UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS M INAS “DISEÑO DE MALLA PARA PERFORACIÓN Y
VOLADURA VOLADURA DE FRENTES UTILIZANDO MODELO MOD ELO MATEM MA TEMÁ ÁTICO DE HOLMBERG E ÍNDICE DE VOLABILIDAD DE LYLLI”
TESIS PRESENTADO PRESENTADO POR EL BACHILLER
SANTANA ORELLANA, Leonard Eliel PARA OPTAR EL TÍTULO DE INGENIERO DE MINAS MIN AS
HUANCAYO – PERÚ 2014
A mi abuelo quien me inclinó a esta hermosa carrera y por su apoyo incondicional en todo mi trayecto. LEONARD
2
RESUMEN El investigador ROGER HOLMBERG basándose en los estudios presentados por los investigadores LANGEFORS y KIHILSTROM (1963) y GUSTAFSSON (1973), presenta un modelo matemático para diseñar una malla de perforación y voladura, para frentes y galerías en obras subterráneas. También LILLY (1986 1992), en su investigación de índice de volabilidad, considera parámetros geomecánicos para el cálculo de factor de carga en voladuras de tajo.
Al modificar su cuadro de parámetros geomecánicos de LILLY con parámetros geomecánicos del RMR BIENIAWSKI (1976) y el GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE HOEK Y MARINOS (2000) más conocido como GSI, se genera un nuevo cuadro para labores subterráneas.
Con la aplicación del presente trabajo trabajo se observó observó mejoras; en el avance de los frentes de 2.94 a 3.10 metros/disparo, el factor de carga se bajó de 3.54 kg/m 3 a 3.36 kg/m 3 y se obtuvo un margen positivo del costo por avance de 99.52 US$/disparo a favor de la minera.
El trabajo cuenta con aplicación en el campo, recomendaciones y conclusiones. Agradezco a la Universidad Nacional Del Centro Del Perú y a la Compañía Minera Milpo por darme la oportunidad y apoyarme en la elaboración del presente trabajo.
3
INTRODUCCIÓN El hombre satisface su necesidad territorial con el aprovechamiento del subsuelo, tanto en obras públicas como en minería subterránea, realizando construcciones en los macizos rocosos. Cuando nos referimos a voladura en minería subterránea se divide en dos categorías: voladura con una sola cara libre (chimeneas, frentes, galerías o túneles, etc.) y voladura con dos o más caras libres o en bancos o tajeo. La investigación se hace referencia a voladura subterránea, se divide en cuatro capítulos detallados:
En el capítulo I, se hace mención del planteamiento del problema; en el cual se identifica los problemas, se formula los problemas, se presenta los objetivos, la justificación, importancia, alcances y limitaciones. En el capítulo II, se hace mención el marco teórico; en el cual se presentan los antecedentes de la investigación, bases teóricas, definición de términos, la hipótesis, las variables e indicadores. En el capítulo III, se hace mención de la metodología de la investigación; en el cual se presenta el tipo de investigación, nivel de investigación, método de investigación, diseño de investigación, población y muestra, recolección de datos y el procesamiento de los datos. En el capítulo IV, se hace mención de los resultados y discusiones; en el cual se presenta los datos generales, análisis e interpretación de datos, contrastación de la hipótesis y la discusión de los resultados. El Autor
4
ÍNDICE DEDICATORIA
2
RESUMEN
3
INTRODUCCIÓN
4
INDICE
5
CAPÍTULO I PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1 IDENTIFICACIÓN Y DETERMINACIÓN DEL PROBLEMA 1.1.1
Fundamentación epistemológica
1.1.2. Fundamentación estructural 1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
09 09 09 10
1.2.1
Problema general
11
1.2.2
Problemas específicos
11
1.3 OBJETIVOS
11
1.3.1
Objetivo general
11
1.3.2
Objetivos específicos
11
1.4 JUSTIFICACIÓN
12
1.5 IMPORTANCIA
12
1.6 ALCANCES Y LIMITACIONES
12
1.6.1
Alcances
12
1.6.2
Limitaciones
13
CAPÍTULO II MARCO TEÓRICO 2.1 ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN
14
5
2.1.1
Diseño y pintado de malla de perforación en los frentes
14
2.1.2
Gestión de costos
14
2.2 BASES TEORICAS
15
2.2.1
Perforación y voladura de rocas
15
2.2.2
Modelo matemático de ROGER HOLMERG
16
2.2.3
Índice de volabilidad de LILLY (1986 - 1992)
21
2.2.4
Índice de volabilidad de LILLY corregido para minería subterránea 24
2.2.5
Clasificación geomecanica RMR BIENAWSKI (1976)
2.2.6
Clasificación geomecanica GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE
28
HOEK Y MARINOS (2000)
30
2.2.7
Labores de desarrollo de mina
31
2.2.8
Tensiones principales
32
2.2.9
Unidad minera Atacocha
33
2.3 DEFINICIÓN DE TERMINOS
43
2.3.1
Perforación
43
2.3.2
Taladro
43
2.3.3
Malla de perforación
44
2.3.4
Explosivos
44
2.3.5
Ingeniería geológica
44
2.3.6
Mecánica de rocas
44
2.3.7
Gestión de costos
45
2.3.8
Costos
45
2.3.9
Clasificación de costos
46
2.4 HIPÓTESIS
47
2.4.1
47
Hipótesis general
6
2.4.2
Hipótesis especifica
47
2.5 VARIABLES E INDICADORES
47
2.5.1
Variables independientes
47
2.5.1
Variables dependientes
48
CAPÍTULO III METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1 TIPO DE INVESTIGACIÓN
49
3.2 NIVEL DE INVESTIGACIÓN
49
3.3 MÉTODO DE INVESTIGACIÓN
49
3.4 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN
50
3.5 POBLACIÓN Y MUESTRA
51
3.5.1
Población
51
3.5.2
Muestra
51
3.6 PROCEDIMIENTO DE RECOLECCIÓN DE DATOS
51
3.7 TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO DE DATOS
52
3.7.1
Técnica de procesamiento de datos
52
3.7.2
Revisión de datos
52
3.7.3
Codificación
52
3.7.4
Clasificación de los datos
52
3.7.5
Recuento de datos
53
3.7.6
En la presentación de los datos
53
CAPÍTULO IV RESULTADOS Y DISCUSIÓN 4.1 PRESENTACIÓN DE DATOS GENERALES 4.1.1
Diseño actual de las mallas de perforación y voladura
54 54 7
4.1.2
Avance por disparo actual
4.2 ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS 4.2.1
55
Análisis de las mallas de perforación y voladura en minera ATACOCHA
4.2.2
54
55
Procedimientos en el diseño y perforación de las m allas de perforación y voladura
4.3 CONTRASTACIÓN DE LA HIPÓTESIS
55 56
4.3.1
Antecedentes
56
4.3.2
Datos para el diseño de la malla de perforación y voladura en la labor de desarrollo 107 oeste y 143 sur – minera ATACOCHA
56
4.3.3
Contrastación de la hipótesis general
57
4.3.4
Contrastación de la hipótesis especifica
76
4.3.5
Desarrollo del trabajo
81
4.4 DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS
82
4.4.1
Avances en los frentes de perforación y voladura
82
4.4.2
Factor de carga
82
4.4.3
Granulometría
82
4.4.4
Margen de costo por mejorar el avance
82
CONCLUSIONES
84
RECOMENDACIONES
85
BIBLIOGRAFÍA
86
ANEXOS
88
8
CAPÍTULO I PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1 IDENTIFICACIÓN Y DETERMINACIÓN DEL PROBLEMA 1.1.1
Fundamentación epistemológica El diseño de la malla de perforación actual cuenta con una gran cantidad de modelos matemáticos empíricos; los mismos que son generalmente producto de las experiencias y pruebas; la modificación e implementación de un modelo matemático con otro y la evaluación de éste último en los frentes ayudarían a encontrar un modelo adecuado para los frentes de la Compañía Minera Milpo en su Unidad de Producción Atacocha S.A.A.
1.1.2
Fundamentación estructural Actualmente la perforación de frentes se desarrollan con mallas que cada operador de jumbos lo establece, ya que la mina no cuenta con un estándar de malla para cada tipo de roca, esto genera un problema para los bodegueros, cargadores y jefes de guardia, en el control de explosivos a utilizar, en el carguío al momento de distribución de los faneles, en los avances por disparo y en la sobre rotura de material. Por ello se evalúa y determina una determinada distribución de taladros, según al tipo de roca con que se cuenta.
