UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
Optimización de la perforación y voladura para mejorar la profundización de la unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A.
TESIS PRESENTADA POR
Bach. Max Pompeyo Villanueva Paucar Bach. Ronal Manrique Quichica PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
HUANCAYO – PERÚ
1
2016
2
ASESOR: Ing. ROSENDO VALERIO PASCUAL
3
DEDICATORIA A nuestros padres, por habernos dado la existencia, quienes son testimonio de esfuerzo, tesón, sacrificio y amor en la vida; por su incondicional apoyo en nuestras vidas, estudios y la elaboración de la presente, para así ser profesionales.
4
AGRADECIMIENTO Al Ing. Rosendo Valerio Pascual, nuestro asesor y amigo; quien con mucha preocupación y esmero nos asesoró en la elaboración de la tesis. A la Facultad de Ingeniería de Minas, de la Universidad Nacional del Centro Del Perú, por brindarnos invalorables conocimientos que fortalecieron nuestra formación Profesional y la obtención del título de Ingeniero de Minas. A la Compañía Minera Volcán S.A.A., por la oportunidad y el apoyo que nos brindó durante nuestra permanencia en ella, fruto del cual es la presente tesis.
Los autores.
5
RESUMEN El presente trabajo de investigación consiste en solucionar el problema de la profundización de labores de la unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. La investigación se inició con la siguiente interrogante ¿cómo mejorar los avances lineales en la profundización de la unidad san Cristóbal en la Compañía Minera Volcan S.A.A.?, siendo nuestro primordial objetivo optimizar las técnicas de perforación y voladura en los avances lineales de profundización de la Unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. Teniendo como hipótesis que la aplicación de nuevas técnicas de perforación y voladura permitirá la optimización de los avances lineales en la profundización de la mina San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. En cuanto a la investigación el método es científica, de tipo Descriptivo Correlacional, y de diseño clásico o con preprueba - postprueba. La población de estudio está constituida por todas las labores de la Unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A., la muestra es la Empresa Especializada AESA PERU S.A.C. de la unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. Se concluye que Empleando el diseño y parámetros de voladura por Holmerg, se ha obtenido que en avances lineales se redujo de manera notoria la deficiencia de voladura en la profundización y la eficiencia del disparo ha mejorado, pasando de 77% antes a 88% después de diseñada la malla, aumentado en 11% la eficiencia. (El autor)
6
Palabras claves: Optimización, perforación, voladura, avances lineales y profundización.
7
ABSTRACT This thesis is the optimization of drilling blasting to improve the deepening of the United San Cristobal of the Mining Company Volcan S.A.A. The investigation began with the following question how improved linear progress in deepening the unit san Cristobal, the Mining Company Volcan S.A.A.?, being our primary goal optimize the techniques of drilling and blasting in the linear progress of deepening of Saint Cristobal of the Mining Company Volcan S.A.A. unity with the hypothesis that l application of new techniques of drilling and blasting San Cristobal of the Mining Company Volcan S.A.A. will allow optimization of linear progress in deepening the mine In as regards the research method is scientific correlation type - descriptive, and transactional design - correlational. The study population consists of all the unit Saint Cristobal of the Mining Company Volcan S.A.A., the sample is the company specializes AESA PERU S.A.C. of Saint Cristobal of the Mining Company Volcan S.A.A. It´s concludes that using the design and parameters of blasting by Holmerg, has been obtained that in linear progress was reduced in a notorious way deficiency of blasting to deepen and trigger efficiency has improved, from 77% to 88% before after designed the mesh, increased by 11% efficiency. Key words: Optimization, drilling, blasting, linear progress and deepening.
8
ÍNDICE Pág. Caratula
i
Asesor
ii
Dedicatoria
iii
Agradecimiento
iv
Resumen
v
Abstract
vi
Índice
vii
Introducción
xi CAPITULO I PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1
FUNDAMENTACIÓN DEL PROBLEMA
12
1.2
FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
14
1.2.1 Problema general
14
1.2.2 Problemas específicos
14
OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN
14
1.3.1 Objetivos general
14
1.3.2 Objetivos específicos
14
JUSTIFICACIÓN E IMPORTANCIA DEL PROYECTO
15
1.4.1 Conveniencia
15
1.4.2 Implicaciones prácticas
15
1.4.3 Valor teórico
15
1.4.4 Utilidad metodológica
16
ALCANCES Y LIMITACIONES
16
1.5.1 Alcances
16
1.5.2 Limitaciones
17
1.3
1.4
1.5
CAPITULO II MARCO TEÓRICO
9
2.1 ANTECEDENTES DEL ESTUDIO
18
2.2 GENERALIDADES DE MINA VOLCAN
24
2.2.1 Ubicación
24
2.2.2 Accesibilidad
25
2.2.3 Clima y vegetación
26
2.2.4 Geología regional
26
2.2.5 Estratigrafía
28
2.2.6 Geología local
28
2.2.7 Geología económica
29
2.2.8 Reservas minerales
34
2.2.9 Criterios de cubicación
34
2.2.10 Bloqueo y estimaciones
37
2.2.11 Información geológica – geomecánica
40
2.3 TEORIA BASICA
47
2.3.1 Explosivos
47
2.3.2 Perforación
65
2.3.3 Voladura
73
2.3.4 Formulación Matemática
78
2.4 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS
83
CAPITULO III HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1 HIPÓTESIS
88
3.1.1 Hipótesis general
88
3.1.2 Hipótesis específicas
88
3.2 IDENTIFICACIÓN Y CLASIFICACIÓN DE LAS VARIABLES
89
3.2.1 Variable independiente 3.2.2 Variable dependiente
89 89
3.3 OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES
89
3.4 DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN
89
3.4.1 Método de investigación
89
10
3.4.2 Tipo de investigación
90
3.4.3 Diseño de investigación
90
3.5 POBLACIÓN Y MUESTRA
90
3.5.1 Población
90
3.5.2 Muestra
91
3.6 TÉCNICAS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
91
3.6.1 Observación directa
91
3.6.2 Entrevistas no estructuradas
91
3.6.3 Revisión documentaria referencial
91
3.7 INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
91
3.8 METODOLOGIA DE RECOLECCIÓN DE DATOS
92
3.8.1 Trabajo de campo
92
3.8.2 Trabajo de gabinete
92 CAPITULO IV
PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS 4.1.
4.2.
4.3.
4.4.
CONTROL Y DISEÑO DE LOS PARAMETROS PARA LA OPTIMIZACION DE LOS AVANCES LINEALES
93
4.1.1. Descripción de las labores de desarrollo
93
4.1.2. Alcance del proyecto
94
4.1.3. Especificaciones técnicas
94
4.1.4. Labores segundarias
95
4.1.5. Turnos de trabajo
95
PLANEAMIENTO DE PROGRAMA PARA LAS LABORES DE DESARROLLO
95
4.2.1 Recursos humanos
95
4.2.2 Equipos y responsabilidades
96
4.2.3 Programa mensual
97
VALIDACION DE LAS HIPOTESIS
98
4.3.1 Validación de la hipótesis general
98
4.3.2 Validación de la hipótesis especifica
99
PERFORACIÓN
100
11
4.5 . DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN
105
4.6 DISEÑO DE LOS PARÁMETROS DE PERFOR Y VOLADURA
112
4.7 RESUMEN DE DISEÑO DE MALLA
123
4.8 EVALUACIÓN DE LOS CONSUMOS DE EXPLOSIVOS Y COSTOS
125
4.8.1 Consumo de explosivos y accesorios de voladura
125
4.8.2 Costos de voladura
126
4.9 EVALUACIÓN DE LAS EFICIENCIAS DE LA VOLADURA MENSUALES
127
4.9.1 Eficiencia de la voladura antes de los cambios
127
4.9.2 Eficiencia de la voladura después de los cambios
127
4.9.3 Evaluación de la eficiencia: Antes y después de los cambios 128 4.10 ANALISIS DE COSTOS
129
4.11 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE EFICIENCIA DE VOLADURA ANTES Y DESPUES DE LOS CAMBIOS EN LAS LABORES MENCIONADAS
131
4.12 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE DE CUMPLIMIENTO DE AVANCES DIARIOS Y ACUMULADOS ANTES Y DESPUES DE LOS CAMBIOS EN LAS LABORES MENCIONADAS
132
4.13 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE A LA VALORIZACION ANTES Y DESPUES DE LOS CAMBIOS EN LAS LABORES MENCIONADAS
134
CONCLUSIONES
135
RECOMENDACIONES
136
BIBLIOGRAFÍA
137
ANEXOS
140
12
INTRODUCCIÓN En la explotación de un yacimiento de mineral, se requiere la aplicación de una tecnología moderna de alto rendimiento, de bajo costo, que brinde seguridad y que sea adecuada para el tipo de yacimiento. La presente tesis tiene el interés de optimizar las técnicas de perforación y voladura para la mejor profundización de las labores en la unidad San Cristóbal de la Compañía de Minas Volcan S.A.A, para lo cual, el trabajo está dividido en capítulos cuyo detalle es: En el capítulo I de Planteamiento del Problema, se trata de la fundamentación y formulación del problema, los objetivos, la justificación, alcances y limitaciones de la investigación. En el capítulo II del Marco Teórico aquí presentamos los antecedentes del estudio – problema, bases teóricas y definición de términos básicos. El capítulo III de Hipótesis y metodología de la investigación, trata de la identificación y clasificación de variables y diseño de la investigación. El capítulo IV de Presentación, análisis e interpretación de resultados. Culminamos la tesis, presentando conclusiones, recomendaciones, bibliografía y anexos. Los autores.
13
CAPITULO I PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1 FUNDAMENTACIÓN DEL PROBLEMA La presente tesis da cuenta de algunas ineficiencia de la voladura como el tamaño de tacos que son de 0.85m en promedio, sobrerotura en las coronas, disparos soplados, disparos cortados etc. en los niveles de profundización de la Unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. para lo cual, se plantea optimizar con un control más eficiente las técnicas de perforación y voladura y hacer un mejor uso de los explosivos en los niveles 1070, 1120 y 1170 en los cuales se encuentra las RP 040, RP 042, RP 980 y BP 616. Esto se realiza mediante la revisión sistemática de dichas aplicaciones, como un mejor control día a día de las técnicas de voladura y con unas constantes capacitaciones a nuestros colaboradores. El estudio tiene por objeto investigar descriptivamente el uso de los métodos y técnicas de voladura para optimizar los avances en la profundización del Nv 1070 – 1120 en la unidad San Cristóbal, 14
permitiendo con ello recopilar antecedentes fundados e identificar oportunidades de mejorar las técnicas de voladura y mejor uso de explosivos. (Ver ítem 4.2. en ítem del capítulo IV). Desde el año 2008 que la empresa especializada AESA PERU S.A.C. ha llevado sus procesos operativos a los niveles de profundización, no se han logrado alcanzar los metros lineales programados mensuales en estas cuatro labores que fueron de 230m alcanzando solamente 152.81m, en promedio solo se cumple con el 62% del programado mensual, ante ello es necesario realizar estudios para lograr la meta de avances lineales, por los cuales se realizaran mejoras, en las técnicas de voladura, capacitación al personal y se emplearan mejor la distribución de explosivos en el macizo rocoso. En esta investigación se abordará el problema aludido a través de la revisión sistemática de estudios de las técnicas de voladura
y
capacitaciones constantes al personal involucrado proponiendo medidas para resolverlos. Se analizó como incrementar la producción, reduciendo los costos unitarios y eliminar algunas condiciones sub estándar permitiendo un óptimo desempeño del personal.
15
1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA 1.2.1 Problema general ¿En qué medida el proceso de perforación y voladura aplicado por la empresa especializada AESA PERU SAC, permite mejorar los avances lineales en la profundización en la mina San Cristóbal en la Compañía Minera Volcan S.A.A.? 1.2.2 Problemas específicos
¿En qué medida la mejora aplicada permite la optimización en los costos operativos en la profundización de la mina San Cristóbal?
¿En qué medida se podría estandarizar las técnicas de perforación y voladura para la mejora en los avances lineales en la profundización?
1.3 OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN 1.3.1 Objetivos general La investigación trata sobre evaluar el proceso de perforación y voladura en las labores de profundización para lograr alcanzar los avances lineales programados en la profundización de la mina San Cristobal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. 1.3.2 Objetivos específicos
16
Describir la mejora de técnicas de perforación y voladura; para alcanzar los avances lineales programados profundización en la mina San Cristóbal.
Describir el estándar aplicado en el proceso de perforación y voladura y cómo influye en los avances lineales en la profundización de la mina San Cristóbal.
1.4 JUSTIFICACIÓN E IMPORTANCIA DEL PROYECTO La presente investigación se justifica por los siguientes criterios: 1.4.1 Conveniencia actual Sin duda alguna, este aspecto es crucial, ya que la presente investigación es conveniente para este tiempo y espacio, pues existen evidencias que no se logra cumplir con la meta de los avances lineales programados a consecuencia de malas técnicas de perforación y voladura los mismos que pueden ser identificables y mejorables. 1.4.2 Implicaciones prácticas En ese sentido, la investigación tiene carácter práctico, ya que se manipulará la variable independiente con la finalidad de concluir en resultados que propicien y evalúan el mejoramiento de los avances lineales, con nuevas técnicas de voladura y capacitación del personal. 1.4.3 Valor teórico
17
La información recopilada y procesada servirá de sustento para esta y otras investigaciones similares, ya que enriquece el marco teórico y/o cuerpo de conocimientos que existe sobre el tema en mención, es decir mejorar la eficiencia de voladura en profundización de la unidad San Cristóbal. 1.4.4 Utilidad metodológica La tesis tiene una importancia metodológica porque permitirá poner en
práctica
procedimientos
la
investigación para
conducir
científica, bien
el
utilizar
técnicas
y
trabajo,
llegando
a
conclusiones válidas y confiables. En la presente investigación el instrumento diseñado y elaborado servirá para recopilar información y asimismo para analizar los datos, los mismos que serán guiados y orientados en todo momento por el método científico. En ese sentido la presente investigación también se justifica. 1.5
ALCANCES Y LIMITACIONES
1.5.1 ALCANCES Los alcances de este trabajo radicaran en el estudio descriptivo y comparativo de los métodos de perforación y voladura a aplicarse en la Unidad San Cristóbal además de temas relacionados con la capacidad, eficiencia y rendimiento del personal para lo cual se cuenta con los documentos y archivos actualizados hasta la fecha.
18
Merece resaltar que la perforación y voladura son una de las actividades más importantes dentro de las operaciones mineras; anteriormente estas operaciones se realizaban empíricamente, con una metodología de prueba y soluciona errores, ahora lo realizamos más científicamente, introduciendo variables como: taladro de alivio y otros. La presente tesis incide en la voladura aplicando el modelo de áreas de influencia, que consiste en calcular el burden, basándose en las clasificaciones geomecánicas de la roca. 1.5.2 LIMITACIONES Una de las limitaciones fue que nuestro estudio lo realizábamos conjuntamente con nuestras labores de producción, los cuales algunas veces no se nos era compatibles.
19
CAPITULO II MARCO TEÓRICO 2.1 ANTECEDENTES DEL ESTUDIO Se cuentan con varios estudios técnicos y teóricos de investigación relacionadas con perforación y voladura, directa e indirectamente relacionados con nuestro tema de investigación los cuales harán más viable nuestro estudio; como son: La tesis Reducción de los costos operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de perforación y voladura1, de la Pontificia Universidad Católica del Perú, concluye que al aplicar los estándares óptimos de trabajo (malla de perforación y voladura) en las principales operaciones unitarias de minado que son la perforación y voladura, se asegura de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado. Éxito que se logra con un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones y que se sintetizan en la 1 Jáuregui Aquino Oscar Alberto. Reducción de los costos operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de perforación y voladura. PUCP, Lima. 2008.
20
supervisión y capacitación continua en lo concerniente a la aplicación de estándares óptimos de trabajo en la operación. La implementación y aplicación continua de estos estándares de trabajo aseguran una operación económicamente más rentable, permiten tener un orden y estandarización de las operaciones e intensifica la seguridad en los trabajos. La tesis Método de minado Sub Level Stoping en el stope piloto 428Ore Body para el mejoramiento de la productividad en CIA Minera Atacocha S.A.2 Dentro de sus conclusiones mencionan que mediante la aplicación del método de minado Sub Level Stoping stope 428 en la sección 3 de mina Atacocha
se
logró
mejorar
la
productividad
obteniéndose
una
productividad de 32 TM/h-g día. Uno de los factores para lograr ello fue la capacitación del personal en el método de minado Sub Level Stoping mediante estándares, procedimientos y capacitación por parte de especialistas. La tesis Optimización en los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la mina Bethzabeth
3
de la universidad Central
del Ecuador; la cual llega la siguiente conclusión: Al Optimizar los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la Mina Bethzabeth, mediante el diseño de una nueva malla de perforación junto con el cálculo de la cantidad adecuada de sustancia 2 Paul Baltazar Ascarza Acuña y Rodrigo Tovar García. Método de minado Sub Level Stoping en el stope piloto 428-Ore Body para el mejoramiento de la productividad en CIA Minera Atacocha S.A. UNCP.
