1 33.0
43.1 850 17.6 17.3 20.7 22.9 31.0 34.0
44.1 900 18.1 17.8 21.3 23.6 31.9 35.0
45.1 950 18.6 18.26 21.9 24.2 32.8 35.9
46.2 1000 19.0 18.7 22.5 24.8 33.6 36.9
47.2 1050 19.5 19.2 23.1 25.4 34.5 37.8
48.3 1100 20.0 19.7 23.6 26.0 35.3 38.7
49.3 1150 20.4 20.1 24.1 26.6 36.1 39.5
50.3 1200 20.9 20.5 24.6 27.2 36.9 40.4
51.4 1250 21.3 20.9 25.2 27.8 37.6 41.2
52.4 1300 21.7 21.4 25.7 28.3 38.4 42.0
53.4 1350 22.1 21.8 26.1 28.9 39.1 42.8
54.5 1400 22.5 22.2 26.6 29.4 39.8 43.6
55.5 1450 22.9 22.6 27.1 29.9 40.5 44.4
56.5 1500 23.3 22.9 27.6 30.4 41.2 45.2
57.6 1550 23.7 23.3 28.0 30.9 41.9 45.9
58.6 1600 24.1 23.7 28.5 31.4 42.6 46.6
59.6 1650 24.5 24.1 28.9 31.9 43.2 47.4
60.7 1700 24.8 24.4 29.3 32.4 43.9 48.1
61.7 1750 25.2 24.8 29.8 32.9 44.5 48.8
62.8 1800 25.5 25.1 30.2 33.3 45.1 49.5
63.8 1850 25.9 25.5 30.6 33.8 45.8 50.1
64.8 1900 26.2 25.8 31.0 34.2 46.4 50.8
65.9 1950 26.6 26.2 31.4 34.7 47.0 51.5
66.9 2000 26.9 26.5 31.8 35.1 47.6 52.1
67.9 2050 27.3 26.8 32.2 35.6 48.2 52.8
69.0 2100 27.6 27.2 32.6 36.0 48.8 53.4
70.0 2150 27.9 27.5 33.0 36.4 49.3 54.1
71.0 2200 28.2 27.8 33.4 36.8 49.9 54.7
72.1 2250 28.6 28.1 33.7 37.2 50.5 55.3
73.1 2300 28.9 28.4 34.1 37.7 51.0 55.9
74.1 2350 29.2 28.7 34.5 38.1 51.6 56.5
75.2 2400 29.5 29.0 34.9 38.5 52.1 57.1
76.2 2450 29.8 29.3 35.2 38.9 52.7 57.7
77.3 2500 30.1 29.6 35.6 39.3 53.2 58.3
1.2 x 1.8 1.5 x 1.5 2.4 x 1.5 2.1 x 2.1 2.7 x 2.7 3.0 x 3.0
RMR F
Kg/cm2 ABACO FAMESA
GSI
MF/P
MF/R
F/P
# TALADROS X SECCIÓN m2
F/R
F/B
2.1.7.1.2. Ábacos de número de taladros y factor de carga lineal
Figura 10. Número de Taladros y Resistencia a la comprensión
Fuente: Famesa Explosivos.
Figura 11. Relación de Factor de Carga Lineal y RMR
Fuente: Famesa Explosivos.
2.1.8. Unidad minera Century Mining Perú S.A.C.
2.1.8.1. Ubicación
El área de operación minera se encuentra ubicado en el valle de san juan de Chorunga, perteneciente al distrito de Rio grande, provincia de Condesuyo perteneciente a la región de Arequipa, pertenece al gran flanco occidental del sur de los andes del Perú, batolito de la costa del sur en el extremo de la franja aurífera de Nazca – Ocoña.
Ubicado en las siguientes coordenadas:
- Coordenadas UTM
Norte : 8 241 180.000 Este : 709 114.000 Altitud : 731.850 m.s.n.m.
Zona : 18
- Coordenadas Geográficas Latitud : 15° 54’ 07’’ S Longitud : 73° 02’ 06’’ W
La accesibilidad desde la ciudad de lima a la unidad minera es por la carretera de la panamericana sur hasta el centro poblado de Ocoña para después dirigirse hacia el este por la quebrada del valle de Ocoña mediante una carretera afirmada hasta llegar al valle de san juan donde se encuentra el campamento.