9
1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA 1.2.1
Problema general Compañía Minera Milpo en su Unidad de Producción Atacocha S.A.A. se encuentra en una etapa de explotación y a la vez desarrollo, La misma compañía se encarga de realizar las operaciones de explotación tercerizando el desarrollo (accesos hacia los cuerpos mineralizados y profundización de la rampa principal 990) a la Empresa Especializada “SERVICIOS MINEROS GLORIA” (SEMIGLO). El avance obtenido por parte de la E.E. SEMIGLO es de 2.85 m/disparo para una barra de perforación de 14 pies (4.26 m), el sobre dimensionamiento de las labores, la excesiva carga de desmonte generado es de 50 m³ aproximadamente siendo un estándar para una labor de 4m x 4m solo 43.2 m³ y el incumplimiento de los avances programados mensualmente, esto debido a que las características del macizo rocoso son muy cambiantes en la mina y el diseño de malla de perforación es distinto para cada guardia y operadores de los jumbos. El modelo matemático de ROGER HOLMBERG es el más utilizado en minería subterránea mecanizada para avances de frentes ciegos, pero en sus cálculos no cuenta con parámetros geomecánicos hace que la “COMPAÑÍA MINERA MILPO UN ATACOCHA” mediante el área de gestión se propone establecer una malla de perforación adecuada, y se hace la siguiente pregunta:
10
¿Los diseños de malla de perforación utilizada en los frentes de la Compañía Minera Milpo – Unidad Atacocha serán las adecuadas para sus distintos frentes de perforación con sus respectivos parámetros geomecánicos?
1.2.1
Problemas específicos
¿Cuál sería el resultado de juntar el índice de volabilidad de LILLY modificado para minería subterránea y el modelo matemático de ROGER HOLMBERG?
¿Para el diseño de la malla y su respectivo marcado hay áreas involucradas con el cumplimiento?
¿El actual avance metros/disparo que tiene la compañía registrada es el adecuado para los recursos utilizados?
1.3 OBJETIVOS 1.3.1
Objetivo general Diseñar una malla para los distintos frentes según su clasificación geomecánica que presenta los frentes de la Unidad de Producción Atacocha de Minera Milpo S.A
1.3.1. Objetivos específicos
Ver el resultado del modelo matemático de ROGER HOLMBERG en conjunto con el índice de volabilidad de LILLY en el campo teórico y práctico.
Involucrar a otras áreas con el diseño de la malla de perforación.
Mejorar el avance metros/disparo actual con los mismos recursos. 11
1.4 JUSTIFICACIÓN El desarrollo del presente trabajo se justifica porque:
Actualmente los diseños de las mallas de perforación se dejan a criterio de los operadores de los jumbos sin participación de los jefes de guardia y ninguna otra área.
Nos permitirá coordinar con el departamento de Geomecánica para el diseño de las mallas de perforación en la Unidad de Producción Atacocha de Minera Milpo S.A.
El constante cambio de dirección de las estructuras del macizo rocoso exige que se diseñen diferentes tipos de mallas de acuerdo al terreno.
Actualmente el factor de carga es alta
1.5 IMPORTANCIA El diseño de una malla de perforación en una mina es casi dejada al criterio de los jefes de guardia y sus operadores. La opinión del área de geomecánica y otras en este diseño no es considerada. Con la implementación del modelo matemático se tendrá una mejor coordinación.
1.6 ALCANCES Y LIMITACIONES 1.6.1
Alcances El presente trabajo de investigación tiene un alcance para todas las minas subterráneas mecanizadas previa determinación de la característica geomecánica a consecuencia de un estudio particular.
12
1.6.2
Limitaciones La falta de una caracterización geomecánica, que la mayoría de las minas subterráneas adolecen y la carencia de mecanización.
13
CAPÍTULO II MARCO TEÓRICO 2.1 ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN 2.1.1
Diseño y pintado de malla de perforación en los frentes Las labores de desarrollo de la E.E. SEMIGLO son de 4m x 4m, no se contaba con ningún estándar de malla de perforación, el modelo matemático de ROGGER HOLMERG CON EL INDICE DE VOLABILIDAD DE LILLY, entra en prueba, teniendo como tajo piloto al 143 SUR y al 107 OESTE – NIVEL 2940 – ZONA ATACOCHA, cada uno con diferentes parámetros geomecánicos. Las pruebas se realizaron con la guardia de la mañana los días 17 al 23 de agosto del año 2012, para esto se necesitó el apoyo del jefe de guardia ing. Livias, el apoyo del operador de jumbo Rosasa Berrospi y su ayudante. El pintado de malla se inició después de tener sostenida la labor, una vez pintado la malla, el operador perforó en los lugares indicados procediendo a cargar los frentes. Se tuvo que entrar con la guardia noche en varias ocasiones para poder ver los resultados de los frentes disparados.
2.1.2
Gestión de costos Los beneficios que se obtendrían mejorando el avance de 2.84 m/disparo a 3.10 m/disparo con el actual costo de operación. Disminución de costo en transporte de desmonte al evitar sobre
14
rotura, diseñando la malla de perforación adecuada para cada terreno.
2.2 BASES TEÓRICAS 2.2.1
Perforación y voladura de rocas Como se sabe la cadena de valor de la industria minero- metalúrgico comienza con las operaciones unitarias binomiales de perforación y voladura, y termina con la obtención de los metales y/o concentrados. Por otro lado, muchos investigadores a nivel mundial han demostrado que la fragmentación obtenida como resultado de las operaciones mineras unitarias de perforación y voladura tiene un impacto hasta del 70% del costo total (US$/Tm) en las operaciones minero-metalúrgicas.
2.2.1.1 Perforación Es la acción de aperturar en el macizo rocoso huecos u orificios denominados taladros, con una distribución adecuada, a fin de alojar la carga explosiva u otros fines (sostenimiento, drenaje, etc.) con la ayuda de máquinas denominadas perforadoras o perforatrices. Desde que se inventaron los explosivos se ha requerido el confinamiento en agujeros estrechos a efectos de aprovechar mejor las fuerzas expansivas, en un pequeño espacio, que fracturen las rocas.
15
2.2.1.2 Voladura Voladura (llamada además tronadura en algunos países de América del Sur ), es la acción de fracturar o fragmentar la roca, el suelo duro, el hormigón o de desprender algún elemento metálico, mediante el empleo de explosivos. Las mismas se realizan para lograr un objetivo predeterminado, pueden ser controladas, o no, puede ser a cielo abierto, en galerías, tunes o debajo del agua.
2.2.2
Modelo matemático de ROGER HOLMBERG 2.2.2.1 Para el 1° cuadrángulo
Donde: I
: concentración de carga (kg/m)
d
: diámetro de taladro de producción (m)
D
: diámetro de taladro de alivio (m)
C
: factor de carga (kg/m3)
V
: burden (m)
Despejando el burden en (1)
( ) ( ) 16
...(2)
Remplazando (3) en (2)
…(4)
Ecuación con solución iterativa para calcular el burden para el primer cuadrángulo
Figura N ° 1 Curva de la ecuación del burden
La grafica es la curva que presenta la ecuación despejada de HOLMBERG al momento de hacer las iteraciones el valor del burden es la intersección de la curva con el eje de las
17
abscisas, la ecuación despejada no tiene valores en los números reales al estimar datos negativos. La constante K para la estimación debe estar en el rango de
.
2.2.2.2 Para el 2° cuadrángulo Se aplica nuevamente geometría para la solución de geométrica de los siguientes cuadrángulos:
Donde: V2
: burden del segundo cuadrángulo
I
: concentración de carga (kg/m)
d
: diámetro de taladro de producción (m)
C
: factor de carga (kg/m3)
B
: superficie libre del primer cuadrángulo (m)
Calculando B:
√ Donde: V1
: burden del primer cuadrángulo (m)
18
La misma ecuación del 2° cuadrángulo se desarrolla para los demás cuadrángulos, el número de cuadrángulos se determina con el desarrollo de los burden máximos, cuando estos son mayores que la mitad del B, entonces se sabe que es el último cuadrángulo.
2.2.2.3 Cálculo de los arrastres
Donde: f
̅
: factor de fijación se considera 1.45
E/V : relación entre el espaciamiento y el burden se considera 1
̅
: Constante de roca corregida
̅ ̅ Calculando el número de taladros de arrastre.
( ) 19
Cálculo del espaciamiento para los taladros sin considerar los de las esquinas:
El espaciamiento de las esquinas es igual.
Donde: H
: Altura del taladro (m)
: Ángulo de inclinación
En el cálculo de los arrastres se considera al ángulo ɣ como el ángulo de inclinación de los taladros de los costados de los arrastres, para un avance cercano a 3 m un ángulo de inclinación igual a 0.05 rad o 3° sexagesimales debería ser suficiente para proveer un espacio para la perforación del siguiente disparo.