3 Sánchez Villarreal, Yadira Vanessa. Optimización en los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la mina Bethzabeth. Universidad Central del Ecuador. Quito, 2012.
21
explosiva permitirá la optimización en los procesos de perforación y voladura en el avance de la rampa en la mina. La tesis Diseño de mallas de perforación y voladura subterránea en la mina San Rafael4 de la Universidad Nacional de Ingeniería de Lima, Perú; cuyas conclusiones son las siguientes:
Si fue posible Diseñar mallas de perforación y voladura subterránea para frentes en la mina San Rafael.
El diseño de mallas de perforación realizados por esta teoría se usa solamente para cortes en paralelo.
Fue posible utilizar el análisis granulométrico para pronosticar la fragmentación y evaluar el diseño de malla de perforación y voladura para determinar dicho diseño si era el ideal.
El modelo predictivo de Kuz - Ram es una buena herramienta para analizar la tendencia de la fragmentación para diferentes diseño de malla de perforación y voladura.
La investigación El ingeniero de minas del nuevo milenio 5 de la Pontificia Universidad Católica de Chile, cuyas conclusiones fueron las siguientes:
Una meta económica importante para las mineras debiera ser la formación de ingenieros como personas cualificadas y conocedores
4 Rene Wilfredo Ojeda Mestas. Diseño de mallas de perforación y voladura subterránea en la mina San Rafael. Universidad Nacional de Ingeniería de Lima, Perú. 2009.
5 Porta Encalada Raúl. El ingeniero de minas del nuevo milenio. PUCC, Santiago de Chile, Chile. 2006. 22
de las nuevas informaciones y de la cultura que en torno a la minería se produce y difunde.
Asimismo, el ingeniero de minas debe posean un conjunto de conocimientos y habilidades específicos que les permitan buscar, seleccionar, analizar y comprender la enorme cantidad de información a la que se accede a través de las nuevas tecnologías.
La
investigación
Gestión
de
sistemas
y
tecnologías
de
administración6. La investigación fue de nivel descriptivo, con diseño muestra – observación, cuyas conclusiones fueron las siguientes:
Las funciones de planificación, diseño e implantación de Sistemas de administración, deben estar relacionados con los distintos sistemas que integran la infraestructura de una empresa, y debe ser coherente con la estrategia competitiva de esta, por ello está será una tarea de la dirección, realizar estas funciones del sistema de administración.
Debido a la evolución constante de las tecnologías, tendremos que aprender a escoger el mejor sistema de administración que se adapte a nuestras necesidades, pero deben ser las tecnologías, las que se amolden al sistema de administración diseñado por la empresa y no al contrario.
La investigación Las organizaciones del conocimiento humano 7. Que concluye que cada puesto es ocupado por alguien que conoce su tarea, que no actúa tanto por delegación como por pericia. Los mercados 6 7
Colonio Mercado Víctor. Gestión de sistemas y tecnologías de administración. UNMSM, Lima. 2009. Serrano Cantuarias Paul. Las organizaciones del conocimiento humano. UNE Enrique Guzmán y Valle, Lima. 2008..
23
globales son cada vez más exigentes tal es así que las organizaciones solo aprenden a través de los individuos que aprenden. Una organización que se quiere transformar necesita primero tener el tipo de empresa en el que se desea convertir, esto significa definir la visión de futuro a los próximos años, debiendo adicionalmente plantear cual será la diferencia con respecto a empresas similares en algo que es valioso para convertirlo en una propuesta sobre la cual descansara su estrategia, debe identificar los factores que contribuyen en el desarrollo de la gestión, de tal manera que mediante habilidades y destrezas nuevas se brinde apoyo y seguridad al recurso humano, el mismo que después se convertirá en el actor principal para el logro de los objetivos propuestos por la empresa. Porque un recurso humano motivado es el sustento de toda empresa. La investigación Calidad como filosofía de gestión empresarial8. Que, concluye que la calidad no es solo un requisito técnico, es toda una filosofía de gestión que todas las empresas deben de perfeccionarla día a día. Una situación común en las organizaciones que deciden implantar un sistema de calidad de gestión es la falta de apoyo de la dirección, lo que dificulta o hace difícil la ejecución del proyecto, por lo tanto es fundamental la responsabilidad que recae en quienes dirigen la organización, teniendo en cuenta que una organización que aspire a sobrevivir en el contexto actual en un diálogo con su público, capaz de interpretar las demandas que recibe y de responder a ellas. Sin embargo, para poder dialogar con el mercado, una organización debe ser capaz de 8
Bernardin H. John y Russell Joyce E. Calidad como filosofía de gestión empresarial. New York. Ed. Mc Graw-Hill, 1993.
24
mantener su propio diálogo interno y, en realidad esto depende de quienes dirigen la organización. Por otro lado, es sabido que el éxito de las organizaciones modernas en este mundo globalizado se debe a su alto grado de competitividad alcanzado. Este resultado es posible gracias a la integración efectiva y eficiente de su personal, lo que permite llevar a cabo estrategias y conseguir sus metas. No hay ninguna duda que la piedra angular y esencial del desarrollo organizacional es el factor humano que mediante una gestión de calidad realizada por los directivos de una institución logran alcanzar los objetivos que se proponen. La tesis “Efectos de las vibraciones generadas por voladuras en minas sobre roca”9, cuyas conclusiones fueron:
Las velocidades de partícula debidas a voladuras en minería que fueron registradas estuvieron entre 0.1 mm/s y 6 mm/s. dichas mediciones corresponden a un rango de r/w1/2 (distancia escalada por la raíz de la máxima carga por unidad de retardo) entre 70 y 1300 ft/lb1/2.
De acuerdo con las mediciones de vibraciones efectuadas, si se diseñan las voladuras con el parámetro de distancia escalada con la raíz cuadrada de la máxima carga por unidad de retardo superior a
9 Daniel Ruiz Valencia D., Otálora Sánchez C. & Rodríguez Ordóñez J., “Efecto de las vibraciones generadas por voladura en minas sobre rocas. Pontificia Universidad Javeriana, Bogotá, Colombia. 2007.
25
100 ft/lb1/2 se mantendrán las velocidades pico de partículas en niveles que minimizarían los daños en rocas.
Teniendo en cuenta los resultados presentados anteriormente se deberían desarrollar, para las condiciones propias de Colombia, límites de vibración ajustados a las condiciones locales. Para ello es necesario desarrollar una mayor cantidad de proyectos de investigación que involucren el registro de las vibraciones debidas a fenómenos naturales y antrópicos en conjunto.
2.2GENERALIDADES DE MINA 2.2.1 Ubicación La mina San Cristóbal, políticamente está ubicada en el distrito de Yauli, provincia del mismo nombre, departamento de Junín. Geográficamente se encuentra en el flanco este de la Cordillera Occidental de los Andes Centrales del Perú; a 110 km en línea recta, de la ciudad de Lima. Sus coordenadas geográficas son:
76° 05' de longitud Oeste
11° 43' de latitud Sur
Sus coordenadas U.T.M. son:
8 704 000 N
388 000 E
26
La altitud media del distrito es de 4 700 metros sobre el nivel del mar.
2.2.2 Accesibilidad La mina San Cristóbal es fácilmente accesible, utilizando la carretera central, de la cual cerca de la localidad de Pachachaca, parte un ramal de 20 km que conduce a San Cristóbal; además, el ferrocarril central tiene una estación en Yauli a 12 km del área. Tabla N° 01. Accesos TIPO DE VÍA
DISTANCIA
TIEMPO
Lima-Yauli-
Asfaltado
144 km
4h
Huancayo-Oroya-Yauli
Asfaltado
93 km
3h
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 01. Ubicación de la Mina San Cristóbal
27
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
2.2.3 Clima y vegetación En esta zona es frío y seco ya que se encuentra dentro de la región geográfica denominada Puna, cuyas temperaturas varían entre 15°C a 0°C, es frígida y seco con heladas y prolongadas lluvias dependiendo de la época del año. La vegetación es escasa debido a la altitud y los pastos existentes sirven para el forraje y algunas gramíneas similares que se dan en los valles glaciares y está ausente en las partes altas de la cordillera. 2.2.4 Geología regional
28
El distrito minero de San Cristóbal está localizado en la parte suroeste de una amplia estructura regional de naturaleza domática que abarca
íntegramente los distritos de San Cristóbal y
Morococha, conocida como el Complejo Domal de Yauli, que representa una ventana de formaciones Paleozoicas dentro de la faja intracordillerana de formaciones Mesozoicas. El Paleozoico tiene dos pisos, el inferior formado por el grupo Excélsior y el superior por el grupo Mitú; el Excélsior está aflorando a lo largo del anticlinal de Chumpe en la parte oeste del domo y en el anticlinal de Ultimátum hacia el Este; el Mitú aflora en la mayor parte del domo. El margen está constituido por las formaciones mesozoicas: grupo Pucará, grupo Goyllarisquizga, grupo Machay y formación Jumasha. Cuerpos intrusivos y capas extrusivas testifican la actividad ígnea en la zona. Figura N° 02. Geología Regional
29
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
30
2.2.5 Estratigrafía La mina San Cristóbal está localizado dentro amplia estructura regional de naturaleza domática que abarca casi íntegramente los distritos mineros de Morococha, San Cristóbal y Andaychagua, esta estructura inicialmente fue‚ denominada "Complejo Domal de Yauli" (J. V. Harrison, 1 943) y ahora se le denomina "Domo de Yauli" constituida por varias unidades litológicas cuyas edades van desde el Paleozoico Inferior hasta el Cretáceo Inferior arregladas en una serie de anticlinales y sinclinales de ejes aproximadamente paralelos. El depósito mineral de Andaychagua se localiza en el llamado "Anticlinal de Chumpe", cuyo eje se alinea en dirección N 45º W, mostrando doble hundida hacia el NW y hacia el SE 2.2.6 Geología local La mina San Cristóbal es una de las estructura más extensa que se conoce en el área y ha sido mineralizada a lo largo de aproximadamente tres kilómetros. El ancho de las vetas es variable en los diferentes tipos de roca y a lo largo de toda su extensión; la veta tiene una potencia que varía desde unos cuantos centímetros hasta varios metros; las potencias variadas posiblemente sean el resultado de las diferentes competencias de las rocas, del tipo de fractura (tensional) y de las diferentes reactivaciones que ha tenido la fractura.
31
2.2.7 Geología económica a. Tipo de Yacimiento y Mineralogía: Yacimiento mesotermal. b. Zoneamiento y Paragénesis. Es evidente que la deposición de los minerales tuvo lugar por medio de aguas termales a temperaturas bastante bajas. En lo que se refiere a la historia de la deposición podemos generalizar lo siguiente. Las aguas termales ricas en sílice, depositaron los minerales de zinc y plata, luego la galena y calcopirita y en una segunda fase bajando la temperatura precipitaron pirita y marcasita junto con la sílice. Este proceso se calcula que haya ocurrido a temperaturas de 50ºC – 200ºC con una presión moderada; todo esto se afirma basándose en la clasificación de Lindgren y con esto podemos decir que es un yacimiento mesotermal. La paragénesis de los minerales y sus modalidades de deposición y reemplazamiento de las calizas necesitan un estudio mineralógico y petrográfico detallado. Por lo tanto esta descripción presenta solo un estudio preliminar de la geología y la mineralización de la mina.
32
c. Controles de Mineralización
Para el estudio de este control se ha basado en observaciones
de
carácter
cualitativo,
llegándose
a
determinar diferentes anillos de alteración hidrotermal y son: Anillo externo de caliza dolomítica. Anillo central de pirita masiva.
La mineralización en esta zona está relacionada con el fenómeno de intrusión, este fenómeno no solamente se ha observado en el distrito de Yauli, sino en varios lugares de la cordillera central.
Figura N° 03. Geología económica 33
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
34
Estudios de carácter general han establecido que este proceso ha tenido un desarrollo uniforme de actividad ígnea y deposición metálica. La actividad ígnea está representada por una serie de rocas que en composición va desde la diorita, monzonita cuarcífera y la andesita que tomó la forma de stocks y diques de varios tamaños. La deposición metálica es debido a la diferenciación del magma en las últimas etapas de este proceso, emitiendo soluciones ricas en hierro y azufre, soluciones ricas en plata, zinc y cobre.
d. Control Estratigráfico Los sulfuros reemplazan a la caliza dolomítica, no así a la caliza de color gris oscuro a negro que bordea a la caliza dolomítica. En la caja techo de los mantos existen tufos de 1,5 m a 6,0 m de potencia que han servido de control en la deposición de las soluciones mineralizantes. e. Control Estructural La mineralización se ha emplazado en los ejes de los anticlinales, no así en los sinclinales. Los plegamientos observados en el interior de la mina, no son sino el modelo estructural observado regionalmente; esto es: el eje de los pliegues tiene el rumbo de las estructuras observadas regionalmente N 30º - 40º O con un plunge de 30º SE y el plano axial tiene una inclinación de 60º SO. 35
Se tiene también una zona de cizallamiento la veta Teresa con; fracturas de tensión y que ha desplazado dextralmente a los mantos y los ha enriquecido con mineralización epitermal. El control estructural en el sistema de vetas está representado por las fracturas tensionales del área que permitió la circulación de soluciones mineralizantes, es importante tener presente que las diferentes pulsaciones dieron lugar a las diferentes bandas de minerales. La mineralización hidrotermal en el yacimiento metasomático de contacto San Cristóbal formó minerales que se viene explotando tales como: Esfalerita ZnS Mena de Zinc cuyas características, es su peso específico liviano 3 - 4, cuyo color es gris opaco a metálico, color de la raya marrón, fractura irregular en 8 direcciones y con una ley promedio cubicado de 6,5%. Los tajos potenciales de Zn corresponden a la veta 706, por orden de importancia Calcopirita CuFeS2 Cobre CuFeS2 (calcopirita), cobre Cu cuyas leyes son 3%, que han venido explotando mejor en niveles superiores. Se encuentra en la veta 722. Como minerales de ganga tenemos:
Pirita
36
Presentándose como mineral ganga en algunas labores Sílice Se presenta en el contacto caliza Calcita Fluidos mineralizantes de calcita se han ido instruyendo en forma de vetillas y venillas en algunos paquetes de caliza. 2.2.8 Reservas minerales
El Presente estudio involucra las estimaciones de reservas de Minerales de la Mina San Cristóbal fue preparado por Departamento de geología y Planeamiento de la U. E. A. Yauli.
Las reservas y Recursos Minerales han sido utilizados los principios internacionales referidos por el Joint Ore Reserves Commitee (JORC) - AustralasianInstitute of Mining and Metallurgy (AuslMM), Australian Institute of Geoscientists and Minerals Council of Australia.
Las reservas de minerales incluyen al mineral clasificado como probado
-
probable
luego
de
efectuar
reestimaciones
fundamentales en las definiciones internacionales, e incluir nuevas zonas mineralizadas en las estructuras principales y deducir el mineral extraído durante el año 2 014.
37
Tabla N° 02. Reservas de minerales de los últimos años
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
Las reservas estimadas para San Cristóbal a aumentaron debido a la persistencia de la mineralización en las estructuras principales tanto al este como a profundidad se ha reconocido con taladros y con frentes en los niveles 630, 780, 1070, 1120, 1180; en profundidad se ha reconocido con perforación diamantina en las vetas 722, 706, Split 706, y el ramal A con resultados muy favorables
en espesor y leyes de Zn y Ag
confirmando que la mineralización profundiza 400 m debajo del Nv. 1180.