Tabla 8.
Rutas y vías de acceso
Fuente: Elaboración propia.
Figura 12. Ubicación Mina Century Mining, Provincia de Condensuyos Fuente: Departamento de Geología C.I.A. Century Mining 2.1.8.2. Clima
En resumen, el clima de san juan generalmente es desértico y árido por pertenecer al flanco costero del Perú, en los meses de enero a marzo, la temperatura máxima en
verano llega 32°C como también se desarrollan precipitaciones pluviales esporádicas lo cual ocasionan huaycos torrenciales en todo el valle de san juan, en los meses de invierno de abril a agosto la temperatura mínima llega a 6°C con una humedad relativa mensual promedio de 75% con días de neblina por las mañanas.
2.1.8.3. Aspecto geológico
Según el área de geología Century Mining Perú S.A.C. (2019) se detalla la siguiente información geológica.
2.1.8.3.1. Geología general
Es un yacimiento típico perteneciente a la franja aurífera de la costa, generalmente presenta vetas con contenido de cuarzo, calcopirita y sulfuro de pirita, el tipo de rocas de las cajas es la granodiorita, es de tipo ígnea intrusivo, su dureza depende de su contenido mineralógico de cuarzo y otros minerales.
Los buzamientos promedios de las vetas son de 75° y de potencia variable que van de 0.10m a 2m en los llamados clavos mineralógicos.
2.1.8.3.2. Geología local 2.1.8.3.2.1. Gneis
El gneis que se presenta a lo largo del valle de ocoña generalmente hacia el lado derecho del rio, tienen un aspecto gris oscuro y son de una composición de tipo granito con presencia de bandas claras por toda su estructura con un grosor promedio de 2mm, Según el análisis tiene una composición mineralogía de ortosa al 15%, plagioclasas al 10%.
2.1.8.3.2.2. Granodiorita
Tienen una mayor presencia a lo largo de todo el valle, el color varía según la condición el que se encuentra, tiene un color gris claro en una superficie seca y un color grisáceo cuando ha sufrido un proceso de intemperización.
2.1.8.3.2.3. Dique de Andesita
Principalmente se encuentran de forma vertical, tienen anchos no definidos y buzamientos diferentes, mayormente son más anchos en las zonas profundas, los diques están relacionados con estructuras mineralizadas dando a conocer que fueron parte de las soluciones mineralógicas auríferas.
Presentan una composición variable de arcillas 8%, plagioclasas 80%, hornblenda y biotita 6%, existen de diferentes tonalidades, la primera de un color gris oscuro con presencia de plagioclasas y la segunda de un color gris oscuro con textura afanitica.
2.1.8.3.2.4. Depósitos recientes (Q-al)
Generalmente son materiales no consolidados que se encuentran a lo largo de todo el cauce del rio en el valle de san juan, constituidos por arcillas, gravas, cantos rodados, detritos de rocas, el grosor varía dependiendo la ubicación de los materiales.
También hay presencia de materiales aluviales de diferente granulometría en el fondo de las quebradas y laderas de los cerros producto de la activación de las mismas durante la época de lluvias
Figura 13. Columna Estratigráfica Local
Fuente: Departamento de Geología C.I.A. Century Mining 2.1.8.3.3. Geología estructural
2.1.8.3.3.1. Generalidades
Existen dos fallas principales llamadas Choclon e Iquipi, la primera falla tiene un rumbo de S83ºW y tiene un buzamiento promedio de 60° hacia el norte y la segunda de Iquipi un rumbo de S68ºW y tiene un buzamiento promedio de 89°.
2.1.8.3.3.2. Zona altamente fracturada
Ocasionado principalmente por los esfuerzos y tensiones del macizo rocoso dando como resultado un sistema de fracturas con diferentes buzamientos, dando a conocer que la veta de mercedes tiene un buzamiento al sur y la veta de san juan tiene un buzamiento al norte.