2.2.2.4 Taladros de contorno Realizar los taladros de contorno es una tarea riesgosa, los daños ocasionados a las paredes y al techo pueden generar costos altos en sostenimiento, es por eso que nos podemos basar a las diferentes técnicas de voladura controlada,
20
HOLMBERG tiene consideración por el smooth blasting (voladura lisa). El espaciamiento está dado por:
Donde: E
: espaciamiento
K
: es una constante que está en el rango de 15 a 16
d
: diámetro del taladro
De la relación que HOLMBERG
Teniendo en cuenta esta relación se puede calcular el burden máximo, donde:
Para calcular el burden práctico se considera
2.2.3
Índice de volabilidad de LILLY (1986 - 1992) Lilly desarrolló el índice de volabilidad basado en la descripción del macizo rocoso, en los planos de junturas, orientaciones, resistencia a la tracción simple y al peso específico. Su índice de volabilidad lo relaciona con el factor de carga y de energía relacionado con el 21
ANFO. Su aplicación es para minería superficial o en bancos. Según LILLY:
Donde: RMD : descripción del macizo rocoso JPS
: espaciamiento entre planos de juntas
JPO : orientación de los planos de juntas SGI
: influencia del peso especifico
RSI
: radio de influencia de la resistencia
22
Cuadro N° 1 Ponderación del BI (índice de volabilidad de LILLY) PARÁMETROS GEOMECÁNICOS
CALIFICACIÓN
Descripción del macizo rocoso (RMD)
Friable poco consolidado
10
Diaclasado en bloques
20
Totalmente masivo
50
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS)
Pequeño (˂0.1 m)
10
Intermedio (0.1 – 1 m)
20
Grande (˃1 m)
50
Orientación de los planos de juntas (JPO)
10
Horizontal
Buzamiento normal al frente
20
Dirección normal al frente
30
Buzamiento coincidente con el frente
40
Influencia del peso específico (SGI)
SG: peso específico (TM/m3)
Radio de influencia de la resistencia (RSI)
RC
RC: resistencia a la compresión simple (MPa)
Fuente: AM ES LAR A, VICTO R ; Libro De Perforación Y Voladura I
A partir de esta tabla se calcula el BI (índice de volabilidad de LILLY), con el BI LILLY estimo el consumo específico o factor de carga (FC) y el factor de energía (FE): 23
( ) 2.2.4
Índice de volabilidad de LILLY corregido para minería subterránea Con la necesidad de poder estimar el factor de carga con parámetros geomecánicos en las labores mineras subterráneas se hizo algunos ajustes al cuadro de LILLY, comparándolo con las tablas geomecánicas del RMR de BIENIAWSKI y el GSI.
Las correcciones aparte de la tabla en la fórmula del índice de volabilidad de LILLY son:
Donde:
RMD : descripción del macizo rocoso JPS : espaciamiento entre planos de juntas JPO : orientación de los planos de juntas SGI
: influencia del peso especifico
RSI
: radio de influencia de la resistencia
24
A partir de esta ecuación podemos calcular la cantidad de cualquier mezcla explosiva partiendo del ANFO. Para el cálculo de cantidad de cualquier otra mezcla explosiva se tiene la siguiente relación:
() ( )
25
Cuadro N° 2 LILLY corregido para minería subterránea
PARÁMETROS GEOMECÁNICOS
CALIFICACIÓN
Descripción del macizó rocoso (RMD) Fracturación intensa
20
Bloques y capas
30
Bloques irregulares
40
Bloques regulares
50
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) ˂0.06 m
10
0.06 – 0.2 m
20
0.2 – 0.6 m
30
0.6 – 2 m
40
˃2 m
50
Orientación de los planos de juntas (JPO) Dirección perpendicular al eje del túnel Excavación con buzamiento Buzamiento 45 – 90°
40
Buzamiento 20 – 45°
35
Excavación contra buzamiento Buzamiento 45 – 90°
30
Buzamiento 20 – 45°
25
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 20 – 45°
15
Buzamiento 45 – 90°
10
Buzamiento 0 – 20° cualquier dirección
10
Influencia del peso específico (SGI)
SG: peso específico
Radio de influencia de la resistencia (RSI) RC: resistencia a la compresión simple (MPa)
Fuente: E laboración propia 26
Cuadro N° 3 Comparación entre los parámetros originales y los corregidos para minería subterránea PARÁMETROS GEOMECÁNICOS LILLY
PARÁMETROS GEOMECÁNICOS CORREGIDO PARA MINERÍA SUBTERRÁNEA
CALIFICACIÓN
Descripción del macizó rocoso (RMD) Friable poco accesible
Fracturación intensa
20
Diaclasado en bloques
Bloques y capas
30
Bloques irregulares
40
Bloques regulares
50
Totalmente masivo
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) Pequeño (˂ 0.1 m)
˂0.06 m
10
Espaciamiento Mediano
0.06 – 0.2 m
20
(0.1 – 1 m)
0.2 – 0.6 m
30
0.6 – 2 m
40
˃2m
50
Grande (˃ 1 m) Orientación de los planos de juntas (JPO)
Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento coincidente
Excavación con buzamiento
con el frente
Buzamiento 45 – 90°
40
Buzamiento 20 – 45°
35
Dirección normal del frente
Excavación contra buzamiento
Buzamiento normal al
30
Buzamiento 20 – 45°
25
Dirección paralela al eje del túnel
frente Horizontal
Buzamiento 45 – 90°
Buzamiento 20 – 45°
15
Buzamiento 45 – 90°
10
Buzamiento 0 – 20° cualquier
10
dirección Influencia del peso específico (SGI) Lo mismo
SG: (TM/m3)
Radio de influencia de la resistencia (RSI) Lo mismo
RC: resistencia a la compresión (MPa)
Fuente: Elaboración propia
27
2.2.5
Clasificación geomecánica RMR BIENIAWSKI (1976) Desarrollado en Sudáfrica por Z. T. Bieniawski en 1973 y posteriormente modificado por él mismo en 1976 y en 1979. También es conocido como South African Council For Scientific Industrial Research (Consejo de África del Sur para la investigación científica e industrial). Actualmente se usa la edición de 1989 que coincide sustancialmente con la de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca, se hace uso de los parámetros del macizo rocoso. Parámetros base para la clasificación:
Resistencia a compresión simple de la roca intacta.
RQD.
Espaciamiento de discontinuidades.
Condición de las discontinuidades.
Condiciones de agua subterránea.
Orientación de discontinuidades.
28
Cuadro N° 4 Valoración de la clasificación de Bienaniawski
Fuente: LUIS GONZALES DE VALLEJ O, MER CEDE S FER RE R, LUIS ORTUÑO, CA RL OS OTE O; Ingeniería G eológica
Cuadro N° 5 Valoración de la clasificación de Bienaniawski
Fuente: LUIS GONZALES DE VALLEJ O, MER CEDE S FER RE R, LUIS ORTUÑO, CA RL OS OTE O; Ingeniería G eológica
29
2.2.6
Clasificación geomecánica GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE HOEK Y MARINOS (2000) El GSI (Geological Strength Index) se basa en estimaciones cualitativas al igual que el RMR. El GSI toma en cuenta del macizo rocoso lo siguiente: La estructura del macizo rocoso considera el grado de
fracturamiento o la cantidad de contactos por metro lineal a) Roca masiva o levemente fracturada (LF) b) Roca moderadamente fracturada (F) c) Roca muy fracturada (MF) d) Roca intensamente fracturada (IF) e) Roca triturada o brechada (T)
La condición superficial del macizo rocoso, tal como la resistencia de la roca intacta y las propiedades de las discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o alteración. a) Roca muy buena (MB) b) Roca buena (B) c) Roca regular (R) d) Roca mala (M) e) Roca muy mala (MM)
30
Cuadro N°6 Valoración de la clasificación del GSI (Geological Strength Index)
Fuente: LUIS GONZALES DE VALLEJ O, MER CEDE S FER RE R, LUIS ORTUÑO, CA RL OS OTE O; Ingeniería G eológica
2.2.7
Labores de desarrollo de mina Es el conjunto de labores principales que enlazan las explotaciones con el cuerpo mineralizado y la superficie, de vida relativamente larga y mediante las cuales se hace accesible al yacimiento. A ellos pertenecen los pozos exteriores e interiores, también los inclinados, los cruceros y los niveles principales. Por regla general se suelen abrir en la roca encajonante del yacimiento. En un yacimiento horizontal, las galerías principales se consideran como obras de desarrollo.