Las operaciones mineras se desarrollaron principalmente en los niveles 630, 780, 970, 1020 y 1070 mayormente del sector de filitas, así como de la zona este de las vetas 706, 722 y 38
Split 706. Asimismo se continúa con la preparación del Nivel 1070 la profundización a los niveles inferiores con la rampa 040 y 980 y la exploración hacia la zona este en los diferentes Niveles. 2.2.9 Criterios de cubicación a. Muestreo. En las estructuras de la mina San Cristóbal, el método de muestreo empleado es el de canales de mineral cogidos regularmente a lo largo de la potencia de la estructura teniendo en consideración el máximo de cuidados para asegurar la representatividad de la muestra. El procedimiento esta normado mediante un Manual de Muestreo y adicionalmente está sujeto a una serie de controles para identificar los posibles errores en su ejecución y efectuar los ajustes correctivos del caso. El espaciamiento de muestreo es de 3 m en labores principales (galerías, chimeneas, subniveles) y de 5 m en tajeos. b. Laboratorios. Se cuenta con un Laboratorio de Análisis Químico en la planta Mahr Túnel para determinaciones analíticas por los elementos principales Cu, Pb, Zn y Ag. Los procedimientos están acorde con
la
tecnología
actual
y
adicionalmente
se
viene
39
estableciendo un sistema de control de calidad tanto para la preparación de muestras como para el proceso. 2.2.10 Bloqueo y estimaciones a. Método Clásico. Utilizado para estimar los Recursos en la totalidad de vetas secundarias de la mina San Cristóbal y la zona por debajo del Nivel 820 de las vetas principales 706, 722 y Split 706. Los bloques son delimitados sobre la base de criterios geológicos, tipo
de
estructura,
persistencia
de
la
mineralización,
interpretaciones isovalóricas, controles de la mineralización, etc. Los tonelajes se calculan mediante fórmulas geométricas, de
volúmenes
y
considerando
la
respectiva
gravedad
específica (sin olvidar el factor de ángulo de buzamiento). Para la simplificación de estos cálculos se utilizan las herramientas del AutoCAD. Las leyes se calculan por ponderación simple de todos los valores que tengan influencia en el bloque y luego son afectadas por los factores de corrección por errores de muestreo y análisis. b. Método Geoestadístico Para la estimación de reservas por el método Geoestadístico podemos poner como ejemplo la estimación en el Cuerpo de Mineral 706 en la mina San Cristóbal. c. Data
40
Para la estimación de los recursos se han empleado 15 sondajes y 3 615 canales. Todas estas muestras presentan información de 5 variables: potencia y leyes de Cu, Pb, Zn y Ag. La data fue revisada por duplicidad de tramos muestreados y por resultados iguales. Posteriormente se realiza un análisis estadístico para corregir los altos erráticos (valores extremos) y para realizar el estudio variográfico. La hipótesis de partida es que tanto las zonas explotadas como la zona in situ a estimarse obedecen al mismo fenómeno metalogenético y por consiguiente el modelo variográfico de la parte superior puede ser utilizado para la interpolación de la zona inferior. Con la finalidad de utilizar la data de sondajes en la interpolación fue compositada a 2,5 m por ser la media de la longitud de los canales de muestreo. Esto se realiza con la finalidad de que puedan tener un soporte coherente con el ancho de muestreo debido a que en la etapa de interpolación las dos datas de canales y sondajes serán compositadas en una sola data. d. Geometría del cuerpo Se construye en base a la posición espacial de los canales y las intersecciones de los sondajes al cuerpo. El Nivel
820
determina el límite superior y los contornos laterales están dados por interpretación geológica de los logueos diamantinos. Los sondajes tienen una disposición radial lo cual imposibilita
41
efectuar un correcto modelamiento geométrico en 3D vía la técnica de los wireframe. El eje mayor del cuerpo 706 sigue un rumbo N 50º W y buzamiento de 50° - 55º SW. e. Modelo de bloques En base al variograma del Zn, a las dimensiones del cuerpo y al método de minado se ha optado por un modelo de bloques de 10 m x 5 m x 5 m (rumbo, potencia y buzamiento, respectivamente). Este modelo ha sido rotado de acuerdo al rumbo del cuerpo mineralizado. f. Elipsoide de búsqueda De 10 m x 7,5 m x 10 m, rumbo/potencia/ buzamiento, es acrecentado sucesivamente por los factores 2 y 3. Los ejes del elipsoide son rotados a fin de seguir los ejes mayores del cuerpo mineralizado. Para esta evaluación se está utilizando la técnica de las “elipsoides flotantes” que viene a ser un artificio que permite que la elipse se adapte a los cambios del buzamiento del cuerpo que no es constante. g. Interpolación En primer lugar se han excluido las zonas explotadas en el interior del cuerpo mineralizado. La interpolación del modelo de bloques ha sido efectuada por el método del Krigeaje Ordinario en base a parámetros previamente definidos. El modelo de 42
bloques resultante posee leyes interpoladas y variables que indican la calidad del estimador, así como la cantidad de data que interviene durante su evaluación. h. Recursos Para la clasificación de Recursos se ha tenido en consideración el tipo de elipsoide empleado durante la interpolación:
Recursos Medidos: Elipsoide de 10 x 7,5 x 10
Recursos Indicados:Elipsoide de 20 x 15 x 20
Recursos Inferidos: Elipsoide mayor a 20 x 15 x 20
El modelo de bloques interpolado se trabajó en forma separada para obtener resultados independientes en bloques regulares de 12,5 m x 10 m x potencia, de acuerdo al sistema de secciones transversales al cuerpo. Este sistema de bloques regulares
posee
leyes,
tonelaje,
identificadores
y
la
probabilidad de recurso. 2.2.11 Información geológica – geomecánica Por otro lado, el personal del Departamento de Geomecánica, en coordinación con el personal de Geología de Mina San Cristóbal, realizó la toma de información geológica del área de estudio litología y estructuras en planos y secciones. En estos mismos planos y secciones se encuentra la información topográfica.
43
Con toda la información que se ha tenido disponible y con las observaciones in-situ realizadas durante la presente visita se ha completado la información geológica geomecánica necesaria para poder realizar los análisis de diseño que son presentados más adelante. a. Caracterización de la masa rocosa
Aspectos litológicos En el área de evaluación están involucrados los siguientes tipos de rocas: el mineral en las Vetas 722 (al techo) y Split 706 (al piso) y los meta volcánicos en las cajas de las mismas. La Veta 722 tiene rumbo aproximado E-W y buzamiento promedio 56°S y la Veta Split 706 tiene rumbo NEE y buzamiento promedio 55°SE, ambas vetas están separadas por una distancia aproximada de 60 m. Las rocas de las cajas inmediatas se presentan alteradas, mientras que las rocas de las cajas alejadas se encuentran sanas. La Rampa 040 se ubica en los metavolcánicos entre ambas vetas.
Distribución de discontinuidades Durante el mapeo geotécnico de la Rampa 040, llevada a cabo por el personal de la Mina San Cristóbal, se registraron
las
discontinuidades
principales
(fallas
y
fracturas principales). 44
Sistema 1 de rumbo NEE y moderado a alto buzamiento al NW, el cual es el predominante. Sistema 2 de rumbo aproximado E-W y alto buzamiento al S, que es el segundo en importancia. Sistema 3 de rumbo NW y moderado buzamiento al SW, que es un sistema secundario. Sistema 4 de rumbo NNW y moderado a alto buzamiento al NE, que también es un sistema secundario.
Figura N° 04. Diagrama estereográfico de contornos del Compósito de discontinuidades
45
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
b. Aspectos estructurales Las características estructurales de las discontinuidades, se establecieron
mediante
tratamiento
estadístico
de
la
información registrada en el mapeo geomecánico del macizo rocoso realizado en la Rampa 040 por el personal de Mina San Cristóbal y de las observaciones in situ realizadas por el suscrito. Según esto, las siguientes son las principales características estructurales de las discontinuidades mayores (fallas) y menores (diaclasas).
46
Figura N° 05. Diagrama estereográfico de planos Principales del compósito de discontinuidades
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
Figura N° 06. Diagrama de rosas del compósito de discontinuidades
47
Fuente: Compañía Minera Volcan S.A.A.
c. Fallas Las fallas tienen espaciamientos por lo general de 3 m a 10 m, la persistencia es de decenas de metros, la apertura es de 1 mm a 5 mm, las superficies de las caras son ligeramente rugosas a lisas y espejos de falla con ciertas ondulaciones. Estas estructuras están rellenadas con materiales de panizo, brechas, materiales oxidados y arcillas, el espesor de estos rellenos varía entre 5 cm y 20 cm. Estas fallas favorecen las filtraciones de agua.
d. Diaclasas Sus características estructurales son: espaciamiento entre 20 cm a 60 cm, persistencia de 3 m a 10 m, apertura variable
48
menor a 1 mm y en algunos casos cerrada y sin relleno, la rugosidad de las paredes es ligera a rugosa con ciertas ondulaciones, el relleno es de suave a duro con presencia de arcillas y cuarzo de espesores menores a 5 mm. Las paredes de las discontinuidades estructurales por lo general están sanas a ligeramente alteradas, con presencia de humedad en la mayor parte de los casos y algunas superficies mojadas de modo local con goteo muy esporádico. e. Clasificación de la masa rocosa Para clasificar a la masa rocosa del área de estudio se ha utilizado el criterio de clasificación RMR (Rock Mass Rating – Valoración de la Masa Rocosa) de Bieniawski (1989), considerando las modificaciones dadas en la tabla N° 03. Tabla N° 03. Criterio para clasificación de la masa rocosa Tipo de roca I IIA IIB IIIA IIIB IVA IVB V Fuente: Elaboración propia.
Rango RMR 81-100 71-80 61-70 51-60 41-50 31-40 21-30 <21
Calidad según RMR Muy Buena Buena A Buena B Regular A Regular B Mala A Mala B Muy Mala
Los resultados del mapeo geomecánico realizado en la Rampa 040 por el personal de San Cristóbal y las observaciones in-situ realizadas indican que la calidad de la masa rocosa de los
49
meta volcánicos en esta área es por lo general Regular A (IIIA), localmente se observan rocas de calidad superior e inferior. Se estima que el mineral de las vetas tiene calidad entre Mala A (IVA) a Mala B (IV B) predominando la primera. Las cajas inmediatas varían su calidad desde Regular B (III B) hasta Mala B (IV B) pasando por Mala A (IVA). Más adelante, se dan detalles sobre la zonificación geomecánica del área de estudio. f. Resistencia de la masa rocosa Para estimar los parámetros de resistencia de la masa rocosa, se utilizó el criterio de falla de Hoek & Brown (2002, 2006), con el programa (software) ROCLAB de Rocscience Inc. (2007). Para ello se tomaron los valores más representativos de calidad de la masa rocosa involucrada con cada dominio estructural, asimismo, la resistencia compresiva uniaxial y la constante “mi”, este último estimado a partir del mismo programa mencionado. En el siguiente cuadro se presentan los valores de los resultados obtenidos sobre las propiedades de resistencia de la masa rocosa por dominios estructurales o litologías asociadas al minado. Asimismo, el minado involucra el uso de relleno detrítico cuyas propiedades
de
densidad
son
2,0
g/cm 3,
Módulo
de
deformación igual 150 MPa, el valor de la cohesiones cero y el ángulo de fricción es 32º.
50
g. Presencia de agua Según lo observado en mina, la presencia del agua no es muy significativa. En el caso de las excavaciones de la Rampa 040, se aprecia humedad y
muy localmente zonas mojadas con goteo
esporádico, por lo que la presencia del agua en la estabilidad de la rampa no será muy relevante. 2.3 TEORÍA BÁSICA 2.3.1 Explosivos Las siguientes definiciones son consideradas útiles en la tecnología de explosivos.
Deflagración es una combustión súbita con llama a baja velocidad de propagación, sin explosión. Se suele asociar, erróneamente, con las explosiones, usándose a menudo como sinónimo. Las reacciones que provoca una deflagración son idénticas a las de una combustión que es un proceso de oxidación muy rápido y acelerado con producción de llama, pero se desarrollan a una velocidad todavía mayor y comprendida entre 1m/s y la velocidad del sonido.
Combustión de una sustancia condensada, significa una reacción exotérmica que toma lugar en la superficie de los granos que componen el material. Esta reacción es mantenida por el calor transmitido de los productos gaseosos.
51
Detonación es una reacción exotérmica específica la cual está asociada con una onda de choque. La reacción química empieza debido al calor, el cual es un resultado de la compresión por la onda de choque. La energía liberada en la reacción mantiene la onda de choque. Una característica muy importante de la detonación es que los productos de la reacción tienen inicialmente una densidad más alta que la sustancia sin reacción.
Explosión es una rápida expansión de la sustancia en un volumen más grande que su volumen original.
Sustancias Explosivas. El término “explosivo” 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. Un explosivo puede quemar o detonar de acuerdo al método de iniciación o la cantidad del material involucrado. De acuerdo a Taylor si la masa de explosivo es pequeña, la iniciación térmica usualmente lleva al quemado. Sin embargo si la masa excede un valor crítico es posible que el quemado alcance a ser tan rápido que la onda de choque se propaga y ocurre la detonación. La masa crítica depende del tipo de explosivo.
52
Explosivos iniciadores (o primarios). Explosivos tales como el fulminato de mercurio, Hg (ONC)2, el cual fue usado en los detonadores iniciales, o azida de plomo Pb (N 3)2, usado comúnmente en detonadores, son típicos de este tipo de explosivos. En esta categoría, el quemado resulta en una detonación aún en cantidades pequeñas. Los explosivos primarios son muy peligrosos porque ellos son iniciados rápidamente mediante contacto directo con la llama o chispa eléctrica.
Ellos
imponen
problemas
significativos
en
la
manufactura por lo que un cuidado extremo tiene que ser tomado para controlar el medio ambiente y el crecimiento de los cristales de estas sustancias.
Explosivos secundarios. Ellos son llamados altos explosivos también. Éstos son menos fáciles de detonar; sin embargo, los mismos son más manipulables en cantidades mayores que los explosivos primarios Los altos explosivos típicos son: TNT (C7H5N3O6), RDX (C3H6N6O6), PETN (C5H8N4O12), etc.
Explosivos comerciales. Usualmente ellos son mezclas basadas
en
nitrato
de
amonio
(NH 4NO3).
Ellos
son
considerados ser más seguros que los altos explosivos. Sin embargo se debería ser un poco más cuidadoso de modo que uno
interprete
los
datos
de
sensibilidad
disponible
apropiadamente. El tamaño de la muestra en muchos ensayos
53
es pequeño y la forma del explosivo no es representativa en su forma al granel. 2.3.1.1
Propiedades de los explosivos Los explosivos son usados en el campo bajo una variedad de condiciones. Con las técnicas de carguío actual ellos pueden ser bombeados o cargados al granel en los taladros, simplificando las operaciones pero, al mismo tiempo, permitiendo que los explosivos sean afectados directamente por el medio ambiente de los taladros. El explosivo en estos casos no puede ser asumido de ser “puro” con características uniformes. Este podría ser afectado por el medio ambiente y las condiciones del campo y este efecto podrían modificar el performance, sensitividad y espectro de humos. Es por esto muy importante conocer los parámetros que afectan el performance de los explosivos y esto también es de igual importancia para ser capaz de evaluar el performance en el campo y realizar las decisiones correctas con respecto al uso del explosivo. Seguidamente los más importantes parámetros de los explosivos y los factores que influencian en ellos son discutidos en detalle. Velocidad de detonación Esta velocidad varía de 2400 a 7950 m/s, para la mayoría de los explosivos comerciales. La onda de detonación empieza en el punto de iniciación de la columna explosiva y
54
viaja a una velocidad supersónica. La velocidad de detonación se puede incrementar de las formas siguientes:
Aumentando el diámetro de carga. Incremento de densidad (no en exceso). Disminuyendo el tamaño de las partículas. Proveyendo un buen confinamiento. Alta relación de acoplamiento. Usando iniciador más grande (aumenta la velocidad de detonación pero no altera la velocidad estable)
Presión de detonación La presión de detonación es una medida de la presión de la onda de detonación, es una función de la velocidad de detonación y densidad, se puede determinar por la teoría de la termohidrodinámica. Los valores obtenidos son aproximaciones, debido a que no es posible medir la presión de detonación, porque la altísima presión de choque en el frente de detonación destruiría cualquier dispositivo de medición. Esta presión varía de 5 a 150 kBar. Presión de taladro También, es conocido como presión de explosión. Este es la presión ejercida sobre las paredes de los taladros, por expansión de los gases de la detonación después de haber completado
la
reacción
química.
Es
función
del
confinamiento, cantidad y temperatura de los gases de la detonación. 55
Se considera que esta presión es 50% de la presión de detonación, aunque también puede variar desde 30% hasta 70%. Lo cual demuestra que no hay una relación adecuada. Clase de humos Esto es una medida de la cantidad de gases tóxicos principalmente CO y óxidos de nitrógeno, producidos por la detonación de una mezcla explosiva. Un explosivo debe producir un volumen de gases de 2.5 pies 3/lb como máximo. Energía de los explosivos Los explosivos son sustancias que rápidamente liberan su energía química como calor para formar productos gaseosos
y
sólidos
en
descomposición
a
altas
temperaturas y presiones. El calor y los productos densos de la detonación producen ondas de choque en el medio circundante y en su expansión imparte energía cinética hacia a dicho medio. La energía, o calor, liberado por la reacción química del explosivo éste mismo y sus productos de la reacción son llamados comúnmente “calor de detonación”. Típicamente se puede asumir que: Todo el nitrógeno forma N2. 56
El aluminio va al Al2O3 antes que la formación de agua. Todo el hidrógeno combustiona con el oxígeno para H 20. El oxígeno dejado oxida al C para CO. El oxígeno dejado oxida CO para CO2. El exceso de carbono forma sólidos de C. La energía por unidad de peso es llamado la potencia por peso del explosivo. La energía por unidad de volumen es llamado la potencia por volumen del explosivo. Algunas veces es usual expresar las potencias por peso y por volumen como valores relativos obtenidos dividiendo la potencia (por peso o por volumen) a la potencia correspondiente de un explosivo estándar. La industria comercial normalmente usa el AN/FO como el explosivo estándar. Potencia La potencia es el trabajo útil realizado por un explosivo. Está relacionado al contenido de su energía. 2.3.1.2 Clasificación de los explosivos según la velocidad de reacción Según la velocidad de la reacción explosiva, se tienen los siguientes tipos de explosivos:
57
Iniciadores o detonadores Son muy sensibles a las acciones externas. El más característico es el fulminato de mercurio. Detonan, y el fenómeno se propaga a alta velocidad, aproximadamente a 10 000 m/s. Multiplicadores como la tetralita, la pentrita y el exógeno. Rompedores, como son los multiplicadores y el trinitrotolueno
(T.N.T.,
trilita),
el
ácido
pícrico,
la
nitroglicerina (NG), etc. Propulsores (explosivos balísticos o pólvoras) empleados para lanzar proyectiles. Los más típicos son la pólvora negra y la pólvora sin humo (nitrocelulosa, fulmicotón). Estos deflagran. Variando del tamaño del grano, la forma y la
proporción
de
otros
aditivos,
se
modifica
convenientemente la velocidad de deflagración de las pólvoras. Se trabajan y moldean como los plásticos. Explosivos basados en nitrato de amonio Las propiedades explosivas del nitrato de amonio (AN) fueron usadas en 1867 por Alfred Nobel para reemplazar parte de la nitroglicerina en la dinamita. El uso del AN como un ingrediente típico, fue solo en la fabricación de la dinamita; hasta que en 1955 H.B. Lee y R.L. Akre, patentaron como un explosivo, a la mezcla 58
del AN-grado fertilizante y un combustible sólido (carbón) como sensibilizador.