2.1.8.3.3.3. Zona de fallas
Generalmente la falla predominante en la geología estructural es la falla de Choclón sus variedades de sistema de estructuras son de forma perpendicular por el cizallamiento que presenta durante el largo de la estructura, con rumbos N80°W y N75°W, este sistema de estructuras perteneciente a la falla Choclón se puede apreciar definidamente en las carreteras y en los cortes de las quebradas del valle.
Esta falla es un medio de localizador del sistema de vetas NO – SE, están rellenadas por soluciones mineralógicas, principalmente de cuarzo, calcopirita, pirita aurífera, en el cual los valores de oro están asociados por la cantidad de pirita que presenta la veta.
2.1.8.3.4. Geología económica
Son vetas con gras contenido de cuarzo y calcopirita, con gran contenido de oro, principalmente estas vetas se desarrollan durante todo el recorrido del cinturón de oro de Nazca– Ocoña
Existen vetas de mineralización homogénea con potencia variable de 0. 0.05m hasta los 4m principalmente en los centros de lo clavos con leyes desde los 5gr/tm hasta los 150gr/tm, tienen rumbos de N°20 con buzamientos promedio de 65°NE y otro con inclinación promedio de 65°SO, con un gran beneficio en las profundidades del valle.
El yacimiento contiene a las dos vetas más importante dela veta, San Juan y Mercedes su afloramiento tienen una longitud en superficie de 3200 metros y 2500.
2.1.8.4. Vetas San Juan y Mercedes
Aportan significativamente en la unidad minera, llegando ambas a alcanzar a una producción promedio 2000 onzas /mes, son dos vetas paralelas separadas a 1km de
distancia, En ambas vetas se explota en niveles debajo del valle, en la veta de San Juan llegando hasta NV516 con proyecciones al NV466 mediante un pique inclinado y en la veta de mercedes llega al nivel NV430.
2.1.8.4.1. Veta San Juan
2.1.8.4.1.1. Ubicación y Dimensión
Está ubicada en el lado izquierdo del valle de San Juan, es una de las vetas principales de la unidad minera, cuenta con un azimut de N115E y un buzamiento de 75°N, Esta veta cuenta con dos Split; el Split norte y el Split sur que llegan a ser sus ramificaciones de la veta principal San Juan intermedia, cuenta con 14 niveles, se ha explotado tanto en zonas altas y actualmente está en profundización en el NV516 alcanzando una longitud vertical de 980 metros y una explotación horizontal máxima de 2100 metros.
2.1.8.4.1.2. Operación
Tiene un gran aporte del 70% del total de la producción de la mina con un promedio de 140Tm/día y una ley promedio de 9.4grAu/tm.
El método de explotación es el corte y relleno ascendente, la preparación de sus tajos se realiza con un buzón central se servicio y dos caminos laterales separados a 60 metros, y con una diferencia de 50m de nivel a nivel, el ciclo de minado se realiza con la perforación en breasting, con sostenimientos de cuadros cojos, colocan tablas y mantas para no contaminar el mineral roto, se utiliza winches para la limpieza del mineral hasta el buzón principal en donde se extrae mediante tolvas a locomotoras, para posterior es llevado hacia el pique para su extracción a superficie.
2.1.8.4.2. Veta Mercedes
2.1.8.4.2.1. Ubicación y Dimensión
El yacimiento está situado a lado izquierdo con dirección hacia arriba de la quebrada del valle de san juan, tiene dos zonas; mercedes alta y baja, tiene un azimut de N121°E y un buzamiento de 80°S, actualmente están en la zona baja llegando al NV430, mediante un pique inclinado, su longitud de afloramiento en superficie es de 2500 metros, se ha explotado con una distancia promedio en horizontal de 1500m y con una profundidad en vertical de 720m desde la zona alta hasta la zona baja mediante 18 niveles.
2.1.8.4.2.2. Operación
Es la segunda veta principal, con una producción de 60Tm/día que representa un 30% de la producción diaria, la veta de mercedes contiene leyes altas con un promedio de 12.50grAu/Tm.