31
2.2.8
Tensiones principales En cualquier punto sometido a esfuerzos se pueden encontrar tres planos ortogonales entre sí, en los cuales los esfuerzos tangenciales son nulos; estos planos se denominan planos principales de esfuerzos, y los esfuerzos normales que actúan sobre ellos son las tensiones principales.
La mayor de las tres tensiones es σ1, la intermedia es σ2 y la menor es
3:
σ
1
σ
˃
2
σ
˃
3. Suponiendo que solo existieran esfuerzos
σ
debidos a las fuerzas gravitatorias sobre un punto, el plano horizontal y todos los planos verticales que pasan por ese punto serían planos principales de esfuerzo. Si
1= σ2
σ
3 el estado de tensiones se
= σ
denomina isótropo o hidrostático, como el que presentan los fluidos. Todas las paredes de excavaciones superficiales y subterráneas que se autosoportan son planos principales de tensiones, sobre las que no actúan esfuerzos tangenciales.
Contrariamente a lo que ocurre con los esfuerzos tangenciales no existe ninguna orientación en el espacio para que los esfuerzos normales sean nulos, dicho de otra forma, la suma de las tensiones principales siempre tiene el mismo valor: σ1+ σ2 + σ3 = constante.
32
Figura N° 2 Componentes de tensiones referidas a un sistema de ejes x, y, z
Fuente: LUIS GONZALES DE VALLEJ O, MER CEDE S FER RE R, LUIS ORTUÑO, CA RL OS OTE O; Ingeniería G eológica.
2.2.9
Unidad minera Atacocha 2.2.9.1 Ubicación La Unidad Atacocha se encuentra en el distrito de Yarusyacán, provincia de Pasco, departamento de Pasco. A una altitud de 4,000 m.s.n.m. Es accesible desde Lima por la carretera central asfaltada siguiendo la ruta Oroya, Huánuco. Antes de llegar a Huánuco en la localidad de Chicrín se encuentra la Planta Concentradora, finalmente se prosigue por carretera afirmada hasta el yacimiento de Atacocha con aproximadamente 331Km, empleando 6 horas de recorrido.
33
Plano N° 1 Ubicación Minera Atacocha
2.2.9.2 Historia El Yacimiento es conocido desde el año 1885 por el sabio Antonio Raymondi, en la época republicana año 1901 el ingeniero Marco Denegri lo incorpora en el plano castral de Pasco, luego en el año 1915 la empresa Pucayacu Minig Company instala una pequeña planta de lavado para obtener un concentrado de alta ley de plomo, plata y oro. Esta empresa opera hasta 1925.
34
En el año 1928 la casa Gallo Hermanos inicia la ejecución de los socavones San Gerardo y San Ramón con una inversión de 300.000 soles de esa época. Ese año se desata una crisis económica internacional y se sumaron cuantiosas pérdidas hasta 1933.
Después con algunos socios de la casa Gallo se funda la Compañía Minera Atacocha S.A. y se eleva la minuta de constitución a escritura pública el 8 de Febrero del año 1936. Veinte años después en 1956 Atacocha se había convertido en una empresa emergente con proyectos ejecutados y con incremento de producción aplicando nuevas tecnologías, para entonces se tenía: la concentradora N° 1 de 200 toneladas de tratamiento por día y la concentradora N° 2 de 800 toneladas de tratamiento por día que reemplazó a la primera planta de tratamiento. En la mina se había desarrollado el nivel San Gerardo (4263 msnm), el nivel San Ramón (4000 msnm) y los niveles intermedios de explotación trabajándose el OB 13 como el más importante, además se bajó el pique 446 del nivel San Ramón cota 4000 al nivel 3900 luego el pique 533 del nivel 3900 al nivel 3600 comunicándose con el túnel Chicrin (hoy Portaro) de 3900 metros de longitud nivel principal de extracción a la planta de tratamiento N° 2.
35
También se tenía el cable carril Bleichert que transportaba mineral del nivel 4000 a la planta N° 1, se tenía en operación la hidroeléctrica de Marcopampa y la hidroeléctrica de Chaprin cuyo consumo de energía eléctrica en Atacocha en el año 1955 era de 13.6 millones de kw/hora y tenían capacidad de vender 2.0 millones de kw/hora a la Cerro de Pasco Corporation. La cancha de relaves entre Chicrin y Marcopampa se amplió con una capacidad de 2 millones 700 mil toneladas desviando el río Huallaga por un túnel de 1326 metros de longitud.
Las operaciones continuaron de 1956 con un continuo incremento de producción que en el año 2008 la planta N° 2 trataba 3500 t/día. El 10 de Noviembre del mismo año la Compañía Minera Milpo SAA compra el 100% de las Acciones de Votorantim Andina Perú SAC por el cual se convirtió en propietario de la Compañía Minera Atacocha, hasta que en Agosto del 2010 Votorantim toma el control del Grupo Milpo, debido a eso el nuevo dueño de la Cía. Minera Atacocha es Votorantim Metais.
2.2.9.3 Geología regional El yacimiento Atacocha se ubica en los Andes Centrales del Perú en un contexto geológico regional constituido por rocas metamórficas, sedimentarias e intrusivas del Paleozoico, 36
Mesozoico y Cenozoico, respectivamente separadas por discordancias de erosión.
Las secuencias estratigráficas que se definen a escala regional corresponden al Grupo Mitu, Grupo Pucara, formación Goyllarisquizga y la formación Pocobamba. Estas unidades estratigráficas han sido instruidas en varias localidades por sistemas de intrusiones en dos generaciones de edad (11-15 Ma y 25-30 Ma).
Estos sistemas de intrusiones se definen en dos corredores estructurales. El corredor estructural al Oeste (Cerro de Pasco – Colquijirca) en la meseta de Junín y el corredor estructural Este (Milpo – Atacocha) ubicado en la faja subandina hacia la naciente de los valles amazónicos. Los principales contextos estructurales de la región se caracterizan por los sistemas de fallas NS y NW –SE, donde se emplazan los distritos mineros de Cerro de Pasco Colquijirca y sistema estructural Norte –Sur (primario) y Este – Oeste (secundario) de Milpo – Atacocha –Machcán hacia la base de las secuencias del Pucara (Jurasico inferior).
En la región de Cerro de Pasco han sido reconocidos tres cinturones magmáticos de distinta edad relacionados a yacimientos hidrotermales de la familia de los pórfidos de 37
cobre. Un cinturón antiguo (38 a 35 Ma) ha desarrollado sistemas hidrotermales epitermales de metales preciosos del tipo “high sulfidation” en Quicay y Pacoyán.
Un segundo cinturón más joven (29-26 Ma) comprende intrusivos generalmente dacíticos que han generado skarns asociados a mineralización de Zn-Pb-Ag-Cu en Milpo, Atacocha, Machcán y Vinchos. Un tercer cinturón más joven y prolífico es aquel desarrollado entre 15 y 10 Ma y que comprende los históricos distritos mineros de Cerro de Pasco y Colquijirca. Se trata de centros volcánicos de tipo domodiatrema generalmente dacíticos relacionados a depósitos polimetálicos sin relación a skarn (cordilleranos) y pequeñas manifestaciones epitermales de metales preciosos de tipo “high sulfidation”. El distrito minero de Cerro de Pasco, Colquijirca (11 a 15 millones de años) corresponde a un sistema de alta sulfuración en carbonatos.
2.2.9.4 Contexto geológico estructural El basamento rocoso está constituido por rocas metamórficas del Silúrico Devónico constituido por filitas y cuarcitas ubicadas al Oeste de Cerro de Pasco, controlada por una falla longitudinal (Jenks, 1951). Al Este de Ticlacayán aflora esquistos y meta sedimentos del Paleozoico inferior al Precambriano limitadas por la falla Ulcumayo (Cobbing et al 38
1996) que en cierta forma son casi paralelas al sistema N-S y a la vez son fallas de basamento que han encontrado la sedimentación.
Entre ambas fallas están emplazadas las fallas Atacocha (Johnson 1952) y Longreras que son del sistema longitudinal. El otro sistema de fallas corresponde a sistemas transversales de dirección NW, siendo la falla Carmen Chico la mejor desarrollada.
En discordancia sobre el basamento paleozoico se acumularon sedimentos clásticos rojizos en ambiente continental, constituyendo el Grupo Mitu de amplitud regional. Cubriendo en discordancia erosional regional a paso gradual local se inicia la sedimentación marina carbonatada en plataforma somera del Grupo Pucara que constituye la principal secuencia estratigráfica de la mina Atacocha, la cual ampliaremos en los acápites siguientes.