Posteriormente
el
combustible
sólido,
fue
reemplazado por el petróleo, naciendo con ello el AN-FO como un agente de voladura. Durante la década del 60 el AN/FO empezó a reemplazar a la dinamita en los taladros secos debido a su bajo costo, manipuleo seguro y carguío rápido. AN (nitrato de amonio) El nitrato de amonio es un compuesto químico, que tiene dos usos diferentes, como fertilizante e ingrediente básico de mezclas explosivas. El nitrato de amonio en la forma químicamente pura, está compuesto de:
60% de Oxígeno, 33% de Nitrógeno 7% de Hidrógeno; en peso.
El nitrato de amonio, es producido por la neutralización del ácido nítrico con amonio.
La solución resultante es
evaporada y convertida en forma de escamas densas o granos tipo prills. Los prills de nitrato de amonio producido se pueden clasificar en dos categorías: PRILLS GRADO AGRÍCOLA Los prills son densos y duros. La densidad está generalmente sobre 0.88
g/cm 3 y como máximo tienen
59
0.3% de agua. Estos prills son esféricos, tiene alto contenido de arcilla y adquiere una coloración de la misma. PRILLS GRADO VOLADURA Para la fabricación se utiliza una torre más alta, porque el AN líquido contiene 4% de agua y la altura adicional provee un tiempo más largo para que los prills se congelen en la corriente de aire
y la mayor parte de la humedad es
extraída de los prills durante una caída controlada dejando así vacíos dentro de los mismos. Estos vacíos incrementan la porosidad, lo cual a su vez mejoran su propiedad para absorber petróleo. AN/FO Al inicio de la década de los 50, se descubrió que al mezclar el petróleo diesel N° 2, en una proporción entre 5.5% a 6.0% por peso con el AN, se producía un agente de voladura práctico y económico. Esta relación óptima provee la mejor performance explosiva y pocos humos tóxicos después de la voladura. Es importante señalar que no se debe emplear el petróleo N° 1, kerosene y gasolina por que incrementan el peligro de la explosión del vapor debido a su volatilidad y bajo punto de iniciación; tampoco debe utilizarse el petróleo
60
crudo, porque podría contener impurezas volátiles e incluir partículas arenosas que aumentarían la sensitividad. Performance del ANFO El ANFO, genera una presión de detonación, y una buena presión de taladro que mayormente, da como resultado un buen lanzamiento del burden. La liberación de energía disponible del ANFO es afectada por: - Tamaño y distribución de las partículas del AN. - Contenido de petróleo. - Grado de confinamiento - Diámetro de la columna explosiva. - Sistemas de iniciación. - Humedad. - Líneas descendentes de cordón detonante. La velocidad de detonación es un indicador de la calidad de la mezcla explosiva. Generalmente, a mayor velocidad de detonación, la liberación de la energía disponible es alta. AN/FO ALUMINIZADO El aluminio se agrega al agente de voladura ANFO, al granel en diferentes proporciones que oscila por lo general entre 5% a 10% en peso, a esta mezcla se denomina 61
AN/FO Aluminizado. El Aluminio es un combustible altamente energético, e incrementa la liberación total de energía, la potencia por volumen, la presión y la temperatura de detonación del explosivo, pero; no es apreciable el decremento de la velocidad de detonación. La reacción del aluminio durante la detonación da como resultado la formación de óxidos sólidos y se forman productos no gaseosos conteniendo aluminio. El volumen total de gas generado por éste explosivo es reducido; por lo tanto la presión de detonación es mayor. El calor de formación del óxido de aluminio es de 16.26 MJ/Kg., y resulta que el calor de explosión aumenta a medida en que la
temperatura
de
los
gases
se
incrementa.
Esta
temperatura muy alta del gas ayuda a compensar la reducción en el volumen del mismo; porque un volumen dado de gas, puede hacer más trabajo a medida que la temperatura es incrementada. EMULSIONES Una emulsión explosiva es del tipo de aceite en agua, es decir es una mezcla de pequeñas gotas de agua dispersas en aceite, es decir que es una solución saturada de sales, en el cual el soluto, son los nitratos y el solvente el agua; los combustibles y emulsificantes constituyen la fase aceitosa. 62
La emulsión explosiva se empezó a producir debido al descubrimiento que al atrapar aire en forma de burbujas, dentro de los ingredientes básicos: Nitrato de amonio, agua y combustible que conforman una emulsión de agua en petróleo, hace que ésta sea más sensible y llegue a ser detonable. Las emulsiones constan de dos fases: Fase Interna. Está compuesta de una solución de sales oxidantes (agua-nitrato de amonio), suspendidos como burbujas microscópicamente finos. Fase Externa. Es aquella fase continúa de combustible (petróleo), que rodea a las burbujas de la fase interna. La emulsión así formada es estabilizada, para evitar la separación líquida, mediante un agente emulsificador. Para el control del volumen se dispersa un agente a través de toda la matriz básica de la emulsión y éstos pueden ser burbujas de aire ultrafinos o burbujas artificiales de vidrio, resina, etc. Esto también controla la sensibilidad de la emulsión, por lo que puede ser sensible al fulminante común (alto explosivo) o al booster (agente de voladura). Una de sus características importantes es su alta densidad y resistencia al agua, por lo que se puede usar en taladros
63
húmedos. También puede ser usado como iniciador de otros explosivos.
AN/FO PESADO Es una mezcla de emulsión al granel y AN/FO. Cuando se mezcla la emulsión y el AN/FO, la emulsión ocupa los espacios de aire entre los prills del AN/FO; esto resulta en un incremento de la densidad y la energía. Se puede obtener una relación adecuada de estos ingredientes para encontrar requerimientos económicos, resistencia al agua y energía. La energía producida por el AN/FO pesado, se puede incrementar con la adición de aluminio a la mezcla en un rango de 5% a 15%. Sus características importantes son mayor peso que los explosivos tradicionales; su alta resistencia al agua, por lo que se usa en taladros húmedos; y su gran energía. 2.3.1.3
SISTEMAS DE INICIACIÓN La iniciación deliberada de los explosivos comerciales involucra la iniciación
de
los
explosivos
mediante
los
detonadores
y
combinaciones de detonadores con primers. Hay dos sistemas empleados: Eléctricos y No eléctricos. SISTEMAS NO ELECTRICOS 64
Cordón de Seguridad (Mechas de Seguridad) Cordón de Ignición Cordón Detonante Fulminantes El Sistema Nonel El sistema Nonel fue desarrollado inicialmente por Nitro Nobel AB de Suecia. Esto consiste de un tubo de choque que contiene una capa de material explosivo en la superficie interior. Cuando es iniciado este tubo transmitirá una onda de choque a baja presión a una velocidad de 2000 m/s esto propagará confiablemente esta detonación alrededor de curvas pronunciadas y a través de la enroscadura o nudos en el tubo. Debido a que la detonación es sostenida mediante una pequeña cantidad
de
material
reactivo,
el
sistema
es
absolutamente compatible con todos los tipos de explosivos comerciales, incluyendo las dinamitas más sensitivas. El tubo NONEL es protegido contra el agua a menos que éste sea cortado. Si el agua está en el tubo la detonación será apagada. Un sistema completo de accesorios ha sido desarrollado con el sistema NONEL. Esto incluye detonadores de milisegundos (MS) de periodo largo (LP) y conectores de milisegundos (MS). Los detonadores son unidos a un tubo de choque el cual es sellado en la fábrica. Un conector broche es suministrado en cada unidad para una unión fácil del tubo a la línea troncal. 65
La línea troncal consiste de un cordón detonante o de un tubo Nonel. Conectores especiales MS han sido desarrollados para proveer intervalos de retardo en
milisegundos a lo largo de la línea de propagación. El Sistema Hercudet Hercudet Incorporated desarrolló e introdujo en 1975, un sistema no eléctrico de fulminantes con retardo que utiliza una detonación por gas de baja energía para activar los detonadores. En este sistema cada
fulminante
es
iniciado
individualmente mediante la detonación de un gas que viaja a través de tubos. Después que la conexión ha sido hecho los tubos son rellenados con nitrógeno y el sistema
es
chequeado
por
agujeros.
Antes
del
encendido una mezcla de combustible/oxidante es introducida. La mezcla es iniciado mediante una máquina especial y la detonación de baja potencia que viaja inicia los fulminantes de la voladura. El sistema, aparte
de
las
ventajas
obvias
de
seguridad
y
compatibilidad con los explosivos sensitivos ofrece la ventaja de permitir al encargado de la voladura desactivar el sistema y retroceder a la etapa inicial, si esto es necesario. La desventaja del sistema es que no es suficientemente versátil; problemas y retrasos pueden ocurrir debido a agujeros y el ingreso de agua al tubo. 66
SISTEMAS ELECTRICOS El término eléctrico se refiere a fulminantes (detonadores) que son activados eléctricamente.
Detonadores Eléctricos
Consiste de un tubo de metal (aluminio o cobre) que contiene una pequeña cantidad de alto explosivo (PETN o Tetryl prensado) como la carga base, una pequeña cantidad de explosivo primario (azida de plomo o fulminato de mercurio como la carga primaria, una carga suelta de composición pirotécnica y dos alambres los cuales son conectados mediante un fino alambre de platino iridio de alta resistencia. Algunas veces la carga suelta es sustituida por un tipo de carga como dispositivo de encendido que circunda el puente de alambre. Cuando la corriente es aplicada al fulminante, los siguientes eventos toman lugar sucesivamente: La carga suelta (o cabeza de encendido) se inicia. El puente de alambre se rompe. La carga primaria detona. La carga base detona. Esto es siempre la secuencia pero en los tiempos actuales no son precisos y ellos están distribuidos estadísticamente. La figura 8.8 muestra esta dispersión 67
en los tiempos. Se puede observar que en una corriente baja hay un traslape entre la iniciación y las curvas de rotura. Esto significa que en una serie grande de detonadores algunos puentes de alambre se rompen antes que cada cabeza de fósforo ha sido iniciado. Esto puede ser una causa de los tiros cortados. Para evitar los problemas debido a la pérdida de corriente las siguientes recomendaciones deberían ser seguidas:
Seguir las recomendaciones de los fabricantes con respecto a la corriente mínima por series de detonadores. Incrementar este mínimo si el escape de corriente es sospechado.
No usar más de 35 fulminantes por serie. La probabilidad aumenta
del
como
solapamiento el
cuadrado
rotura/iniciación del
número
de
fulminantes
No mezclar fulminantes de diferentes fabricantes debido a la diferencia en los tiempos característicos.
No mezclar fulminantes instantáneos y de retardo. Los fulminantes instantáneos son los primeros en romper el circuito.
68
Los
fulminantes
eléctricos
son
de
dos
clases,
fulminantes instantáneos y fulminantes de retardo. Los fulminantes de retardo incluyen un elemento de retardo (de composición pirotécnica) entre la cabeza de encendido y la carga primaria. Dos clases de retardos son disponibles; retardos de milisegundos (MS) y retardos de periodos largos (LP). Los retardos de milisegundos tienen un intervalo de tiempo de unos pocos milisegundos entre periodos de retardo sucesivos (20 - 200 ms). Los retardos de periodos largos tienen intervalos de tiempo más largos (cercano a 0,5 s). Los detonadores de milisegundos son usados en varias aplicaciones en voladura de bancos, canteras y construcción. Los retardos de periodos largos son usados en aplicaciones de desarrollos subterráneos (túneles, piques) y zanja. 2.3.2 Perforación La perforación de las rocas en el campo de la voladura es la primera operación unitaria que se realiza en la actividad minera; tiene como propósito abrir unos huecos (taladros), en una distribución geométrica adecuada en los macizos rocosos para su posterior arranque, aquí se alojará el explosivo y los accesorios de los sistemas de iniciación a usar. Sistemas de penetración 69
Los sistemas de penetración en la roca que han sido desarrollados hasta la actualidad son los siguientes:
Mecánicos: Percusión, rotación y roto percusión.
Térmicos: Soplete o lanza térmica, plasma, fluidos calientes y congelación.
Hidráulicos: Chorro de agua, erosión y cavitación.
Químicos: Micro voladura y disolución.
Eléctricos: Arco eléctrico e inducción magnética.
Sísmico: Rayo láser.
Nucleares: Fusión y fisión
En la actividad minera la más utilizada es la de energía mecánica, en donde los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son: la perforadora que es la fuente de la energía mecánica; el varillaje que es el medio de transmisión de la energía mecánica; la broca que es el elemento útil que ejerce sobre la roca dicha energía y el fluido de barrido que realiza la limpieza y evacuación de los detritos producidos.
Tipos de perforación de acuerdo a trabajabilidad.
70
Perforación
Manual.
Se
ejecuta
con
equipos
ligeros
manejados a mano por los perforistas. Se utiliza en labores de dimensiones menores que no permiten el uso de máquinas perforadoras pesadas.
Perforación Mecanizada. Los equipos de perforación van montados sobre estructuras, con los que el operador puede controlar todos los parámetros de la perforación desde posiciones cómodas. Las estructuras o chasis pueden ir montadas
sobre
neumáticos
u
orugas
y
pueden
ser
automotrices. Perforación por tipos de trabajo. Por los tipos de trabajo, tanto en superficie como en subterráneo pueden clasificarse en los siguientes:
Perforación de Banqueo
Perforación de Avance de Galerías y Túneles
Perforación de Producción
Perforación de Chimeneas
Perforación para Sostenimiento de Rocas
Propiedades de las rocas que afectan la perforación. Entre las principales propiedades de las rocas que afectan en los mecanismos de penetración y en la selección de método de penetración se tiene a los siguientes: 71
Dureza, resistencia, elasticidad, plasticidad, abrasividad, textura, estructuras y características de rotura. Propiedades del macizo rocoso que influyen en la voladura de rocas. Las propiedades macizo rocoso son muy importantes en las operaciones de perforación y voladura, por ser el medio en el que actuará los explosivos. Existen diferencias significativas aún entre rocas de la misma zona en una determinada mina por lo que necesario cuantificar algunas de sus propiedades. Por lo que en esta parte, se estudiará las principales propiedades del macizo rocoso. El macizo rocoso. Las propiedades de las rocas constituyen el principal obstáculo en el camino hacia una voladura óptima. Los materiales poseen ciertas características que son función de su origen y de los procesos geológicos posteriores que actuaron sobre ellos. El conjunto de estos fenómenos conduce a un determinado entorno, a una litología en particular con unas heterogeneidades debido a los agregados minerales policristalinos y a las discontinuidades de la masa rocosa (poros y fisuras), y a una estructura geológica con un gran número de discontinuidades (planos de estratificación, fracturas, diaclasas, etc.). Para seleccionar la mezcla explosiva que mejor se adecue a las propiedades del macizo rocoso es necesario definir las mismas desde el punto de vista físico y geológico. Las siguientes
72
propiedades físicas y mecánicas influencian en la reacción del macizo rocoso a la energía producida por la detonación de un explosivo:
Densidad.
Resistencia a la compresión y tracción.
Módulo de Young.
Relación de Poisson.
Módulo de o compresibilidad.
Velocidad de la onda longitudinal.
Porosidad.
Fricción interna.
Propiedades de la masa rocosa.