El estándar de preparación de tajo es cada 50m, se realiza mediante cruceros y bypasses, ejecutando una chimenea central de servicios y dos alas de explotación separados a 60m. La perforación se realiza mediante breasting por la roca tipo IV que presenta, las falsas cajas son diques con una potencia de hasta 5m por lo cual se arma cuadros cojos en los tajos, la limpieza se realiza mediante winches de arrastre y la extracción mediante locomotoras a batería hacia el pique 7801 de 300 m de longitud vertical para luego extraerlo a superficie.
2.1.8.5. Minería
2.1.8.5.1. Planeamiento
Es una mina completamente convencional con una producción de 200tm/día, tiene dos principales zonas de explotación, veta mercedes y san juan, inicialmente en las zonas
altas donde las rocas eran competentes se preparaban tajos sobre galerías y chimeneas, se realizaba perforación en realce, dejando un puente de 3m, actualmente la preparación en las zonas de profundización se realiza mediante bypasses y cruceros de 2.1 m x 2.1 m dejando pilares de 3 m y realizando una perforación en breasting.
2.1.8.5.2. Método de explotación
Es una mina de vetas angostas y sinuosas explotada por el método de corte y relleno ascendente, se realiza perforación en realce en las zonas altas, situadas sobre el valle de san juan, donde las cajas son más competentes y no requieren de sostenimiento, como también se realiza perforación en breasting en zonas de profundización donde encuentras falsas cajas con terrenos fracturados, la limpieza es mediante winches de arrastre y la extracción del mineral a superficie se realiza mediante dos piques principales, para posteriormente es evacuado en locomotora por la cortada principal hacia el echadero de mineral de superficie.
Figura 14. Diseño de Preparación de Tajo
Fuente: Departamento de planeamiento C.I.A. Century Mining
Figura 15. Perforación en Realce en Tajos
Fuente: Departamento de planeamiento C.I.A. Century Mining
Figura 16. Perforación en Breasting en tajos
Fuente: Departamento de planeamiento C.I.A. Century Mining
2.1.8.5.2.1. Descripción del método
La secuencia de minado se realiza desde el buzón hacia los laterales de forma horizontal, cuando se haya extraído toda la franja, se rellena el espacio vacío con material estéril proveniente de labores de desarrollo y preparación para controlar las cajas encajonantes de la veta.
Se ejecuta mediante cortes de 2.70 a 3 metros y con cuadros cojos en perforación en breasting y puntales de seguridad en perforación en realce
El corte y relleno ascendente es un método netamente selectivo que permite un mayor control de la explotación.
2.1.8.5.2.2. Ventajas del minado
Tiene una buena recuperación.
Cuando se presenta leyes bajas, ese corte se aprovecha para el relleno del tajo mismo
Es un método que ofrece condiciones seguras por la secuencia de minado.
2.1.8.5.2.3. Desventajas del método
En minería convencional tiene un alto consumo de madera
El techo de la labor no tiene un buen tiempo de auto sostenimiento
Los buzones principales tienden a campanearse cuando la granulometría no es buena.
Figura 17. Secuencia de Minado Perforación en Realce
Fuente: Departamento de planeamiento C.I.A. Century Mining
Figura 18. Secuencia de Minado Perforación en Breasting
Fuente: Departamento de planeamiento C.I.A. Century Mining
2.1.8.5.3. Operaciones mineras 2.1.8.5.3.1. Labores de desarrollo
Son labores que se desarrollan para llegar al yacimiento para posteriormente sea explotado, están considerando, galería, cruceros, chimeneas.
Galerías
Se ejecuta de manera horizontal con sección de 2.1 m x 2.1 m que se desarrolla en veta, para poder visualizar el comportamiento de la veta, estas excavaciones se hacen con una gradiente de 0.5% para favorecer la evacuación del agua de mina.
2.1.8.5.3.2. Labores de preparación
Son labores que se ejecutan para poder delimitar el block de mineral, es muy riesgoso prepararlo ya que se ejecuta sobre veta.
Construcción de subnivel
Los subniveles son labores de preparación de sección de 0.9m x 2.1m que se ejecuta a lo largo del block definido dejando un pilar de 3m, teniendo una comunicación con los caminos laterales.