El Grupo Pucara se deposita controlado por las estructuras longitudinales evidenciadas en Cerro de Pasco por el grosor, así como las facies someras de borde de cuenca evidenciadas en Ulcumayo, las cuales concuerdan con las hisopadas
regionales
del
Pucara,
al
terminar
la
sedimentación carbonatada del Pucara en la zona de la mina 39
Atacocha, específicamente al Oeste de la falla Atacocha, se depositó en forma para concordante una secuencia denominada brecha Chert por Jonson (1952-1955), el techo aflorante de la citada brecha está cortada por la Falla 1 poniendo
en
contacto
fallado
la
brecha
contra
el
Goyllarisquizga.
Siguiendo la secuencia se observa las areniscas cuarzosas de la formación Goyllarisquizga dentro de la cual se emplazaron basaltos, los cuales están concordantes pero en algunos lugares cortan las areniscas y a los carbonatos tanto del Pucara como del Cretáceo. Ésta última termina con las calizas Chicrín que constan de calizas y margas beige claras.
Culminando la secuencia sedimentaria, aflora la formación Pocobamba del Terciario que consta de brechas con fragmentos subangulosos a subredondeados de calizas del Pucara, los eventos geológicos principales terminan con la intrusión de stocks y diques denominados Santa Bárbara, San Gerardo y Atacocha. Según composición química, estos intrusivos son composición félsico y de acuerdo a la clasificación realizadas por K. A. Gunnesch et al (1984), se adoptó la denominación de cuarzodioríticos, con hornblenda o biotita.
40
Plano N° 2 Geología distrital Atacocha – El Porvenir
2.2.9.5 Implicancias metalogenéticas Según las condiciones geológicas regionales que presentan eventos de intrusiones cuarzodioríticas en contexto de rocas calcáreas del Grupo Pucará y detríticas del Grupo Goyllarisquizga y sistemas de fallas activas durante los eventos de mineralización y pre-condicionando a éstos, se describen
los
sistemas
estructurales-geológicos
que
condicionan la ocurrencia de mineralización.
La intersección de estructuras tipos fallas y/o paleo-fallas activas durante la sedimentación son evidenciadas en el 41
distrito Atacocha-Milpo por la acumulación de unidades litológicas locales, así como la complejidad o desarmonía estructural en relación al contexto estructural de la zona.
Por otro lado, la presencia de intrusivos alterados y las evidencias de actividad hidrotermal pre-mineralizantes relaciones tipo skarn cálcicos o magnesianos, brechas silíceas,
silicificación,
sericitización,
cloritización,
propilitización, etc. y principalmente las evidencias de mineralización de sulfuros económicos acompañados de metales como Ag, Pb, Cu, y Au, caracterizan esta región métalo genética y que han sido acumulados de manera preferente en trampas litológicas, estructurales, químicas o combinadas de las citadas.
En Atacocha, el evento geológico mineralizante se pone en manifiesto por la formación de skarn de granates en el sector de Santa Bárbara con mineralización de Zinc, Plomo, Plata y Bismuto, mientras que entre San Gerardo y Falla 1 y en profundidad
se
formaron
cuerpos
mineralizados
de
reemplazamiento (orebodies), vetas, brechas heterolíticas con mineral de Ag, Pb y Zn, asociados a alteraciones de skarn magnesianos y eventos hidrotermales de mediana-baja temperatura en forma adyacente o asociado a sistemas
42
silíceos caracterizados por ensambles de sílice-sericitahalloysita.
Las características geológicas descritas indicadas en mapas geológicos interpretativos permiten caracterizar del punto de vista metalogenético, las áreas a ser exploradas y pronosticar el potencial o guiar hacia las nuevas áreas de exploración en relación a los tipos de mineralización en el yacimiento.
2.3 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS 2.3.1
Perforación Es la acción de aperturas en el macizo rocoso, huecos u orificios denominados taladros, con una distribución adecuada a fin de alojar la carga explosiva u otros fines (sostenimiento, drenaje, etc.) con la ayuda de máquinas denominadas perforadoras o perforatrices. El principio de la perforación se basa en el efecto mecánico de percusión y rotación, cuya acción de golpe y fricción producen el astilla miento y trituración de la roca.
2.3.2
Taladro Se denomina taladro al hueco u orificio producto de la perforación.
43
2.3.3
Malla de perforación Distribución adecuada de los taladros en un frente, la distribución de los taladros se hace con un previo cálculo del burden y espaciamiento para una voladura eficiente.
2.3.4
Explosivos Este término alcanza un rango muy amplio de químicos. Un explosivo es un compuesto químico o una mezcla de compuestos químicos a los cuales cuando se les da un estímulo correcto o incorrecto ellos sufren una reacción química violenta exotérmica.
2.3.5
Ingeniería geológica Es la ciencia aplicada al estudio y solución de problemas de la ingeniería y del medio ambiente producidos como consecuencia de la iteración entre las actividades humanas y el medio geológico. El fin de la ingeniería geológica es asegurar que los factores geológicos condicionantes de las obras de ingeniería sean tenidos en cuenta e interpretados adecuadamente, así como evitar o mitigar las consecuencias de los riesgos geológicos.
2.3.6
Mecánica de rocas Es la ciencia teórica y práctica del comportamiento de las rocas y de los macizos rocosos, es la rama de la mecánica referente a la respuesta de la roca y del macizo rocoso a los campos de fuerza de su ambiente físico. 44
2.3.7
Gestión de costos Es una técnica que ha generado algunos métodos de costeo que han impactado en la contabilidad de gestión, tanto en la determinación como en la concentración de los costos, en la unidad producto (Osorio, 1998) como es el caso del sistema de costos basado en actividades (ABC). En los últimos años estas técnicas han sido la clave del éxito de muchas empresas, pues han contribuido a su optimización.
Como respuesta al desarrollo de las organizaciones, la globalización e internacionalización de los mercados, la competencia acelerada, la creciente incertidumbre, turbulencia del entorno y la introducción y avance de la tecnología en la actividad manufacturera; se ha originado una importante revolución en los sistemas internos de producción y de control, por ende, en los sistemas de gestión de las empresas que han dejado como único elemento de competitividad la minimización de los costos.
2.3.8
Costos El Costo o Coste es el gasto económico que representa la fabricación de un producto o la prestación de un servicio. Dicho en otras palabras, el costo es el esfuerzo económico (el pago de salarios, la compra de materiales, la fabricación de un producto, la obtención de fondos para la financiación, la administración de la empresa, etc.) que se debe realizar para lograr un objetivo operativo. Cuando no se 45
alcanza el objetivo deseado, se dice que una empresa tiene pérdidas.
2.3.9
Clasificación de costos Clasificación según función que cumplen:
Costos de Producción: Son aquellos costos incurridos que permiten obtener determinados bienes a partir de otros, mediante el empleo de un proceso de transformación, divididos en tres tipos de costos: materia prima, mano de obra y costos indirectos de producción.
Costo de Administración: Son aquellos costos necesarios para la gestión del negocio, es decir, los costos incurridos para la dirección de una organización.
Costo de Ventas: Es el costo que posibilita el proceso de comercialización (venta) de los bienes o servicios que oferta la organización a los clientes.
Costo de Financiación: Son aquellos costos incurridos para la obtención de fondos aplicados al negocio. Por ejemplo: préstamos, intereses pagados por préstamos, comisiones y otros gastos bancarios, impuestos derivados de las transacciones financieras.
46
2.4 HIPÓTESIS 2.4.1
Hipótesis general El macizo rocoso es irregular en sus propiedades y muy variable con sus características, si se diseña una malla de perforación para los frentes de la minera Milpo en su Unidad Atacocha de acuerdo a su clasificación geomecánica será la adecuada y la apropiada.
2.4.2
Hipótesis específica ROGER HOLMBERG no considera parámetros geomecánicos
para el diseño de la malla, si le incorporamos el índice de volabilidad de LILLY corregido para subterráneo, el modelo matemático resultaría en los frentes.
Al involucrar a otras áreas, el diseño de la malla de perforación contaría con parámetros más precisos.
Cuando optimizamos los recursos en la perforación y voladura, nos ayudará a mejorar el avance.
2.5 VARIABLES E INDICADORES 2.5.1
Variables Independientes
Clasificación geomecánica de cada tipo de frente.
Índice de volabilidad de LILLY modificado para subterráneo.
Distintas áreas de la compañía.
47
2.5.2
Recursos disponibles.
Variables dependientes
Diseño de malla de perforación.
Modelo matemático ROGER HOLMBERG.
Avance reportado por disparo metros/disparo.
Utilización adecuada de los recursos disponibles.