Litología. La voladura en zonas donde se produce un cambio litológico
brusco,
por
ejemplo
consecuentemente
una
variación
estéril de
y las
mineral,
y
propiedades
resistentes de las rocas obliga a reconsiderar el diseño, pudiendo seguir dos alternativas: Esquemas iguales para los dos tipos de roca y variación de las cargas unitarias. Esquemas distintos pero con igual carga por taladro. En los yacimientos estratiformes que presentan algún horizonte muy resistente, es conveniente
que
las cargas estén 73
confinadas y ubicadas en tales horizontes, a fin de aprovechar al máximo la energía de tensión desarrollada. Cuando los taladros atraviesan un contacto de dos materiales de características diferentes, como por ejemplo una caliza competente en contacto con arcillas muy plásticas, se tendrá una gran pérdida de energía asociada a la caída de presión y escape de los gases al producirse deformaciones rápidas de dichos materiales blandos, dando como resultado una mala fragmentación. Para aumentar el rendimiento de la voladura en estos casos se recomienda: Retacar con material adecuado aquellas zonas del taladro que estén en contacto con material plástico o próximo a ellas. Emplear cargas de explosivo totalmente acopladas a la roca competente con una gran velocidad de detonación. Situar los multiplicadores en el punto medio de la roca dura para incrementar la resultante de la onda de tensión. Evitar el escape prematuro de los gases al aire asegurando con una buena longitud del taco.
Fracturas
Prexistentes.
Todas
las
rocas
presentan
discontinuidades, micro fisuras y macro fisuras, que influyen de manera directa en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y consecuentemente en los resultados de la voladura.
74
Las superficies de discontinuidad pueden ser de distintos tipos: planos de estratificación, planos de laminación y foliación primaria, planos de esquistosidad y pizarrosidad, fracturas y juntas. Las discontinuidades pueden ser abiertas, cerradas o rellenas y por ello, tienen diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Otro
aspecto
del
diseño
de
voladura
es
el
control
geoestructural de la masa rocosa en referencia a la orientación relativa del frente y dirección de salida del disparo con respecto a la dirección y buzamiento de los estratos.
Tensiones de Campo. Cuando actúan las tensiones de cargas residuales, tectónicas y/o gravitacionales, el esquema de fracturas generado alrededor de los taladros puede estar influenciado por la concentración no uniforme de tensiones alrededor del mismo. En rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los taladros tienden a seguir la dirección de las tensiones principales.
Presencia de Agua. Las rocas porosas y los macizos rocosos intensamente fracturados, cuando se encuentran saturados de agua presentan habitualmente algunos problemas: Obligan a seleccionar explosivos no alterables por agua.
75
Producen la pérdida de taladros por hundimientos internos. Dificultan la perforación inclinada. Por otro lado, el agua afecta a las rocas y a los macizos rocosos, en los siguientes aspectos: Aumentan la velocidad de propagación de las ondas elásticas en terrenos porosos y agrietados. Reduce la resistencia de compresión y tracción de las rocas. Reduce la atenuación de las ondas de choque. Las juntas llenas de agua permiten el paso de las ondas de choque.
Temperatura del Macizo Rocoso. Los yacimientos que contienen
piritas
suelen
presentar
problemas
de
altas
temperaturas de la roca por efecto de la oxidación, haciendo que los agentes explosivos del ANFO reaccionen a partir de una temperatura de 120°. La sensibilidad de los explosivos tipo hidrogel depende también de la temperatura de la roca con la que está en contacto. Una recomendación general cuando se presentan estos problemas es delimitar el número de taladros por voladura a fin de disminuir el tiempo que transcurre entre la carga y el disparo.
Caracterización de los macizos rocosos para el diseño de las mallas de perforación y voladura. Las características de los macizos rocosos que influyen directamente en el diseño de las mallas de perforación y voladura son los siguientes: 76
Resistencia dinámica de las rocas Espaciamiento y orientación de las discontinuidades Litología y potencia de los estratos en formaciones sedimentarias Velocidades de propagación de ondas Propiedades elásticas de las rocas Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades Índices de anisotropía y heterogeneidad de los macizos. Las técnicas de caracterización geomecánica más aplicadas: Sondeos
con
recuperación
de
testigos
y
ensayos
geomecánicos Estudios estructurales de los sistemas de discontinuidades Perfiles de sísmica de refracción Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación Diagrafías geofísicas en taladros de producción Toma de datos y tratamiento durante la perforación de los taladros de producción.
2.3.3 Voladura La teoría de la voladura es quizás uno de los más interesantes, que provoca pensamientos, retos, y áreas controversiales en nuestra 77
industria. Esto abarca muchas áreas en la ciencia de la química, física, termodinámica, interacciones de la onda de choque, y la mecánica de rocas. En términos generales, el fracturamiento de la roca mediante explosivos involucra la acción de un explosivo y la respuesta de masa rocosa circundante dentro del dominio de la energía, tiempo y masa. A pesar de la gran cantidad de investigaciones realizadas, no solamente una sola teoría ha sido aceptada de
explicar
adecuadamente el mecanismo de fracturamiento en todas las condiciones de voladura y tipos de material.
Dando ambientes
específicos para los ensayos, condiciones y suposiciones, los investigadores han contribuido como parámetros en
información útil y deducciones
las teorías de
voladura. Las teorías de
voladura han sido formuladas y basadas son de pura especulación, años de experiencia en voladura con procedimientos de ensayo y error, pruebas de laboratorio, y modelos matemáticos y físicos adaptados de otras disciplinas de la ciencia. Los mecanismos de fracturamiento principales han sido basados en:
Energía de la onda de esfuerzo de compresión y tensión.
Reflexiones de la onda de choque en una cara libre.
Presurización del gas en la masa rocosa circundante.
Rotura por flexión. 78
Ondas de corte.
Liberación de carga.
Nucleación de las grietas en fallas y discontinuidades.
Colisiones en vuelo.
Debido a la existencia de muchas escuelas respecto a la teoría de la voladura, se debe estar preparado para investigar no solamente las teorías sino también todas las variables campo que ingresan (input) que son inherentes en cualquier diseño de la voladura, para que la teoría tenga un significado práctico. Dando la naturaleza diversa de las condiciones de campo encontradas y el número abrumador de las variables del diseño de voladura a elegir, los resultados de la voladura no siempre podrían ser fácilmente predecibles.
Diseño de voladura de rocas en minería subterránea La voladura en minería subterránea puede ser dividida en dos categorías: Voladuras en chimeneas, frentes, galerías o túneles, en los que solamente una cara libre es la superficie donde los taladros son perforados. Voladuras en bancos o tajeos en el que existe uno o más caras libres además de la cara en el que se perforan los taladros. 79
Las voladuras que están incluidas en la segunda categoría pueden ser diseñadas de forma similar como en las voladuras en superficie.
Voladura controlada Los consumidores de explosivos han buscado y ensayado muchas maneras para reducir el exceso de rompimiento o sobreexcavación
de las voladuras. Por razones de seguridad, el rompimiento excesivo es inconveniente tratándose de taludes, bancos, frentes o pendientes inestables y es también económicamente inconveniente cuando la excavación excede la "línea de pago" (implica concreto extra y los taludes fracturados requieren un mantenimiento costoso). En voladuras controladas se utilizan varios métodos para reducir el exceso de rompimiento; sin embargo, todos tienen un objetivo común; disminuir y distribuir mejor las cargas explosivas para reducir al mínimo los esfuerzos y la fractura de la roca más allá de la línea misma de excavación. Por muchos años la Perforación en Línea fue el único procedimiento utilizado para
controlar el rompimiento excesivo. La Perforación en Línea o de límite simplemente consiste de una serie de taladros en línea, vacíos, a corta distancia unos de otros y a lo largo de la línea misma de excavación, proporcionando así un plano de debilidad que la voladura puede romper con facilidad. Las voladuras controladas
difieren del principio de la Perforación en Línea, esencialmente, en 80
que algunos o todos los taladros se disparan con cargas explosivas relativamente pequeñas y debidamente distribuidas. La detonación de estas pequeñas cargas tiende a fracturar la roca entre los taladros y permite mayores espaciamientos que en el caso de la perforación en Línea. Por lo tanto, los costos de perforación se
reducen y en muchos casos se logra un mejor control del exceso de rompimiento. Voladura amortiguada Las Voladuras Amortiguadas a veces denominada como voladura para recortar, lajear o desbastar, se introdujeron en el Canadá hace varios años. Al igual que la perforación en Línea, la Voladura Amortiguada implica una sola fila de taladros a lo largo de la línea proyecto de excavación. Las cargas para las voladuras amortiguadas deben ser pequeñas, bien distribuidas, perfectamente retacadas y se harán explotar después de que la excavación principal ha sido despejada. Al ser volada la pata, el taco amortigua la vibración dirigida hacia la pared terminada, reduciendo así el mínimo la fractura y las tensiones en esta pared. Disparando los taladros de amortiguamiento a pequeños intervalos, la detonación tiende a cortar la roca entre ellos dejando una superficie uniforme y con un mínimo de sobreexcavación. Obviamente, a mayor diámetro de barreno, se obtiene mayor amortiguamiento.
81
Voladura perfilada o afine Puesto que el uso de este método en trabajos al descubierto es prácticamente idéntico a los de la Voladura Amortiguada, se tratará sobre su aplicación solamente en trabajos subterráneos. El principio básico de la Voladura de Afine es el mismo que el de la Voladura
2.3.4 Formulación Matemática La formulación se realiza para la utilización de cargas de fondo y de columna de un taladro, en donde el área de influencia es calculada usando con dos tipos de explosivo de fondo y de columna. Figura N° 07. Representación gráfica del área de influencia de un taladro
Fuente: SME Mining Handbook.
82
83
Figura N°08. Diagrama De Cuerpo Libre “D.C.L.” del corte A-A’
Fuente: SME Mining Handbook.
∑ Fv=0
Resolviendo el equilibrio de fuerzas se tiene:
−2 F 1+ F 2=0 ⇒ F 2=2 F 1 …(1) Donde: a. Determinando F2; se realizara descomponiendo el vector F2 en sus dos ejes cartesianos: dF2 = 2dF2senα + 2dF2cosα “El diferencial de (F2) depende de la presión de detonación, el factor de carguío (Fc) del explosivo y un diferencial del área, del D.C.L.” dF2 = PoD*Fc*dA dF2 = PoDtal*dA “La diferencial de área (dA) está en función a la longitud de taladro 84
y un diferencial de arco (ds) que forma el diámetro del taladro” dA = Ltal*ds “la diferencial de arco (ds) está en función al radio del explosivo (re) y un diferencial de ángulo alpha (dα)" ds = re*dα Reemplazando se tiene un F2 π
π
∫ dF 2=∫ 2∗PoDtal∗Ltal∗r∗senαdα+∫ 2∗PoDtal c∗Ltal∗r∗cosαdα 0
0
F2 = 2*PoDtal *Ltal*r … (2) b. Determinando F1. Depende de la resistencia a la compresión de la roca o mineral (αr), R.Q.D. y el área de rotura (A). F1 = σr*RQD*A F1 = σr *RQD*e*L tal ... (3) Reemplazando ecuación (3), (2) en (1) y simplificando 2*PoDtal* Ltal*r = 2* σr *RQD*e*Ltal e=
P 0 Dtal∗r σ r∗RQD e=
P0 Dtal∗∅ 2∗σ r∗RQD
…(4)
Burden para un factor de seguridad “Fs” B n=
2e +ϕ Fs
… (5)
Burden nominal “Bn” (formula general),
reemplazando
ecuaciones (4) en (5) y simplificando.
(
B n=ϕ ∗
P 0 Dtal∗r +1 Fs∗σ r∗RQD
) 85
Burden ideal “Bi” Bi = Bn – Dp Dp: desviación de perforación. Diámetro del Taladro “ ∅ ” El diámetro de taladro es el diámetro de la broca, que puede variar de 1 pulg a 18 pulg. Presión De Detonación Del Explosivo “PoD” La presión de detonación varía según el tipo de explosivo a utilizarse en la voladura que varía desde los 30 kbar a 202 kbar. Factor de carguío “Fc” El factor de carguío está en función volumen del taladro y volumen del explosivo dentro del taladro, donde: Fc ≤ 1 cargado. Figura N° 09. Taladro cargado Longitud de taladro “Ltal”
Longitud de carga “Lc” Fuente: Elaboración propia.
Acoplamiento del explosivo “Ae” El acoplamiento está en función al diámetro del explosivo” ∅ e” y diámetro del taladro” ∅ tal”, donde: Ae ≤ 1
Longitud de la carga explosiva “Le” La longitud de carga está en función del diámetro del explosivo “ 86
∅ e”, longitud del explosivo “Le”, numero de cartuchos por
taladro “N°cart/tal” y el acoplamiento “Ae”, donde Lc ≤ ¾ Ltal
(
Lc=
∅e ∗L e∗N ° cart / tal Ae∗∅tal
)
Longitud del taladro “Ltal” La longitud del taladro en perforación subterránea varía según la longitud del taladro “Lb” y la eficiencia de perforación “Ep”. Ltal ≤ √ A s As = Área de la sección del frente Determinación del Taco mínimo “Mmin” El taco esta función al espesor “e” de rotura por efecto de la voladura, y un factor de seguridad “Fs” T min=
e Fs Índice De Calidad De La Roca “RQD” Está en función a su clasificación del macizo rocoso. RQD= 115 – 3,3 * Jv Resistencia a La Comprensión Simple De La Roca o Mineral “σr” Las resistencias de los ensayos de compresión simple varían de 0,25 MPa a 250 MPa, según el tipo de roca o mineral. Factor De Seguridad “Fs” Para determinar las constantes del factor de seguridad, se realizara pruebas de campo. En las mallas de perforación sé nota que el burden de arranque 87
es la más crítica, porque es la base de la voladura subterránea. Entonces se calculara una constante para el factor de seguridad del burden de arranque mediante pruebas de campo. Los burden de ayuda, subayuda, contorno y tajeo son correlativamente crecientes al burden de arranque, por consiguiente el factor de seguridad de cada uno de estos burden es correlativamente decreciente al factor de seguridad del arranque Desviación de Perforación “Dp” Las desviaciones de perforación afectan mucho en el diseño de mallas de perforación, porque varían el burden de diseño dentro de la perforación y afectan mucho en la fragmentación como y el avance del disparo, porque la eficiencia de voladura está relacionada con la desviación porque a mayor desviación menor será la eficiencia de voladura o viceversa 2.4 DEFINICIÓN CONCEPTUAL DE TÉRMINOS
Anfo.
Es
una
mezcla
explosiva
adecuadamente
balanceada en oxígeno. Está formulado con 93.5% a 94.5% de nitrato de amonio en esferas y 6.5% a 5.5% de combustible líquido, pudiendo éste ser: petróleo residual o la combinación de petróleo residual más aceite quemado. Es un agente explosivo de bajo precio cuya composición es 94.3% de Nitrato de Amonio y 5.7% de gas-oíl, que equivalen a 3.7 litros de este último por cada 50 kg de Nitrato de Amonio. 88
Banco de mineral. Término usado en minería para definir rocas de diferente tamaño.
Banco. Es la parte de cualquier mina subterránea o a cielo abierto donde se va a efectuar trabajos de excavación.
Broca. Extremidad cortante de un taladro, generalmente hecha de un material muy duro, como diamante industrial o carburo de tungsteno.
Burden. “Distancia más corta al punto de alivio al momento que un taladro detona, considerando al alivio como la cara original del banco o bien como una cara interna creada por una hilera de taladros que han sido previamente disparados” (Konya). Es la distancia entre un taladro cargado con explosivos a la cara libre de una malla de perforación. El burden depende básicamente del diámetro de perforación, de las propiedades de la roca y las características del explosivo a emplear.
Chimenea. Abertura vertical o inclinada construida por el sistema convencional y/o por el mecanizado.
Dinamita. Es un explosivo sensible al fulminante que contiene
un
compuesto
sensibilizador
como
medio
principal para desarrollar energía. En la mayor parte de dinamitas el sensibilizador es la nitroglicerina y los nitratos son aditivos portadores de oxígeno.
89
Emulsión explosiva. Son del tipo inversado “agua en aceite”, componiéndose de dos fases liquidas, una continua constituida básicamente por una mezcla de hidrocarburos y otra dispersa constituida por micro gotas de una solución acuosa de sales oxidantes, con el nitrato de amonio como principal componente.
Espaciamiento. Es la distancia entre taladros cargados con explosivos de una misma fila o de una misma área de influencia en una malla de perforación.
Explosivos. Son compuestos químicos susceptibles de descomposición
muy
rápida
que
generan
instantáneamente gran volumen de gases a
altas
temperaturas y presión ocasionando efectos destructivos.
Fulminante común. Es una cápsula cilíndrica de aluminio cerrada en un extremo, en cuyo interior lleva una determinada cantidad de explosivo primario muy sensible a la chispa de la mecha de seguridad y otro, secundario, de alto poder explosivo.
Gases. Fluidos sin forma emitidos por los equipos diesel, explosivos y fuentes naturales, que ocupan cualquier espacio que esté disponible para ellos.
Geomecánica. Se ocupa del estudio teórico y práctico de las propiedades y comportamientos mecánicos de los 90
materiales rocosos. Básicamente este comportamiento geomecánico
depende
de
los
siguientes
factores:
Resistencia de la roca, grado de fracturación del macizo rocoso y la resistencia de las discontinuidades.
Labores permanentes. Son aquellas labores mineras que serán de larga duración o duración permanente durante la vida de la mina, y en las que se requieren aplicar el sostenimiento adecuado que garantice un alto factor de seguridad, pues en estas labores se tendrá un tránsito constantemente de personas y equipos y la construcción de diversas instalaciones.
Matriz
rocosa.