Preparación de chimeneas
La preparación de chimeneas se realiza con el objetivo de crear un buzón de servicio, como también para el acceso de personal al tajo, los buzones de extracción están a cada 60m en la horizontal con una sección de 1.2m x 1.2m.
Caminos
En el método de corte y relleno ascendente convencional se prepara con caminos separadas a 60m con una sección de 1.2m x 1.2m, en conforma se va explotando ascendentemente los caminos se enmaderan con cribes para soportar los rellenos realizados y poner en forma segura los dos caminos realizados, las escaleras son de 3 metros.
2.1.8.5.3.3. Labores de explotación.
Labores donde se arranca gran volumen de mineral, pertenecen a los tajos, explotación de manera ascendente ya sea en breasting o realce.
2.1.8.5.3.4. Extracción
La extracción se realiza por medio de locomotoras situadas en los principales niveles de ambas zonas, se encuentran en el Nivel 1, 2, 520, 480 (Zona de Mercedes Baja) y Nivel 734, 660, 516, 566 (Zona de Esperanza). Además, Cada locomotora tiene un batería adicional que durante su operación esta va cargando para la siguiente guardia noche.
a) Carros mineros U-35
Es el más usado en minería convencional por su practicidad para el volteo por ambos lados, su capacidad es de 35 pies cúbicos, tienen un seguro de volteo para mantener el carro mientras este en cargado por la pala neumática.
b) Locomotora
Funciona a batería, su función principalmente es la extracción y también el abastecimiento de materiales y equipos a interior mina, se desplaza gracias a los dos motores que posee y son cargados a fin de guardia en sus respectivos niveles.
2.1.8.5.3.5. Relleno
Es empleado para rellenar los vacíos de los tajos luego de la extracción del mineral hasta obtener una altura segura para el siguiente corte, provienen de las labores de desarrollo y preparación para luego ser vaciados a los buzones centrales de cada tajo.
2.2. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS
Costos directos
Costo que tiene una relación directa con la producción, si la producción aumenta los costos directos también tienden a aumentar, son costos variables en la organización;
tales como: insumos, equipos y materiales.
Costos indirectos
Tienen una relación indirecta con las actividades de la organización, son costos fijos, son considerados de forma independiente a la producción.
Discontinuidad
Son fisuras presentan en el macizo rocoso, presentan una resistencia baja y forman un conjunto de familias.
Disparo soplado
Es el resultado de una voladura ineficiente ya sea por mala distribución taladros o carga explosiva, es cuando los taladros explosionaron, pero un hubo un avance productivo, el resultado son las presencias de tacos en el frente.
Estándar
Es un modelo o esquema a seguir para un óptimo proceso o desempeño en alguna actividad.
Excavaciones permanentes
Labores que sirven para la operación minera durante su vida de explotación, son importante ya que sirven como vías de extracción de mineral o ventanas para la preparación de tajos, para traslado de equipos y tienen un alto grado tránsito de personal de operación mina.
Excavaciones temporales
Son aquellas labores de explotación con el fin de extraer mineral para luego ser rellenadas.
Factor de carga
El factor de carga es la relación de kilogramos de explosivo utilizado con el volumen del material arrancado de la labor, su unidad es Kg/m3.
Geomecánica
Es una rama que estudia las características mecánicas y propiedades del macizo rocoso, tales como su comportamiento bajo condiciones de esfuerzos.
Macizo rocoso
Está conformado de forma heterogénea por una variedad de discontinuidades y matriz de roca intacta.
Paralelismo de Taladros
Significa mantener la distancia perpendicular e igual con la misma dirección entre taladros durante el proceso de la perforación.
Perforación en breasting
Es un tipo de perforación horizontal, su salida de disparo es por la parte de abajo en relación a los taladros perforados.
Rendimiento
Es la relación de producción por una unidad de trabajo, la unidad de trabajo puedes ser, horas hombre, maquinaria, tiempo, capital, etc.
2.3. HIPÓTESIS
2.3.1. Hipótesis General
La optimización en las mallas de perforación y voladura influye significativamente en la reducción de los costos unitarios en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
2.3.2. Hipótesis específicas
a) Optimizando el diseño de mallas de perforación y voladura se mejora los costos unitarios en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
b) Optimizando el diseño de mallas de perforación y voladura se mejora el factor de avance en el BP 7907W en la Compañía Century Mining Perú S.A.C.