48
CAPÍTULO III METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1 TIPO DE INVESTIGACIÓN La investigación es básica aplicada. Se ubica dentro del estudio experimental, ya que el presente trabajo tiene como objetivo diseñar una malla de perforación con parámetros geomecánicos, que se tomaran de las labores en desarrollo.
3.2 NIVEL DE INVESTIGACIÓN El nivel de investigación es experimental y correlacional De acuerdo a la naturaleza del estudio, reúne por su nivel de investigación las características de un estudio experimental correlacional, experimenta el proceso del diseño de la malla de perforación y voladura, la importancia de ésta al relacionarse con la geomecánica.
3.3 MÉTODO DE INVESTIGACIÓN El método científico es el procedimiento de cómo actúa la ciencia para producir conocimiento racional y objetivo de la realidad. La ciencia, la tecnología, la economía, la filosofía y la ideología forman una red compleja y dinámica (Bunge, 1980). La investigación se inicia con la identificación de las partes que ayudan a diseñar una malla de perforación, analizar qué tan influyente es la geomecánica en el diseño. El método específico utilizado fue el analítico y experimental
49
3.4 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN INVESTIGACIÓN La propuesta del diseño es multivariada, teniendo en cuenta una publicación del Centro de Capacitación CENCAP de la UNCP donde señala que: “el diseño es de carácter multivariado porque se manipula dos o más variables independientes y una o más variables dependientes” Dentro del diseño experimental se grafica de la siguiente manera:
Figura N° 3 Diseño de investigación investigación
Donde: L1 al L4
: parámetros geomecánico de cada labor
M1 al M4
: diseños de malla de perforación para cada frente de acuerdo a sus parámetros geomecánicos
MO
: modelo matemático de ROGER HOLMBERG en combinación con el Índice de volabilidad de LILLY modificado para minería subterránea
Para el presente trabajo se utilizó el experimental
50
3.5 POBLACIÓN Y MUESTRA 3.5.1
Población Labores de desarrollo de la Compañía Minera MILPO S. A. – Unidad – Unidad Atacocha.
3.5.2
Muestra Labores 143 Sur – Sur – 107 107 Oeste Nivel 2940 Zona Atacocha El tipo de muestreo a utilizarse es no probabilístico, de carácter intencionado, dada la relación entre el investigador y la empresa.
3.6 PROCEDIMIENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS Durante la ejecución del proyecto para el recojo de los datos se seguió los procedimientos pertinentes, teniendo en cuenta los siguientes:
Tiempo de recojo, según el cronograma de actividad actividades es establecido en el estudio de investigación.
Recursos utilizados: humanos, materiales, financieros, de acuerdo al presupuesto aprobado.
Procesos seguidos durante la ejecución del proyecto proyecto,, en cuanto a: métodos, técnicas, preparación de encuestadores.
Adiestramiento del personal para el estudio estudio del personal profesional y no profesional.
Supervisión del personal y de otros participantes.
51
Coordinación interna y externa externa con el personal que interviene interviene con el desarrollo de la operación.
Los acontecimientos fueron anotados en los cuadernos y registrados todos los datos necesarios, guardando algunos de ellos en un PC.
3.7 TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO DE DATOS 3.7.1
Técnica de procesamiento de datos En la elaboración de los datos se aplicaron métodos, instrumentos y procedimientos de acuerdo a las siguientes fases: revisión, codificación, clasificación, recuento y presentación de los datos.
3.7.2
Revisión de los datos Se examina en forma crítica cada uno de los formularios o instrumentos utilizados para ver si están completos, si no existen omisiones o errores a fin de hacer las correcciones pertinentes.
3.7.3
Codificación Se transforman los datos en códigos o claves, generalmente numéricos, de acuerdo al dominio de la variable.
3.7.4
Clasificación de los datos Se organiza la información teniendo en cuenta la escala de Liker, nivel y escala de medición.
52
3.7.5
Recuento de datos Se contó la información recogida en cada una de las categorías y criterios de clasificación, de acuerdo a los siguientes métodos de recuento:
3.7.5.1 Método manual En forma de recuento directo por medio de palotes o con la tarjeta simple.
3.7.5.2 Método electrónico En un centro de cómputo por medio de computadoras.
3.7.6
En la presentación de los datos La información se da a conocer por medio de tablas y de gráficos.
53
CAPÍTULO IV RESULTADOS Y DISCUSIÓN 4.1 PRESENTACIÓN DE DATOS GENERALES 4.1.1. Diseño actual de las mallas mallas de perforación y voladura El diseño no se toma en cuenta por ningún supervisor de guardia dejándolo al criterio de la experiencia del perforista encargado, esto hace que constantemente se esté cambiando el diseño de las mallas para las distintas guardias en los mismos frentes, esto se hace resaltar en el arranque que utilizan los perforistas, una guardia utiliza tres taladros de alivio, la contraguardia utilizan cuatro taladros de alivio, sin tener variación en los burdenes ni espaciamiento.
4.1.2. Avance por disparo actual Datos históricos de los avances en la minera son como se muestra en siguiente cuadro:
Cuadro N° 7 Avances mensuales mensuales registrados ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO 2.91
2.92
2.94
2.93
2.98
2.97
JULIO 2.91
Fuente: Inform e s uperi uperi ntendencia ntendencia mina A tacocha tacocha
El avance promedio que presenta la minera en sus labores de desarrollo es de 2.94 m/disparo
54
4.2 ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS 4.2.1
Análisis de las mallas de perforación y voladura en la minera minera ATACOCHA Los diseños que se presenta en la minera no obedecen a ningún aspecto técnico ni geomecánico, el diseño esta en relación solo a la experiencia de los trabajadores, sin la intervención del supervisor ni áreas involucradas para el diseño.
4.2.2
Procedimientos en el diseño y perforación de las mallas de perforación y voladura 4.2.2.1 Diseño de la malla malla de perforación y voladura La minera no tenía ningún estándar de diseño de las mallas y tampoco obedecen a ningún modelo matemático, el diseño solo se basaba a la experiencia de los perforistas, sin tener consideración de ningún aspecto técnico.
4.2.2.2 Perforación de la la malla de perforación y voladura La perforación se realiza con los jumbos SANDVIK DD321 y ATLAS BOOMER B OOMER 282, ambos de 2 brazos con una barra de 14 pies con una perforación eficiente de 12 pies, no hay ningún control con la perforación de las mallas.
55
4.3 CONTRASTACIÓN DE LA HIPÓTESIS 4.3.1
Antecedentes El avance que presenta la minera en sus frentes con respecto a su perforación real. Los tacos dejados en los frentes eran de 50 a 80 cm, el factor de carga alto, ninguna área se involucraba en el diseño de la malla de perforación y voladura. Las labores de desarrollo 107 oeste y 143 sur son frentes de 4m x 4m.