Es
el
material
rocoso
exento
de
discontinuidades o bloques de roca intacta.
Mecha lenta. Es un accesorio para voladura que posee capas de diferentes materiales que cubren el reguero de pólvora.
Mecha rápida. Es un accesorio (cordón) que contiene dos alambres, uno de fierro y el otro de cobre; uno de los cuales está envuelto en toda su longitud por una masa pirotécnica especial, y ambos a la vez están cubiertos por un plástico impermeable.
Nivel. Galerías horizontales de un frente de trabajo existente en una mina; es usual trabajar las minas desde un pozo, estableciendo 91
niveles a intervalos regulares, generalmente con una separación de 50 metros o más.
Perforación en breasting. Perforación horizontal de producción con la cara libre en la parte inferior de la malla de perforación.
Perno split set. Es un tipo de perno que trabaja a fricción, consiste en un tubo de acero con una ranura longitudinal, de diámetro algo mayor que la perforación donde se introducirá. Su diámetro disminuye al introducirlo al taladro, generando presiones de fijación por efecto elástico.
Pilar. Bloque sólido de mineral o de roca dejado en un lugar para sostener la estructura del pozo, de las paredes o del techo de la mina.
Proceso de voladura. Es un conjunto de tareas que comprende: el traslado del explosivo y accesorios de los polvorines preventivas
al
lugar
antes
del
del
disparo,
carguío,
el
las
disposiciones
carguío
de
los
explosivos, la conexión de los taladros cargados, la verificación de las medidas de seguridad, la autorización y el encendido del disparo.
Roca. Cualquier combinación natural de minerales, las rocas forman parte de la corteza terrestre.
92
Smooth blasting. Es un tipo de voladura de contorno o voladura suave, en el caso de túneles también se le conoce como voladura periférica.
93
CAPITULO III HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1 HIPÓTESIS 3.1.1 Hipótesis general La aplicación de técnicas adecuadas en el proceso de perforación y voladura aplicado por AESA S.A.C. permitió mejorar los avances lineales de profundización de mina San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. 3.1.2
Hipótesis específicas
Con la mejora aplicada en la perforación y voladura se permite la optimización en los costos operativos en la profundización de la mina San Cristóbal.
Con la estandarización de las técnicas de perforación y voladura se alcanzan los avances lineales programados en la profundización de la mina San Cristóbal 94
3.2 IDENTIFICACIÓN Y CLASIFICACIÓN DE LAS VARIABLES 3.2.1 Variable independiente Técnicas de perforación y voladura. 3.2.2 Variable dependiente Avances lineales en profundización subterránea. 3.3 OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES Tabla N° 04. Operacionalización de variables TIPO DE VARIABLE
NOMBRE DE LA VARIABLE
DIMENSIONES Tipo de mallas de voladura
Variable Independiente
Técnicas de perforación y voladura
Distribución de explosivos Estudios geomecánicos del tipo de roca Estudios de tiempo en la voladura
Variable dependiente
Avances lineales en profundización subterránea
Eficiencias en la voladura Costos de voladura Satisfacción del personal
INDICADORES Estandarización de un solo tipo de malla en toda la profundización. Control en la operación Control en la distribución del explosivo. Capacitación al personal en el tipo de explosivo a usar. Calidad de roca. Discontinuidades. Fallas. El tiempo de carguío. Tiempo de perforación. Requerimiento de personal. Costos Rendimientos Capital disponible. Productividad. Ritmo de producción. Niveles de capacitación. Disponibilidad de trabajadores
Fuente: Elaboración propia.
3.4 Diseño de la investigación 3.4.1 Método de investigación Científico. El método científico es objeto de estudio de la epistemología. Es el conjunto de técnicas y procedimientos que le permiten al investigador realizar sus objetivos, partiendo de un marco teórico y dar sus resultados, sin apartarse de las teorías. 95
El método científico comprende un conjunto de normas que regulan el proceso de cualquier investigación que merezca ser calificada como tal. 3.4.2 Tipo de investigación El tipo de investigación es descriptivo – correlacional porque este tipo de estudios tienen como propósito medir el grado de relación que exista entre dos o más conceptos o variables (en un contexto en particular) y descriptivo porque describir es medir. Esto es, en un estudio descriptivo se selecciona una serie de cuestiones y se mide cada una de ellas independientemente, para así describir lo que se investiga. 3.4.3 Diseño de investigación El diseño de investigación es el diseño transaccional correlacional porque tienen como objetivo describir relaciones entre dos o más variables en un momento determinado. Se trata también de descripciones, pero no de variables individuales sino de sus relaciones, sean éstas puramente correlaciónales.
3.5 POBLACIÓN Y MUESTRA. 3.5.1 Población Son todas las labores mineras de profundización (RP980, RP 040, RP 042, BP 616) a cargo de la empresa especializada AESA PERU S.A.C de la unidad minera San Cristóbal de la Compañía Minera Volcán S.A.A. 96
3.5.2 Muestra Es la rampa 980 (-) a cargo de la empresa AESA PERU S.A.C. de la unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. 3.6 TÉCNICAS DE RECOLECCIÓN DE DATOS Para la recolección de la información se utilizaron las siguientes técnicas: 3.6.1 Observación directa Se realizó un monitoreo de las principales actividades ejecutadas para lograr detectar los factores geológicos y geomecánicos. 3.6.2 Entrevistas no estructuradas Se realizaron una serie diálogos no estructurados con personal especializado, con el fin de obtener información detallada sobre las actividades ejecutadas y el proceso en sí mismo. 3.6.3 Revisión documentaria referencial Estuvo orientada a la obtención de información general de la empresa. Además, se realizó el estudio de la bibliografía y los informes documentados a fin de aplicar lo más acertadamente a los requerimientos de extracción. 3.7 INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
Software de Microsoft Office, donde se utilizaron los programas Word y Excel, para la elaboración del informe y el procesamiento de los datos.
Acceso a Internet, para la búsqueda de información referencial. 97
Recursos de oficina, como lápices, lapiceros y papel para el registro de la información durante las entrevistas y el proceso de observación directa. Además, un computador para la elaboración del informe.
3.8 METODOLOGIA DE RECOLECCIÓN DE DATOS En la elaboración del presente trabajo de tesis se ha seguido dos etapas consistentes en: 3.8.1 Trabajo de campo Consistente en recoger la información y registro de datos de perforación y voladura en la Mina San Cristóbal en la parte de profundización para poder diseñar la malla por el método Holmberg para optimizar la perforación y voladura. 3.8.2 Trabajo de gabinete Consistente en el análisis de laboratorio de las muestras rocosas, evaluación de datos, confección de planos y redacción de la tesis.
98
CAPITULO IV PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS 4.1 CONTROL Y DISEÑO DE LOS PARAMETROS PARA LA OPTIMIZACION DE LOS AVANCES LINEALES El área de planeamiento e ingeniería de la Compañía Minera Volcan S.A.A.
realiza
los
programas
mensuales
correspondientes,
específicamente en la mina San Cristóbal, que son las labores RP 980 (-), RP 040 (-), RP 042 (-), BP 616. 4.1.1 Descripción de las labores de desarrollo El fundamento de su ejecución de las rampas y BP mencionados donde van con dirección a los clavos mineralizados y que han sido reconocidos
y
comprobados
su
continuidad
mediante
las
perforaciones de diamantina como son: (VETA 722, VETA SPLIT 658).
99
El desarrollo de estas labores es fuera de las estructuras mineralizadas lo que significa situarse en proyección de estas para su futura preparación y explotación de la mina San Cristóbal. Una vez culminada el trabajo permitirá el acceso a las diferentes labores y que estos son con la finalidad de:
Mayor velocidad para la realización de todas las actividades mineras.
Facilidad y flexibilidad para el ingreso de equipos apropiados para la minería mecanizada.
Incremento de la producción a nivel de la mina San Cristóbal.
4.1.2 Alcance del estudio Las labores mencionadas cumplirán una función primordial en el futuro en la explotación y extracción del mineral económico de los tajos que posteriormente se minaran. 4.1.3 Especificaciones técnicas a. Las secciones de las rampas son de 4.0 x 4.0 m, tendrá un drenaje con pendiente de 12 %. b. La sección del By pass es de 4 x 4 m, tendrá un drenaje con pendiente de 3%. c. Dada la longitud se construirán cámaras de carguío cada 150 metros con dimensiones de 4.0 x 4.0 x 30 m (ancho, alto, largo). 100
d. Se cuenta con refugios cada 50 m según las necesidades se correrán accesos en el trayecto de las rampas y By pass. 4.1.4 Labores secundarias a. Cuneta de 40 cm de ancho y 30 cm de profundidad. b. Instalación de tuberías de 2”,4”,6”de diámetro para agua. c. Instalación de mangas de ventilación. d. Instalación del circuito eléctrico. e. Cámaras de acumulación del material a evacuar del disparo hacia la cámara principal, para su posterior traslado con volquete hacia superficie o para relleno de tajos. 4.1.5 Turnos de trabajo. El trabajo se realiza en turnos de 12 horas cada uno considerándose efectiva 10:30 horas cada una. De acuerdo a ello se elabora escenarios de trabajo para el cálculo de ciclo de trabajo. 4.2 PLANEAMIENTO
DE
PROGRAMA
PARA
LAS
LABORES
DE
DESARROLLO 4.2.1 Recursos humanos
Personal de supervisión.
101
Tabla N° 05. Personal de supervisión
Cargo
Grado de participación
Área de trabajo
30%
Rampa
70%
Otras labores
30%
Rampa
70%
Otras labores
30%
Rampa
70%
Otras labores
100%
Rampa
Residente
Supervisor de Seguridad
Mantenimiento Jefe de Guardia
Fuente: Elaboración propia
Empleados no administrativos. Tabla N° 06. Empleados no administrativos
Cargo
Cant.
Área de “W”
Scoop Diesel 6yd3
Operador de scoop
1
4Rp
Volquete Diesel 30tn
Operador volquete
1
4Rp
Operador de jumbo
1
4Rp
ayudante
1
4Rp
Operador de Alhpa
1
4Rp
Ayudante
1
4Rp
1
4Rp
Operador de Jumbo
1
4Rp
Ayudante
1
4Rp
Maestro cargador
1
4Rp
Ayudante cargador
1
4Rp
Capataz
1
4Rp
Actividad
Limpieza Carguío
Equipo
Sostenimiento PH + Malla
Jumbo Empernador
Sostenimiento Shotcrete
Alhpa
Transporte de Shotcrete
Tornados trasportan 4m3 por viaje
Perforación
Jumbo Electrohidráulico
Carguío y Disparo
Ninguno
Supervisión
Ninguno
Total Fuente: Elaboración propia
Operador tornado
de
de
12
102
4.2.2 Equipos y responsabilidades.
Equipos.
Tabla N° 07. Equipos Equipos
Cant.
Jumbo electrohidráulico de 1 brazo Jumbo Empernador
Marca
Modelo
3
Atlas Copco
RocketBoomer
2
Sanvik
Accera
1
Atlas copco
1
Sanvik
Alhpas
2
Tornados
5
Scoop Diesel 6yd3
3
Atlas copco
3
2
Atlas copco
Scoop Diesel 4yd
Fuente: Elaboración propia
Distribución de capacidades y responsabilidades. Tabla N° 08. Capacidades y responsabilidades a personal
CATEGORIA DE LOS CARGOS
CAPACIDAD Y RESPONSABILIDAD %
VALOR TOTAL
Adm.
Tec.
Seg.
Costos
%
Ing. Residente
50
25
10
15
100
Ing. Seguridad
20
20
50
10
100
Ing. guardia
20
40
20
20
100
Inspector
5
30
60
5
100
Capataz
15
60
10
10
100
Obrero
5
85
5
5
100
Fuente: Elaboración propia.
4.2.3
Programa mensual La programación de la mina San Cristóbal para el mes de abril. Estás serán ejecutadas por la E.E AESA PERU SAC. Tabla N° 09. Programación mensual 103
ZONA
MINA
NIVEL
RESPON. MINA
LABOR
PROGR.
ESTE
SAN CRISTOBAL
1070
E.E AESA
BP 980
80
ESTE
SAN CRISTOBAL
1120
E.E AESA
RP 672 (-)
50
OESTE
SAN CRISTOBAL
1120
E.E AESA
RP 040 (-)
50
OESTE
SAN CRISTOBAL
1120
E.E AESA
RP 042 (-)
50
TOTAL
230
Fuente: Departamento de planeamiento Compañía Minera Volcan S.A.A.
4.3 VALIDACION DE LAS HIPOTESIS 4.3.1 Validación de la Hipótesis general La aplicación de técnicas adecuadas en el proceso de perforación y voladura aplicado
por AESA S.A.C.
permitió
mejorar
los
avances
lineales
de
profundización de mina San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. Validación
Eficiencia de la voladura antes de los cambios
Eficiencia de la voladura después de los cambios
Eficiencia de la voladura antes y después de los cambios
104
4.3.2
Validación de las hipótesis especificas
Con la mejora aplicada en la perforación y voladura se permite la optimización en los costos operativos en la profundización de la mina San Cristóbal.
Como vemos en la tabla la eficiencia de voladura aumenta y por lo tanto también es lógico que los avances por disparo y la valorización por avance lineal.
Con la estandarización de las técnicas de perforación y voladura se alcanzan los avances lineales programados en la profundización de la mina San Cristóbal.
105
En la tabla se puede ver que los avances lineales aumentan considerablemente pero no se logra cumplir lo programado.
4.4 PERFORACIÓN La perforación de las rocas dentro del campo de las voladuras es la primera operación que se realiza y tienen como finalidad abrir huecos, con la distribución y geometría adecuada dentro de los macizos, donde alojar a las cargas de explosivos y sus accesorios iniciadores. La perforación es la operación minera unitaria de mayor incidencia dentro de la minería en donde se tiene que realizar taladros en el macizo rocoso de un frente de un labor sea esta en exploración, explotación o preparación, siguiendo un parámetro ya estipulado como la malla do perforación, la cual es diseñada en función de las propiedades del mismo tales como: RQD, RMR, Q, VPP, etc. La finalidad de la perforación es realzar excavaciones donde se pueda alojar la carga explosiva a usarse en la voladura, pero también se realizan perforación de alivio que ayudara en la mejora de la voladura creando caras libres necesarias para fracturaciones de la roca. La perforación se realiza de manera mecanizada con jumbo de un brazo electrohidráulico de Atlas Copco, la cual utiliza barras de 12 pies y brocas de 51 mm para taladros de avance y broca rimadora de 102 mm. Además
106
se utilizan jumbo empernador para instalar pernos helicoidales de 7 pies, alcayatas para energía, ventilación, de agua y aire, etc. Estos maquinas se utilizan por su versatilidad y facilidad de adaptarse a cualquier tipo de terreno y en situación poco cómodas es muy requerida y pude ser usada en forma que realice taladros horizontales e inclinadas ya que el macizo rocoso es de dureza variable. Tabla N° 10. Equipo de Perforación Jumbo Electro Hidráulico de un brazo Marca Atlas Copco Modelo Rock Boomer Presiones de trabajo Presión de Agua 12 bar Presión de Rotación 50 bar Presión de Percusión 150 bar Presión de Avance 60 bar Fuente: Elaboración propia.
a. Arranque con taladros paralelos. El arranque con taladros paralelos, ofrece las condiciones más favorables para la mecanización de la perforación. Tiene por objetivo crear una abertura o superficie libre hacia la que pueda ser efectuada la voladura del resto de taladros; el tipo de arranque mayormente usado es él que tiene uno o más taladros de mayor diámetro vacíos, que son rodeados por taladros de diámetro menor los que van cargados y rompen hacia los taladros vacíos o de alivio. Cuando se diseña el arranque los parámetros siguientes son importantes para obtener un buen resultado.
El mayor diámetro del taladro de alivio.
107
El burden
La concentración de carga.
Además se debe observar la precisión en el paralelismo de la perforación, especialmente en el arranque.
b. Arranque propuesto tipo hexagonal. Este tipo de arranque también se aplica en las labores de avance antes mencionados, dependiendo de la geomecánica de roca, donde presenta con un RMR > 41, comparando con los arranques aplicados anteriormente incrementa el rendimiento en los avances es importante tener un arranque y secuencia de salida de los taladros adecuado El objetivo principal de llegar de este diseño es llegar incrementar la eficiencia en los avances por un mejor diseño en la geometría del arranque y la secuencia adecuada en la salida de los taladros.
Dimensiones del arranque Para calcular las dimensiones del arranque a los alivios, se tomó como base la teoría de KONYA. Figura N° 10. Dimensiones de burden en el arranque
108
Fuente: Elaboración propia.
Burden Calculando el diámetro equivalente de un solo alivio el cual contenga el volumen de todos los taladros de alivio, bajo la siguiente ecuación: D eq. : Diámetro equivalente, (mm) D aliv. : Diámetro de alivio, (mm) N
: Números de taladros de alivios.
Entonces para calcular la distancia del primer burden será igual a: B = 1,5 Deq. Figura N° 11. Diferentes radios o burden según el tipo de roca
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 12. Efectos de ondas 109
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 13. Arranque hexagonal
Fuente: Elaboración propia.