2.4. VARIABLES
Variables independientes (X)
X: Diseño de Malla de perforación y voladura Variable dependiente (Y)
Y: Costos unitarios de perforación y voladura
2.5. OPERALIZACIÓN DE VARIABLES “X” Y “Y”
VARIABLE DIMENSION INDICADOR
VARIABLE X
Cantidad de explosivos Factor de carga (kg/m3)
Carga explosiva (kg/disparo) Numero de taladros Unidades
VARIABLE Y
Costo total de perforación y voladura
Costo unitario ($/m)
Eficiencia de longitud avance
(m)
CAPITULO III
METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION
3.1. MÉTODO DE LA INVESTIGACIÓN
El método de investigación es el experimental (Sánchez y Reyes, 2006). Consiste en organizar deliberadamente condiciones, de acuerdo con un plan previo, con el fin de investigar las posibles relaciones causa – efecto exponiendo a una o más grupos experimentales.
3.2. TIPO Y NIVEL DE INVESTIGACIÓN
La investigación que se presenta es de tipo aplicada (Sánchez y Reyes, 2006). Se menciona que se caracteriza por su interés en la aplicación de los conocimientos teóricos a determinada situación concreta.
El nivel que se ubica esta investigación es el tecnológico (Sánchez y Reyes, 2006).
Se menciona que al obtener las características de un fenómeno se interviene con el objetivo de provocar cambios de este fenómeno.
3.3. DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN
El diseño de la investigación es un diseño pre- experimental (Sánchez y Reyes, 2006). En este diseño, de un grupo sólo después; el investigador al aplicar a un grupo con la finalidad de evaluar los efectos del tratamiento (variable experimental independiente).
El esquema es lo siguiente:
X --- O X: Variable independiente
O: Observación en la variable dependiente 3.4. POBLACIÓN
Es el conjunto de todos los elementos (unidades de análisis) que pertenecen al ámbito especial donde se desarrolla el trabajo de investigación (Carrasco, 2005).
En el caso de la investigación la población está conformada por todas las labores lineales de la Compañía minera Century Perú S.A.C.
3.5. MUESTRA
Es una parte o fragmento representativo de la población, cuyas características esenciales son las de ser objetivo y reflejo fiel de ella, de tal manera que los resultados obtenidos en la muestra puedan generalizarse a todos los elementos que conforman dicha población (Carrasco, 2005).
La muestra es la labor de desarrollo BP7907 NV1, perteneciente a la zona de Mercedes.
Técnica de muestreo
La técnica de muestreo es no probabilista (Sánchez y Reyes, 2006). Se menciona que el investigador puede según a la lógica y a su sano juicio, seleccionar al azar a su conveniencia los miembros para la muestra.
3.6. TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
La técnica que se utilizo es la observación directa, para tener una recopilación y registro de datos en el BP7907 sobre el proceso de perforación y voladura de acuerdo al diseño.
Asimismo, se usó los instrumentos de fichas de reporte de trabajo y formatos de campo para tener un mayor control sobre consumo de explosivos, pies perforados, taladros perforados y longitud de perforación.
3.7. TÉCNICA DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS
El análisis y procesamiento de datos se realizó mediante los programas de Microsoft Excel y AutoCAD.
CAPITULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIONES
4.1. DATOS GENERALES
4.1.1. Evaluación geomecánica del NV 1 – Zona Mercedes
La labor de estudio de la zona mercedes NV1, fue evaluada conjuntamente con el área de geomecánica. Se realizó la valoración correspondiente del macizo rocoso usando el método de Bieniawski.
4.1.1.1. Clasificación RMR de Bieniawski.
Se clasifica de la siguiente manera:
Tabla 9.
Clasificación de Bieniawski
CLASE Descripción RMR
I Muy bueno 81 - 100
II Bueno 61 - 80
III Medio 41 - 60
IV Pobre 21 - 40
V Muy pobre 0 - 20