4.3.2
Datos para el diseño de la malla de perforación y voladura vo ladura en la labor de desarrollo 107 oeste y 143 sur - minera ATACOCHA Diámetro taladro de alivio (D)
0.100
m
Diámetro taladro de producción (d)
0.045
m
Numero de taladros de alivio (N)
4
Densidad de explosivo explosivo (ρ)
0.850
gr/cm³
Peso específico (SG)
3
TM/m³
Resistencia compresión simple (RC)
70
Mpa
Energía de explosivo (Q)
1140
kcal
Volumen gases explosivo (V)
920
l/kg
Desviación angular (α)
0.00012
mm/m
Desviación por empate (β)
0.005
m
Ancho de la labor
4
m
Altura de la labor
4
m
Roca
dura IIA
Buzamiento
60°
56
Espaciamiento de discontinuidades
0.3
m
Buzamiento de las discontinuidades perpendicular al eje de túneles Bloques irregulares
4.3.3
Contrastación de la hipótesis general: 4.3.3.1 Cálculo de datos generales Trabajando con dos taladros de alivio
√
Donde:
: Diámetro para trabajar
N
: número de taladros
D
: diámetro del talador de alivio
Calculando el diámetro para trabajar
√ Profundidad del taladro
Calculando el avance
57
Calculando el taco
Calculando volumen del taladro cargado
Calculando la cantidad de explosivo por taladro
Considerando un factor de acoplamiento igual a 1 Calculando la concentración de carga ´´I´´
58
Calculando SANFO
Donde: Q
: energía del explosivo en MJ
Q0
: energía del explosivo en MJ se considera 4.772 MJ
V
: volumen de gases m3/kg
V0
: volumen de gases m3/kg se considera 0.920 m3/kg
4.3.3.2 Calculando el factor de carga “C” índice de volabilidad de LILLY corregido para minería subterránea 59
Cuadro N° 8 LILLY corregido para minería subterránea PARÁMETROS GEOMECÁNICOS
CALIFICACIÓN
Descripción del macizo rocoso (RMD) Fracturación intensa
20
Bloques y capas
30
Bloques irregulares
40
Bloques regulares
50
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) ˂0.06 m
10
0.06 – 0.2 m
20
0.2 – 0.6 m
30
0.6 – 2 m
40
˃2 m
50
Orientación de los planos de juntas (JPO) Dirección perpendicular al eje del túnel Excavación con buzamiento Buzamiento 45 – 90°
40
Buzamiento 20 – 45°
35
Excavación contra buzamiento Buzamiento 45 – 90°
30
Buzamiento 20 – 45°
25
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 20 – 45°
15
Buzamiento 45 – 90°
10
Buzamiento 0 – 20° cualquier dirección
10
Influencia del peso específico (SGI)
SG: peso específico
Radio de influencia de la resistencia (RSI) RC: resistencia compresión simple (MPa)
Fuente: E laboración propia
60
Cálculo del SGI
Cálculo del RSI
Calculando el BI
Calculando el factor de carga adecuado para el ANFO
Calculando el factor de carga para el ANFO
61
4.3.3.3 I cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Cálculo del K
Calculando el Burden ( ) del I cuadrángulo:
62
Cuadro N° 9 Iteraciones
I iteración
II iteración
VALOR
VALOR
V
ECUACION
V
ECUACION
0.1
-0.006542310
0.1
-0.00654231
0.2
0.002401962
0.11
-0.00617748
0.3
0.026321043
0.12
-0.00571093
0.4
0.069352353
0.13
-0.00513615
0.5
0.134879046
0.14
-0.00444698
0.6
0.225836690
0.15
-0.00363757
0.7
0.344854901
0.16
-0.00270231
0.8
0.494336917
0.17
-0.00163581
0.9
0.676509664
0.18
-0.00043291
1
0.893457690
0.19
0.00091141
Fuente: Elaboración propia
4.3.3.4 II cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m 63
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 1 (V1)
:
0.19 m
Factor de fijación
H: longitud de taladro = 5.39 m α: desviación angular = 0.00012 mm/m β: desviación por empate = 0.005 m
Superficie de la cara libre
√ √ Superficie de la cara libre sin factor
√ √
Calculando el Burden ( ) del II cuadrángulo 64
4.3.3.5 III cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 2 (V2)
:
0.23 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
0.269 m
Superficie de cara libre sin factor ( )
Superficie de la cara libre
√ √ ( ) 65
Superficie de la cara libre sin factor
√
√ ( )
Calculando el Burden ( ) del III cuadrángulo
4.3.3.6 IV cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 3 (V3)
:
0.31 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
0.5086 m
Superficie de cara libre sin factor (
)
66
Superficie de la cara libre
√ √ ( ) Superficie de la cara libre sin factor
√
√ ( )
Calculando el Burden ( ) del IV cuadrángulo
4.3.3.7 V cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m 67
Burden 4 (V4)
:
0.39 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
0.803 m
Superficie de cara libre sin factor (
)
Superficie de la cara libre
√ √ ( ) Superficie de la cara libre sin factor
√
√ ( )
Calculando el Burden ( ) del V cuadrángulo
68
4.3.3.8 VI cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 5 (V5)
:
0.47 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
1.119 m
Superficie de cara libre sin factor (
)
Superficie de la cara libre
√ √ ( ) Superficie de la cara libre sin factor
√
√ ( ) 69
Calculando el Burden ( ) del VI cuadrángulo
4.3.3.9 VII cuadrángulo Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 6 (V6)
:
0.53 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
1.456 m
Superficie de cara libre sin factor (
)
Superficie de la cara libre
√ 70
√ ( ) Superficie de la cara libre sin factor
√
√ ( )
Calculando el Burden ( ) del VII cuadrángulo
4.3.3.10
VIII cuadrángulo
Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Burden 7 (V7)
:
0.59 m
Factor de fijación (F)
:
0.0056 m
:
1.780 m
Superficie de cara libre sin factor (
)
71
Superficie de la cara libre
√ √ ( ) Superficie de la cara libre sin factor
√
Si el
√ ( )
, ya no hay burden para el siguiente
cuadrante.
Por lo tanto los cuadrantes que entran en la labor son 7
4.3.3.11
Arrastres
Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57 72
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Factor de fijación (f) se considera
:
1.45
Relación entre espaciamiento y burden (E/V) :
̅
1
Constante de roca corregida ( )
:
0.4
Altura de taladro (H)
:
5.39
Burden máximo
̅ Calculando el número de taladros de arrastre
( ) ( ) Cálculo del espaciamiento para los taladros sin considerar los de las esquinas
73
El espaciamiento de las esquinas es igual
4.3.3.12
Corona
Resumen de datos Concentración de carga (I) kg/m
:
1.0014
Factor de Carga ANFO
:
2.57
SANFO
:
1.1615
Diámetro de taladro producción
:
0.045 m
Diámetro equivalente
:
0.2 m
Factor de fijación (f) se considera
:
1.45
Relación entre espaciamiento y burden (E/V) :
̅
1
Constante de roca corregida ( )
:
0.4
Altura de taladro (H)
:
5.39
Burden máximo
̅
74
Calculando el número de taladros de corona
( ) ( )
4.3.3.13
Resumen general Cuadro N° 10 Resumen de burdenes
Burden 1 (V1)
0.19 m
Burden 2 (V2)
0.23 m
Burden 3 (V3)
0.31 m
Burden 4 (V4)
0.39 m
Burden 5 (V5)
0.47 m
Burden 6 (V6)
0.53 m
Burden 7 (V7)
0.59 m
Arrastre
5 Taladros
Corona
5 Taladros
Fuente: Elaboración propia
75
El cuadro N° 10 muestra los burdenes de acuerdo a la clasificación geomecánica de la labor 107 oeste de la compañía minera Milpo en su unidad Atacocha, con el desarrollo de la base de datos se puede generar otros burdenes adecuados para otros frentes con características geomecánicas diferentes.
4.3.4
Contrastación de la hipótesis especifica 4.3.4.1 ROGER
HOLMBERG
no
considera
parámetros
geomecánicos para el diseño de la malla, si le incorporamos el índice de volabilidad de LILLY corregido para subterráneo, el modelo matemático resultaría en los frentes
Cuadro N° 11 Comparación entre los parámetros originales y los corregidos para minería subterránea PARÁMETROS
PARÁMETROS GEOMECÁNICOS
GEOMECÁNICOS LILLY
CORREGIDO PARA MINERÍA
CALIFICACIÓN
SUBTERRÁNEA
Descripción del macizó rocoso (RMD) Friable poco accesible
Fracturación intensa
20
Diaclasado en bloques
Bloques y capas
30
Bloques irregulares Totalmente masivo
Bloques regulares
40 50
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) Pequeño (˂ 0.1 m)
˂0.06 m
10
76
Espaciamiento Mediano
0.06 – 0.2 m
(0.1 – 1 m)
0.2 – 0.6 m
30
0.6 – 2 m
40
˃2m
50
Grande (˃ 1 m)
20
Orientación de los planos de juntas (JPO) Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento coincidente
Excavación con buzamiento
con el frente Dirección normal del frente
Buzamiento normal al frente Horizontal
Buzamiento 45 – 90°
40
Buzamiento 20 – 45°
35
Excavación contra buzamiento Buzamiento 45 – 90°
30
Buzamiento 20 – 45°
25
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 20 – 45°
15
Buzamiento 45 – 90°
10
Buzamiento 0 – 20° cualquier
10
dirección Influencia del peso específico (SGI) Lo mismo
SG: (TM/m3)
Radio de influencia de la resistencia (RSI) Lo mismo
RC: resistencia a la compresión simple (MPa)
Fuente: E laboración propia
77
Cuadro N° 12 LILLY corregido para minería subterránea PARÁMETROS GEOMECÁNICOS
CALIFICACIÓN
Descripción del macizó rocoso (RMD) Fracturación intensa
20
Bloques y capas
30
Bloques irregulares
40
Bloques regulares
50
Espaciamiento entre planos de juntas (JPS) ˂0.06 m
10
0.06 – 0.2 m
20
0.2 – 0.6 m
30
0.6 – 2 m
40
˃2 m
50
Orientación de los planos de juntas (JPO) Dirección perpendicular al eje del túnel Excavación con buzamiento Buzamiento 45 – 90°
40
Buzamiento 20 – 45°
35
Excavación contra buzamiento Buzamiento 45 – 90°
30
Buzamiento 20 – 45°
25
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 20 – 45°
15
Buzamiento 45 – 90°
10
Buzamiento 0 – 20° cualquier dirección
10
Influencia del peso específico (SGI)
SG: peso específico
Radio de influencia de la resistencia (RSI) RC: resistencia compresión simple (MPa)
Fuente: E laboración propia
78
4.3.4.2 Al involucrar a otras áreas, el diseño de la malla de perforación contaría con parámetros más precisos. Existen áreas en la mina como son: planeamiento, geomecánica y gestión que no se involucran en el diseño de la malla de perforación y voladura, por lo que actualmente se cambio con el proceso del diseño de la malla de perforación y voladura.