Tabla N° 11. Factores de Perforación 110
FACTORES DESCRIPCIÓN
ESPECIFICACIONES
Equipos
Convierte la energía de su forma Equipos original a energía mecánica para hacer actuar el sistema
Perforadora: jumbo electrohidráulico
Taladros o Broca
Transmite la energía desde la fuente hacia la broca, aplica la energía Taladro o Broca atacando mecánicamente a la roca para lograr la penetración dentro de esta.
Taladro de 12 pies
Condiciones de entorno
También influyen notablemente en los factores de avance, son en entorno orden de ocurrencia: la presión del aire, agua, energía eléctrica y el factor humano.
Fuente: Elaboración propia.
4.5 DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN Como es bien conocido, la operación minera unitaria de voladura consiste en los procesos de movimiento y fragmentación del macizo rocoso de su estado inicial o de reposo aun estado final de material fracturado y apilado adecuadamente, en otras palabras, el fractura miento y apilamiento (efectos) del macizo rocoso (medio) vienen a ser procesos resultantes de la detonación de las mezclas explosivas comerciales (acción) que son cargadas en taladros que son perforados de acuerdo a las mallas de Perforación y voladura que son previamente diseñados. Factores que tiene una influencia determinante de los resultados y estos con los siguientes:
El macizo rocoso
El explosivo
111
La geometría del diseño
Se debe mencionar que la mayoría de los investigadores están de acuerdo
en
agrupar
en
tres
factores
aleatorios
mencionados
anteriormente, justamente para poder "modelizar" la voladura de rocas y las variables aleatorias que contienen estos factores aleatorias son tan importantes. a. Diseño de malla Para hacer el diseño de malla en las cuatro cruceros se toman una serie de factores geológicos como geomecánicos, que de hecho cada uno de estas rampas son relativamente diferentes. Por lo tanto una malla de perforación es variable en cada una de ellas. Las variables que se toman en consideración son las siguientes:
Variables no controlables. Estas variables se caracterizan por su gran aleatoriedad y entre ellas se tiene: Propiedades físicas de las rocas Propiedades elásticas o de resistencia dinámica de las oreas Condiciones geológicas, etc
Variables controlables. Geométricas Burlen(B)
112
Diámetro de taladro Espaciamiento Longitud de carga s Taco Profundidad del taladro ,etc Físico-químicas Tipo de mezcla explosiva comercial Densidad de la mezcla explosiva Parámetros de detonación (V.O.D, P2, T2) Parámetros de explosión (Q3,P3,T3) De tiempo Tipo y tiempos de retardos Tipos y secuencias de salida, etc b. Variable de diseño más importante Como se sabe la variable más importante y critica es el Burden (B) en el diseño de voladura, porque este depende de la forma de fragmentación del material posición de pila de escombros, vibración y sobre rotura. "Burden es la distancia medida perpendicularmente desde es el centro del taladro cargado con mezcla explosiva a la cara libre"
113
Además el Burden está relacionado con el corte, donde es parte inicial y crítica de un frente de voladura. La función esencial es proveer caras libres adicionales al cual la roca pueda ser arrancada. Se sabe que hasta la fecha no existe una ecuación para el diseño y de aplicar de manera directa para obtener a lo que se llama "el disparo óptimo". Esto se debe a que intervienen muchos factores, parámetros y variables muy complejas. Teniendo esta premisa para hacer el diseño en las labores de avance de la Mina San Cristobal o para poder acercarse a un diseño óptimo se toma un modelo matemático que simule, para luego ser aplicado en las rampas - Método postulado por Roger Holmberg.
c. Método propuesto -postulado de Roger Holmberg. Holmberg divide el frente en 5 secciones diferentes de A hasta E. y cada una de las secciones se calculará de manera muy diferente: A: Sección de corte (cut) B: Sección de tajeo (stopingsection) C: Sección de "alza" (stoping) D: Sección de contorno (contour) E: Sección de arrastre (lifters).
Figura N° 14. Túnel establecidas por HOLMERG 114
Fuente: Elaboración propia.
Se sabe que lo más importante de un trente, para que la voladura sea eficiente y el avance satisfactorio es la creación de una cara libre. Para hacer los cálculos como: la carga explosiva y el Burden de acuerdo a Holmberg se hace de la siguiente manera.
Calculo para determinar el avance
Calculo del cut o corte. Primer cuadrante. Segundo cuadrante. Tercer cuadrante Cuarto cuadrante
Calculo de arrastres.
Cálculo de taladros de contorno (piso).
Calculo de taladros de contorno (paredes) 115
Calculo de zonas de tajeo (stoping). Figura N° 15. Sección de corte
Fuente: Elaboración propia.
d. Características del explosivo a utilizar Tabla N° 12. Características de explosivos
Especificaciones Técnicas
Emulex
Unid.
Exadit
Gelatina especial
Exsa block
Semexsa
80%
60%
45%
65%
45%
90%
75%
80%
65%
45%
45%
1,14
1,12
1,03
1,05
1,14
1,14
1,14
1,18
1,12
1,08
0,78
Densidad
g/cm
VOD
m/s
5000
5000
4500
3600
3400
6000
5500
4500
4200
3800
2000
Presión de detonación
kbar
87
85
63
53
44
136
87
86
70
60
30
Energía
kcal/kg
1200
1100
700
850
800
1100
1050
1000
950
900
600
Volumen normal de G
l/kg
830
910
930
940
830
867
830
916
932
939
PRW (Anfo=100)
%
132
121
77
93
88
121
115
110
104
99
PRS(Anfo=100)
%
185
167
95
121
108
71
196
160
144
132
Resist. Al agua (SNTP)
hora
72
72
72
2
2
11
11
12
6
4
3
116
Fuente: Elaboración propia.
DENSIDAD (g/cm3) 1.2 1 0.8 0.6
1.14
1.12
0.4
1.03
1.18
1.12
1.05
1 0.78
0.2 0
Fi gura N° 16. Densidad de los diversos explosivos. Fuente: Elaboración propia.
117
PRESIÓN DE DETONACIÓN EXPLOSIVOS (kbar) 90
87
86
85
80
70
63
70
53
60
44
50 40
30
30 20 10 0 Emulex 80% Emulex 60% Emulex 45% semexa 80% semexa 65% Exadit 65%
Exadit 45% Exablock 45%
Fig
ura N° 17. Presión de detonación diferentes explosivos. Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 18. Velocidad de detonación diferentes explosivos. 5000 5000 VELOCIDAD DE 4500
DETONACION Y ENERGIA 4500
4200
3600
3400 2000
1200
1100
700
1000
VELOCIDAD DE DETONACION (m/s)
950
850
800
600
ENERGIA (Kcal/Kg)
Fuente: Elaboración propia.
4.6 DISEÑO DE LOS PARÁMETROS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA.
118
Para hacer los cálculos de los parámetros de perforación y voladura se toma como base la RP 980(-) donde la roca es regular con un RMR de 4150. En las coronas se hará una voladura controlada utilizando explosivos de bajo poder rompedor. Se tiene los siguientes datos: Tabla N° 13. Parámetros de perforación, características de explosivos y voladura DATOS DE CAMPO Tipo de roca Regular-A RMR 41-50 Densidad 2,85 t/m3 Ancho 4m Altura 4m Diámetro de taladro producción (D) 51 mm Diámetro de taladro de alivio(D) 102 mm Longitud de barra (Lb) 12 pies 3,65 m Desviación de los taladros de contorno 3o CARACTERÍSTICAS DEL EXPLOSIVOS Explosivo Dimensiones Emulex 60% Densidad (g/cm3) 1 1/2" x 12"=28 x 30 mm 1,12 Exadit 45% 7/8"x 7"=21x17 5mm 1 Exablock 45% 7/8"x 7"=21 x17.5mm 0,78 DISPARO CON VOLADURA CONTROLADA EN EL TECHO Calor de explosión Q3 4 MJ/kg Volumen de gases STP 0,85 m3/Kg. Constante de roca (c) 0,4 Eficiencia de perforación (f) 95% Eficiencia de disparo (e) 96% Fuente: Elaboración propia.
Calculo número de taladros
N
S .4 K .S . fcg C
Donde: S = sección del frente Fcg = factor de corrección geométrica (90%) C = Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca, m
119
K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca. Tabla N° 14. Coeficiente de acuerdo al tipo de roca Tipo de roca Roca dura Roca semidura
Distancia taladros(c) 0,5-0,55 0,6-0,65
Roca blanda
Coeficiente(K) 2 1.6
0,7-0,75 Fuente: Elaboración propia.
1
Reemplazando datos:
N
4.0 x 4.0 .4 1.6( 4.0 x 4.0 x0.909) 0.6
Donde: N=49 taladros Haciendo algunos ajustes en situ el número de taladros a utilizarse es 46. Tabla N° 15. Cálculo de perforación y voladura. CÁLCULO DE PERFORACIÓN & VOLADURA EN MINA SAN CRISTOBAL Longitud Neta de Perforación Ln = Lb. f=3,65 x 0,95 Ln =3,47 rn
Tonelaje Roto por Disparo Tt=Vt.d(densidad) Tt=48,89 x 2,85 Tt=139,35 t
Volumen Roto por Disparo Avance Promedio o Real V=S.Ln.Fcg.e Hr= Ln.ed S= Sección Hr= 3,47 x 0,93 Ln=longitud neta de perforación Hr= 3,22 m fcg=Factor de corrección (65-95%) Gnlte=90% También calculamos con la Fórmula de e=eficiencia de disparo, "tacos" 93% Holmerg. V=A.H.Ln.fcg.e H = (0,15 + 34,1 - 39,40 2 )5% V=4,0x4,0x3,47x0,90x0,93 Pero esta fórmula solo es válida para un V=47,47m3 solo taladro de alivio. Overbreak Máximo permitido (3%) Vt=V+(V*0,03) Vt=48,89m3 Haciendo los controles de P&V en situ modificamos la fórmula matemática de Holmerg agregando un factor que depende del taladro y que podemos aplicar cuando los taladros de alivio son >2: K=1-1,08 (para taladros de 12 pies), k=0,85-0,90 (taladros 10 pies) H =k (0,15 +34,1 -39,40 2)95%
: Diámetro de taladro de alivio Fuente: Elaboración propia.
120
a. CÁLCULO DE LA POTENCIA RELATIVA POR PESO (S) Para determinar la potencia relativa por peso, se usa la formula siguiente: S
5 Q3 1V 6 Q30 6V0
Donde: S = Potencia relativa por peso respecto a la dinamita LBF. Q3=Calor de explosión del explosivo a usarse (MJ/Kg) Q3o = Calor de explosión de la dinamita L8F = 5,0 (MJ/kg) V = Volumen de gases liberados por el explosivo a ser usado (m 3/Kg). V0 = Volumen de gases liberados por dinamita LBF (0,85 m 3/Kg,) a STP. Nota: Cuando la potencia por peso es expresada relativa al ANFO, se debe Calcular en primer lugar la potencia, por peso relativa a la dinamita LBF y luego dividir este valor por la potencia por peso del ÁN/FO relativa a1 LBF (0,84). La potencia por peso del Emulex usado, relativa al LBF es: S / AN / FO
0.92 1.09 0.84
Tabla N° 16. Cálculo de la densidad de carga del agente de voladura Densidad (gr/cm3)
Peso/Unid kg
Diámetro (mm)
kg/m (q)
Emulex 60% Exadit 45%
1,12 1
0,331 0,076
41 25
0,63 0,49
Exablock 45%
0,78
0,072
25
0,38
Explosivo
Fuente: Elaboración propia.
121
Para calcular la densidad de carga se usa la siguiente relación matemática: q 1030
kg D 2 x x10 6 4 m3
D = Diámetro explosivo (mm) b. PRIMER CUADRANTE Cuando se tiene varios taladros de alivio se calcula un diámetro equivalente, se obtiene a partir de la siguiente relación:
nd o Donde: d0 = Diámetro, del taladro de alivio n = Número de Taladros de alivio
= Diámetro del alivio equivalente Reemplazando datos
0,177m Burden máximo B 1,7 0,288m
Siempre se tiene una desviación de la perforación por ende se corrige de la siguiente manera. F=B (0.1 +-0,03 H) Donde: F: Desviación de la perforación, en m B: Burden máximo, en m H: Profundidad del taladro en m
122
F=0,177(0,065 x 3,20) F=0,040 Burden práctico Bp = 0,288 - 0,040 Bp = 0,25 m Calculo de concentración de carga
B q1 55d
1/ 2
( B. / 2)(C / 0,4) / SANFO
Donde: q1 = Concentración de carga (kg/m) en el primer cuadrante B = Burden (m). ϕ = Diámetro del taladró vació (m) d = Diámetro del taladro de producción (m) SANFO = Potencia por peso relativo al ANFO. _
C 0.4kg / m 3
Reemplazando datos:
0,50 q1 55 x0,051 0,177
3/ 2
.(0,50 0,77 / 2)(0,4 / 0,4) / 1,09
Numero de cartuchos por taladro de: 28 mm x 300 mm (Emulex 65%), será 12 - 13
123
q1 0,25
2 0,35m Figura N° 19. Primer cuadrante
Fuente: Elaboración propia.
c. SEGUNDO CUADRANTE
0,25 F 2 0,30m Hallando burden
B = 8,8x10
-2
a.q 2 .Sanfo 0,028 x0,4 Tabla N° 17. Explosivos
Explosivo Emulex 60% Exadit 45% Exablock 45% Fuente: Elaboración propia.
Densidad (gr/cm3) 1,12 1 0,78
Peso/Und kg 0,331 0,076 0,072
Diámetro (q mm) 41 25 25
Kg/m (q) 0,63 0,49 0,38
Remplazando datos: B = 8,8x10 - 2
0,30 x 0,63 x1,09 0,028 x0,4
B = 0,38m Burden practico
124
B2 = 0,38 - F B2 = 0,38 - 0,040 B2 = 0,35
Taco = 10d =0,45m a 2 (0,35 0,35 / 2) 2 0,74m
Nc
(H - 10d) (3,43 0,45) 11 cartuchos long .emulex 0,30
Haciendo las pruebas y ajustes en situ será 11 cartuchos por taladro
Figura N° 20. Segundo cuadrante
Fuente: Elaboración propia.
d. TERCER CUADRANTE
0,35 0,35 / 2 0,040 2 0,658m
B = 8,8x10
-2
a.q 2 .Sanfo d .c
Seguimos usando los mismos cartuchos por lo tanto se tiene B= 0,6 m
125
B3 = 0,56 - F B3=0,56 – 0,040 = 0,50 m
a 3 (0,50 0,74 / 2) 2 1,23m
Figura N° 21. Tercer cuadrante
Fuente: Elaboración propia.
e. CUARTO CUADRANTE
0,50 0,74 / 2 0,040 2 1,117 m Para q =1,36 kg/m (ϕ 28 x 30 mm)
B = 8,8x10
-2
a.q 2 .Sanfo d .c
B=0,74 m B4=0,74 – 0,040 = 0,70 m
a4 (0,70 1,23 / 2) 2 1,84m 126
Numero de cartuchos de: 28 x 30 mm=11
Figura N° 22. Cuarto cuadrante
Fuente: Elaboración propia.
f. ARRASTRES El burden en los arrastres se determina usando la misma fórmula para la voladura de bancos:
B 0,9
q.Sanfo c. f .( S / B)
Donde: q = Concentración de carga (kg/m) C = 0,5 127
f = Factor de fijación. Generalmente se toma 1,45 para tener en cuenta el efecto gravitaciones y el tiempo de retardo entre taladros. S/B = Relación, de espaciamiento/Burden. Se suele tomar igual
B 0,9
0,63 x1,09 0,4 x1,45 x1
B=0,90 m El número de taladros en el arrastre está dado por:
N (0,9)
0,63 X 1,09 0,4 X 1,45 X 1
N = Número de taladros de arrastre. H = Profundidad de los taladros. Y = Ángulo de la desviación en el fondo del taladro 3º B = Burden N = (3,5 + 2 x 3,20 sen 3º)/0,90 + 2 N = 6 taladros Haciendo las pruebas in situ se concluye 5 taladros en el arrastre El espaciamiento S = (Ancho Hsen ) / N 1 S = (3.5 2x3.2sen 3º ) / 4
S = 0.92 - 0.040
S = 0,90m 128
Para taladros de la esquina el espaciamiento está dado por: St = S- H sen 3º = 0,80 m g. TALADROS DE CONTORNO Se usara una voladura controlada (Smooth blasting) los daños en el techo y en las paredes se minimizaran utilizando Exadit 45%. Según Pearson se tiene lo siguiente. S = Kd (m) Donde: K=15-16 constante S/B = 0,80 Por lo tanto si k=15 S=0,68 Usando las formulas practicas se determina que: S=0,52 esto varía de acuerdo al tipo de roca. B=0,65 m Burden practico
Bc B Hsen 3º F 0,41m Concentración mínima de carga en la voladura controlada. q = 90 d2 =0,18/cg/m Por lo tanto, se debe usar cartuchos de diámetro 21 mm x 175 mm. Que tienen una concentración de carga de 0.49 kg/m •Número de taladros Nt = 3,8/0,52 + 2 = 1 taladros C/t=3,43/0,175 = 8 - 9 cartuchos 129
4.7 RESUMEN DE DISEÑO DE MALLA Tabla N° 19. Resumen de diseño de malla DISTRIBUCIÓN DE CARGA EXPLOSIVOS Taladros Arranque 1º Ayuda 2º Ayuda 3º Ayuda Ayuda de corona Ayuda de arrastre Ayuda de cuadra Cuadradores Coronas Arrastres taladros Rimados Total cargados Explosivos Emulex 60% Exadit 45% Exablock 45%
Nº Tal
Emulex 60%
4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 4 42
12 11 11 11 10 10 10 9
Total
Datos
Unidad
Cantidad
48 44 44 44 40 40 40 36 40 55
15,888 14,564 14,564 14,564 13,24 13,24 13,24 11,916 3,04 18,205
Kilos de explosivo Longitud de taladro Volumen roto Toneladas rotas Avance promedio Factor de carga Factor de potencia Metros perforados Factor de carga Lineal Carga por taladro
kg pies m3 Ton m3 kg/m3 kg/ton Mp kg/m kg/tal
132,46 12 48,89 139,35 3,22 2,71 0,95 148,12 0,89 3,15
431
132,46
Densidad (gr/cc)
peso kg
Accesorios
Unidad
Cantid.