Cuadro N° 13 División de trabajos por áreas ÁREA Geomecánica
APORTE Datos
DESARROLLO Clasificación y cálculo
geomecánicos de del
índice
de
las labores de la volabilidad de LILLY mina Gestión
Cálculo requerido Cantidad de taladros y medida
de
los
burdenes Planeamiento
Diseño malla
de
la Dibujo de la malla de perforación y voladura
Fuente: E laboración propia
Con desarrollo de la hipótesis se involucraran a las áreas de Geomecánica, Planeamiento y Gestión; ayudando a contar con datos más precisos para el diseño de la malla de perforación y voladura.
79
4.3.4.3 Cuando optimizamos los recursos en la perforación y voladura, nos ayudara a mejorar el avance. Los recursos actuales que se utilizan en la voladura para un avance promedio de 2.94 m son los siguientes:
Cuadro N° 14 Recursos utilizados Recursos
Cantidad
ANFO Superfam Dos
4 sacos = 100 kg
Cartuchos de emulnor 1 1/8”
114 cartuchos = 25 kg
Faneles LP
38 faneles
Carmex
2 unidades
Pentacord
30 m
Fuente: E laboración propia
El factor de carga para este avance es de 3.58 kg/m 3 y el factor de potencia es de 0.98 kg/Tm. Con estos mismos recursos al mejorar el diseño de malla de perforación y voladura con el método planteado, se mejora el avance a 3.10 m; con este resultado el factor de carga es de 3.36 kg/m 3 y el factor de potencia es de 0.80 kg/Tm
80
4.3.5
Desarrollo del trabajo 4.3.5.1 Capacitación Se capacitó a los supervisores, al personal de la guardia y a las áreas involucradas. La capacitación se realizó el 28 de agosto a dos guardias y el personal de las áreas involucradas y el 4 de setiembre a un guardia.
4.3.5.2 Diseño y pintado de la malla de perforación y voladura El cálculo de los burdenes se desarrolla en una tabla de excel programada con el desarrollo propuesto, el encargado es el jefe de guardia, los parámetros geomecánicos de cada labor es tomada por el área de geomecánica, el área de topografía se encarga de diseñar una pequeña muestra.
El pintado de la malla se realiza una vez que se encuentra limpio, sostenida y ventilada, los encargados son los cargadores, la supervisión está a cargo del capataz y el ingeniero encargado.
4.3.5.3 Perforación La perforación se realiza con los jumbos SANDVIK DD321 y/o ATLAS BOOMER 282, ambos de 2 brazos, la operación está a cargo del operador y su ayudante.
81
4.4 DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS 4.4.1
Avances en los frentes de perforación y voladura Los avances se mejoraron de 2.94 a 3.10 metros/disparo en las labores 107 oeste y 143 sur, al implementar el diseño se estandarizo un avance de 3.10 metros/disparo.
4.4.2
Factor de carga El factor de carga que presentaba en un principio la labor 107 oeste era de 3.54 kg/m 3, con la implementación del trabajo y la mejora de los avances el factor de carga actual es de 3.36 kg/m 3. El factor de carga que presentaba en un principio la labor 143 sur era de 3.58 kg/m 3, con la implementación del trabajo y la mejora de los avances el factor de carga actual es de 3.36 kg/m 3. El factor de carga también se estandarizo para toda la minera en 3.36 kg/m 3.
4.4.3
Granulometría La granulometría que presenta el material volado es uniforme, sin exceso de rocas grandes, no se le da un estudio más específico por que las labores se desarrollan sobre material estéril.
4.4.4
Margen de costo por mejorar el avance El costo por avance es de 622.00 US$/metro, en 2.94 metros el costo era de 1,828.70 US$/disparo, con esta misma inversión se mejoró a 3.10 metros, lo que tendría una inversión de 1,928.20 US$/disparo. 82
Con la implementación de la propuesta se obtuvo un margen de 99.52 US$/disparo a favor de la minera.
83
CONCLUSIONES
1. La cadena de valor de la industria minero metalúrgica comienza con las operaciones unitarias binomiales de perforación y voladura, terminando con la obtención de los metales y/o concentrados, es por eso que se debe tener una gran consideración a esta etapa. 2. Este trabajo calculó los burdenes necesarios para el diseño de la malla de perforación y voladura. 3. Al involucra parámetros geomecánicos en un diseño de malla de perforación y voladura, se obtiene burdenes que están en función del modelo geomecánico para cada labor. 4. En la aplicación se involucró a las áreas de planeamiento, geomecánica y gestión en el diseño de la malla de la perforación y voladura. 5. El factor de carga se optimizó de un 3.54 kg/m 3 a un 3.36 kg/m 3. 6. Al mejorar el proceso de perforación y voladura el ahorro no es significativo por disparo que es de 99.52 US$/disparo, pero si consideramos a otros procesos que tienen implicaciones se puede ver que si es significativo, aun si por guardia se tiene 3 disparos de frentes, al día seria 6 disparos, el ahorro es de 597.12 US$/día.
84
RECOMENDACIONES
1. Esta investigación puede servir como base de otros trabajos similares pero es necesario tener en cuenta todos los aspectos teóricos que se involucran. 2. Tener una caracterización geomecánica bien definida de las labores donde se desean implementar el presente trabajo e involucrar a las demás áreas ayudaría para tener un equipo eficiente en el desarrollo de la malla de perforación y voladura. 3. Por recomendaciones teóricas el modelo matemático de ROGER HOLMBERG tiene una mayor eficiencia en minas mecanizadas, donde las secciones son mayores de 2m por 2m. 4. Es importante contar con planos por cada labor donde se pueda tener el diseño de la malla de perforación y voladura, ayudaría a los trabajadores a plasmarlo en el campo.
85
BIBLIOGRAFÍA LIBROS
AMES LARA, VICTOR; Libro De Tecnología De Explosivos – HUANCAYO - 4° edición - 2008
AMES LARA, VICTOR; Libro De Perforación Y Voladura I – HUANCAYO - 4° edición - 2010
AMES LARA, VÍCTOR; Libro De Perforación Y Voladura II – HUANCAYO - 4° edición – 2010
CARLOS AGREDA TURRIATE; Material De Trabajo Diplomado De Perforación Y Voladura – Cámara Minera Del Perú – INTERCADE – LIMA – 2013
EXSA; Informes Técnicos De Minera Atacocha - CERRO DE PASCO – 2004
LOPEZ JIMENO; Manual De Túneles Y Obras Subterráneas – MADRID – 3° edición – 2000
LUIS GONZALES DE VALLEJO, MERCEDES FERRER, LUIS ORTUÑO, CARLOS OTEO; Ingeniería Geológica – ESPAÑA - 2004
MALLQUI TAPIA, ANÍBAL MENESIO; Libro De Maquinaria Minera – HUANCAYO - 2009
MALLQUI TAPIA, ANÍBAL MENESIO; Libro De Servicios Auxiliares – HUANCAYO - 2009
86
M. BUSTILLO REVUELTA, C. LOPEZ JIMENO; Manual De Evaluación Y Diseño De Explotaciones Mineras – MADRID – 1998
RÍOS ROSAS; Instituto Tecnológico Geominero De España Manual De Perforación Y Voladura De Rocas, MADRID 23, 2009
W. HUSTRULID, M. KUCHTA; open pit mine planning y design – LONDON – 2° edición - 1998
REVISTAS
INFORMATIVO MENSUAL - Sociedad Nacional de Minería
INFORMATIVO MENSUAL - Instituto Nacional de Derecho de Minería y Petróleo
MINERIA - Organismo informativo del Instituto de Ingenieros de Minas del Perú
INTERNET
http://pis.unicauca.edu.com
www.monografias.com.pe
www.scrib.com
www.estrategiaempresarial.com
www.newconcepmining.com/privado
www.wikipedia.com.pe
www.rapidash.com.pe
87
ANEXO
88
Figura N° 4 Equipo de trabajo
Figura N° 5 Tomando parámetros geomecánicos de las labores
89
Figura N° 6 Pintado de la malla de perforación y voladura
Figura N° 7 Perforación de la malla pintada
90