0,331 0,076 0,072
Carmex (300) Ignición R. (lgniticord) Cordón detonante
Unid m m
2,0 0,2 30,0
EXSA serie Única
Unidad
Tiempo retardo
Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid
2 2 2 2 2 2 4 4 4 4 4 5 5 42
8 11
Longitud
CUADRO DE RESUMEN Explosivo kg
Exadit 45%
1 1/2"x12 1.12 7/8"x7" 1 7/8"x7" 0.78 CUADRO DE RESUMEN
Sección de corte Arranque 1º Ayuda 2º Ayuda 3º Ayuda
Burden B1=0,25m B2=0,55m B3=0,50m B4=0,70m
Arrastre
B=0,82m
Contorno
B=0,52m
Lado de S A1=0,40m A2=0,74m A3=1,23m A4=1,84m A=0,90m A2=0,85m A1=0,41m
Exanel Nº 0 Exanel Nº 8 Exanel Nº 16 Exanel Nº 24 Exanel Nº 32 Exanel Nº 40 Exanel Nº 48 Exanel Nº 56 Exanel Nº 72 Exanel Nº 92 Exanel Nº 120 Exanel Nº 140 Exanel Nº 180 Total
Fuente: Elaboración propia.
130
Tabla N° 20. Cantidad de cartuchos por malla Taladros
Nº
tal Arranque 4 1º Ayuda 4 3º Ayuda 4 3º Ayuda 4 Ayuda de corona 4 Ayuda de arrastre 4 Ayuda de cuadrador 4 Cuadradores 4 Coronas 5 Arrastre 5 Em=Emulex 60% 1 1/2" x 12"
Explo. Cart/tal Em Em Em Em Em Em Em Em Ex Em
12 11 11 11 10 10 10 9 8 11
Taco
tx
Cantidad de cartuchos 12 Em
11 Em Em Em Em
tx Em
10 Em Em Em Em Em Em Em
Em
9 Em Em Em Em Em Em Em Em tx Em
8 Em Em Em Em Em Em Em Em
7 6 5 Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Em Tx tx Em Em Em Em Ex=Exadit 45% 7/8" x 7"
4 Em Em Em Em Em Em Em Em Em
3 Em Em Em Em Em Em Em Em tx Em
2 Em Em Em Em Em Em Em Em Em
1 Em Em Em Em Em Em Em Em Tx Em
Fuente: Elaboración propia.
131
4.8 EVALUACIÓN DE LOS CONSUMOS DE EXPLOSIVOS Y COSTOS 4.8.1 Consumo de explosivos y accesorios de voladura Tabla N° 21. Consumo de explosivos y accesorios
Actividades
Unidad
Numero taladros
Unid
Taladros cargados
Día RP 980(-)
Noche
RP 040(-)
RP 980(-)
RP 042(-)
BP 616
48
46
44
42
46
Total
% Promedio
226
45
Unid
42
44
42
40
38
206
41
Emulex 60%
Kg
129,32
135,12
129,32
126,34
123,14
643,24
131,83
Exadit 45%
Kg
3,04
3,65
3,04
3,04
3,04
15,81
3,162
Exablock 45%
Kg
0
0
0
0
0
0
0
Carmex (300)
Unid
2
2
2
2
2
10
2
Ignición R. (Ignicord)
m
0.2
0.2
0.2
0.2
0.2
1
0.2
Cordón detonante
m
30
35
30
30
30
155
31
Unid
42
44
42
40
38
206
41
Exanel
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 23. Consumo de explosivos
CONSUMO DE EXPLOSIVOS (Kg/Disparo) 140
135.12
129.32
129.32
126.34
123.14
120 100 80
EMULEX 60%
EXADIT 45%
60 40 20
3.04 RP 980 (-) 0 042 (-) RP 672(-)
3.65 3.04 RP 040 (-) BP 616 RP 040(-) RP 672(-)
3.04 RP 980(-)
3.04 RP
RP 042(-)
BP 616
Fuente: Elaboración propia.
132
4.8.2 Costos de voladura Tabla N° 22. Costos de voladura Descripción
Cantidad
Número taladros Taladros cargados Emulex 60% Exadit 45% Carmex 300 Ignicord Cordón detonante Exanel Sub total US$ Fuente: Elaboración propia.
45 41 128,65 3,16 2 0.2 31 41
Precio unidad US$
2,95 2,21 0,621 0,3003 0,1932 1,305
Total US$
Unidades
379,52 6,99 1,24 0,06 5,99 53,51 447,30
Tal Tal US$/kg US$/kg Unid US$/kg m Unid. S$
133
4.9 EVALUACIÓN DE LAS EFICIENCIAS DE LA VOLADURA MENSUALES 4.9.1 Eficiencia de la voladura antes de los cambios Tabla N° 23. Eficiencia de la voladura antes de los cambios Deficiencia de voladura 1º (%) LABORES RP 980(-) 25,22% RP 040(-) 24,26% RP 042(-) 24,84% BP 616 19,20% Promedio 23,38% Total Fuente: Elaboración propia.
Perforación efectiva (m) 3,65 3,65 3,65 3,65
Eficiencia de disparo (%)
Avance por disparo (m)
N° Disparos mensual
Avance mensual (m)
Precio unitario
75% 76% 75% 81% 77%
2,73 2,76 2,74 2,95 2,80
12 9 10 23
32,75 24,88 27,43 67,83
780 780 780 780
Antes de los cambios US$/Disparo
Total Av. US$
2128,99 2156,32 2139,81 2300,38 2181,37
25547,84 19406,86 21398,05 52908,65
152,90
119261,40
4.9.2 Eficiencia de la voladura después de los cambios Tabla N° 24. Eficiencia de la voladura después de los cambios Deficiencia de voladura
LABORES
2º (%)
RP 980(-) 13,63% RP 040(-) 11,80% RP 042(-) 11,51% BP 616 10,45% Promedio 11,85% Total Fuente: Elaboración propia.
Perforación efectiva (m) 3,65 3,65 3,65 3,65
Eficiencia de disparo (%)
Avance por disparo (m)
N° Disparos mensual
Avance mensual (m)
Precio unitario
86% 88% 88% 90% 88%
3,15 3,22 3,23 3,27 3,22
12 9 10 23
37,83 28,97 32,30 75,18
780 780 780 780
Después de los cambios US$/Disparo
Total Av. US$
2458,95 2511,05 2519,31 2549,49 2509,70
29507,45 22599,49 25193,10 58638,24
174,28
135938.27
4.9.3 Evaluación de la eficiencia: Antes y después de los cambios Tabla N° 25. Eficiencia de la voladura antes y después de los cambios
134
ACTIVIDADES
Deficiencia de disparo (%)
Eficiencia de disparo (%)
23,38% 11,85% 11,53%
77% 88% 11%
ANTES DESPUÉS DIFERENCIA
Avance por disparo Avance mensual (m) Costo/Disparo US$ (m) 2,80 3,22 0,42
152,90 174,28 21,38
2181,37 2509,70 328,33
costo de Av. US$ 119261,40 135938,27 16676,87
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 24. Eficiencia de disparo y avance
EFICIENCIA DE DISPARO Y AVANCE 3.22 2.80
0.77
0.88 0.42
0.11 Eficiencia de disparo (%) ANTES
Avance por disparo (m) DESPUES
DIFERENCIA
Fuente: Elaboración propia.
135
Figura N° 25. Eficiencia de avance y costos
EFICIENCIA DE AVANCE Y COSTOS 135938.27 119261.4
16676.87 2181.4 2509.7 328.33
152.9 174.28 21.38
Avance mensual (m)
Costo/Disp U$ ANTES
DESPUES
costo de A U$ DIFERENCIA
Fuente: Elaboración propia.
4.10 ANALISIS DE COSTOS Como vemos en los siguientes en los gráficos sobre los costos de la voladura se reducen, lógicamente en avance en (S$/ml, S$/disparo) es menor la comparación al mes anterior y es notorio después de los cambios. Tabla N° 26. Análisis de costos ACTIVIDADES ANTES DESPUES Fuente: Elaboración propia.
E/Disp 2,80 3,22
S$/ml 158,91 138,91
S$/Disp 447,3 447,3
136
Figura N° 26. Costos de voladura
Fuente: Elaboración propia.
4.11 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE EFICIENCIA DE VOLADURA ANTES Y DESPUES DE LOS CAMBIOS EN LAS LABORES MENCIONADAS Como vemos en las siguientes tablas y figuras la eficiencia de voladura aumenta y por lo tanto también es lógico que los avances por disparo y la valorización por avance lineal. Tabla N° 27. Eficiencia de la voladura
ACTIVIDADES
Eficiencia de disparo (%)
ANTES 77% DESPUES 88% DIFERENCIA 11% Fuente: Elaboración propia.
Avance por disparo (m)
Avance mensual (m)
Costo/Disparo U$
costo de Avance U$
2,80 3,22 0,42
152,9 174,3 21,38
2181,4 2509,7 328,33
119261,4 135938,3 16676,87
137
Figura N° 27. Eficiencia de disparo y avance
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 28. Eficiencia de avance y costo
138
Fuente: Elaboración propia.
4.12 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE DE CUMPLIMIENTO DE AVANCES DIARIOS Y ACUMULADOS ANTES DESPUES DE LOS CAMBIOS EN LAS LABORES MENCIONADAS
Tabla N° 28. Porcentaje de cumplimiento de avances totales
MINA
% DE CUMPLIMIENTO DE AVANCES TOTALES NIVEL LABOR Febrero Marzo
SAN CRISTOBAL 1120 SAN CRISTOBAL 1120 SAN CRISTOBAL 1070 Total mes (m) Programado (m) % Cumplimiento Fuente: Elaboración propia.
RP 040(-) RP 042(-) BP 616
37,50
62,70 110,00 57%
24,82 27,40 67,85 152,81 230,00 64%
Abril
TOTAL
29,99 32,30 75,21 175,30 230,00 73%
92,31 59,70 143,06 390,81 570,00 69%
Figura N° 29. Cumplimiento mensual en metros lineales
Fuente: Elaboración propia.
139
Figura N° 30. Cumplimiento mensual en porcentaje
Fuente: Elaboración propia.
Figura N° 31. Cumplimiento general
Fuente: Elaboración propia.
140
4.13 RESULTADOS OBTENIDOS REFERENTE A LA VALORIZACION ANTES Y DESPUES DE LOS CAMBIOS
EN LAS LABORES
MENCIONADAS Como vemos en los siguientes en los
gráficos la valorización en las
labores y en sus diferentes actividades cambian lógicamente en todo y es notorio para cada actividad y la valorización general. Tabla N° 29. Valorización antes y después de los cambios
ACTIVIDADES F Shotcrete de 2" (m3) Malla electro soldada (m2) Pernos de 7" (uni) Metros lineales (m) VALORIZACION TOTAL Fuente: Elaboración propia.
ANTES Valorizado Cantidad (UU$) 458 10 713 152,83
50433,9 142 10541,19 119207,4 180324.49
DESPUES Valorizado Cantidad (UU$) 520 10 810 173,6
57288 142 11973,77 135408 204811,77
141
CONCLUSIONES 1. Empleando el diseño y parámetros de voladura por Holmerg, se ha obtenido que en avances lineales
se redujo de manera notoria
la
deficiencia de voladura para las RP 040, RP 042, BP 616 y esto da entender que el avance será mayor en comparación de los meses anteriores. 2. La eficiencia del disparo ha mejorado, pasando de 77% antes a 88% después de diseñada la malla, aumentado en 11% la eficiencia. 3. Al aplicar el arranque hexagonal especialmente en terrenos con un RMR>41, facilita proveer caras libres adicionales a los demás cuadrantes. Además la ventaja de este tipo de arranque es que el rendimiento de avance por disparo es eficiente. 4. El rendimiento de avance por disparo es eficiente mejorando de 152.83 m a 173.6 metros en el mes, debido a que los tiempos de operaciones unitarias minimiza. 5. Referente a la valorización aumento ya que hubo un mejor avance con respecto al mes pasado. Esto debido que la eficiencia de la voladura mejoro considerablemente. 6. Con algunas herramientas de control realizados en las operaciones unitarias, se redujo los tiempos improductivos, detectando desviaciones operativas, para posteriormente tomar acciones correctivas de esa manera las operaciones unitarias están controlados.
142
RECOMENDACIONES 1. En los diseños de mallas de perforación se debe de tener en cuenta las áreas de influencia por cada taladro; utilizando los
datos
obtenidos
correctamente para obtener buenos resultados y no asumirlos, como por ejemplo la resistencia de la roca o mineral. 2. La mayoría de los investigadores coinciden en que el burden es el parámetro más importante para el diseño de voladura de rocas y que forma en conjunto con el arranque y será imprescindible calcular burden para obtener un disparo óptimo; en el cálculo del burden se debe de considerar las desviaciones del taladro para así ajustar más aun el burden y obtener una fragmentación adecuada 3. Realizar una buena distribución de taladros en el frente, evaluando el tipo de roca, presencia de fallas, para minimizar los costos. 4. La perforación y voladura forman un conjunto. Si un taladro perforado es correctamente perforado de nada sirve si el explosivo a utilizarse es realizada con potencia y con cantidades equivocadas. Lo mismo sucede cuando un explosivo es utilizado de manera lógica y técnica si el taladro es perforado sin paralelismo y sin profundidad.
143
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146
ANEXOS
147
Anexo N° 01 MATRIZ DE CONSISTENCIA Título:
Optimización de la perforación y voladura para mejorar la profundización de la unidad San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A. Autores: Bach. Max Pompeyo Villanueva Paucar Bach. Ronal Manrique Quichica PROBLEMAS ¿En qué medida el proceso de perforación y voladura aplicado, por la empresa especializada AESA PERU SAC, permite mejorar los avances lineales en la profundización en la mina San Cristóbal en la Compañía Minera Volcan S.A.A.?
¿En qué medida la mejora aplicada permite la optimización en los costos operativos en la profundización de la mina San Cristóbal? ¿En qué medida se podría estandarizar las técnicas de perforación y voladura para la mejora en los avances lineales en la profundización?
141
OBJETIVOS
HIPÓTESIS
La investigación trata sobre evaluar el proceso de perforación y voladura en las labores de profundización para lograr alcanzar los avances lineales programados en la profundización de la mina San Cristobal de la Compañía Minera Volcan S.A.A.
La aplicación de técnicas adecuadas en el proceso de perforación y voladura aplicado por AESA S.A.C. permitió mejorar los avances lineales de profundización de mina San Cristóbal de la Compañía Minera Volcan S.A.A.
Describir la mejora de técnicas de perforación y voladura; para alcanzar los avances lineales programados profundización en la mina San Cristóbal.
Con la mejora aplicada en la perforación y voladura se permite la optimización en los costos operativos en la profundización de la mina San Cristóbal.
Describir el estándar aplicado en el proceso de perforación y voladura y cómo influye en los avances lineales en la profundización de la mina San Cristóbal.
Con la estandarización de las técnicas de perforación y voladura se alcanzan los avances lineales programados en la profundización de la mina San Cristóbal
VARIABLES Variable independiente Técnicas de perforación y voladura.
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
Método de investigación: Científica.
POBLACIÓN Y MUESTRA Población Labores de profundización de la Unidad San Cristóbal dela Compañía Minera Volcan S.A.A.
Tipo de investigación: experimental
Variables dependiente Avances lineales en profundización subterránea.
Diseño de investigación: clásico o con preprueba postprueba
Muestra Rampa 980 (-) de la Unidad San Cristóbal dela Compañía Minera Volcan S.A.A.
|
SECCION 4 X 4
0.70
0.35
4.00
3.96 4.00
Fuente: Elaboración propia.
142
|
142
