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UNIVERSIDAD NACIONAL “SANTIAGO ANTÚNEZ DE MAYOLO”
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS GEOLOGÍA Y
METALURGIA
ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
TESIS
MODELO MATEMÁTICO DE HOLMBERG PARA
MEJORAR LA PERFORACIÓN Y VOLADURA EN LA
ZONA ALTA DE LA COMPAÑÍA MINERA LINCUNA
S.A – 2017
PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
PRESENTADO POR:
Bach: VIDAL MARTINEZ CAMILO PEDRO
Bach: CORREA AYALA IBETT GABRIELA
ASESORES:
ING. JESUS GERARDO VIZCARRA ARANA
Dr. ING. JUAN ROGER QUIÑONES POMA
HUARAZ – PERÚ
2017
DEDICATORIA
A NUESTROS PADRES POR SU DEDICACION Y
ESFUERZO PARA EL LOGRO DE NUESTROS
OBJETIVOS.
Camilo Vidal.
DEDICATORIA
A DIOS Y MIS PADRES GLORIA Y LUIS Y MIS
HERMANOS POR SU APOYO Y ESFUERZO
PARA EL LOGRO DE MI FORMACIÓN
PROFESIONAL.
Ibett Correa.
AGRADECIMIENTO
Un agradecimiento sincero y verdadero a la Gerencia General y Sub Gerencia de la
COMPAÑÍA MINERA LINCUNA S.A.C. quienes nos brindaron la confianza necesaria
para emprender el desarrollo de nuestra tesis profesional.
Finalmente un agradecimiento a todos aquellos Ingenieros Docentes y personal
administrativo de la Universidad Nacional Santiago Antúnez de Mayolo por su valiosa
enseñanza y colaboración, en especial a mi Escuela Académico de Formación Profesional
de Ingeniería de Minas, donde nos formaron profesionalmente en el área de Minería.
RESUMEN
El trabajo de investigación tiene como objetivo la aplicación del Modelo Matemático de
Holmberg para mejorar la perforación y voladura en la zona alta de la Compañía Minera
Lincuna, realizando la evaluación de la operación unitaria de perforación y voladura, con
la finalidad de obtener buenos resultados en la granulometría.
Para cumplir con el objetivo mencionado, fue necesario realizar trabajos de campo,
laboratorio y gabinete. La primera etapa del estudio está orientado a la ejecución de
investigaciones básicas, con el fin de obtener la información necesaria, que permitirá
evaluar los factores principales del control de la perforación y voladura y estimar los
parámetros técnicos aplicados al diseño de la perforación y voladura. En una segunda
etapa, se integrara la información obtenida durante las investigaciones básicas, con el fin de
evaluar las condiciones de perforación y voladura, aplicando el Modelo Matemático de
Holmberg.
Mediante la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg, se llegó a mejorar la malla
de perforación y voladura en la Zona Caridad, obteniéndose los siguientes resultados, que
se detallan a continuación: Tipo de roca regular: III A, RMR: 51 – 60, la ficiencia de
voladura es 91 %, el ángulo de buzamiento es 35º, longitud: 28.28 m., inclinado, avance
por disparo: 3.10 m., factor de carga: 1. 71 kg explosivo/m³, factor de avance: 22.55
Kg/m., longitud de barra: 12 pies y Nº de taladros: 13 – 14.
PALABRAS CLAVES: Perforación y voladura, taladros de contorno, macizo rocoso,
burden.
ABSTRACT
We used the Holmberg mathematic model in order to improve the drilling and blasting in
the high areas of the Company “Minera Lincuna”. Also, we evaluated the unit operation of
drilling and blasting to get good results in granulometry.
For that, we made field, laboratory, and cabinet works. The first part of the study consisted
in the compilation of the basic information to evaluate the principal factors that control the
drilling and blasting, and to estimate the technic parameters used in the design of drilling
and blasting. In the second part, based on the previously investigation, we evaluated the
condition of the drilling and blasting using the Holmberg mathematical model.
Using the Holmberg mathematical model, we improved the drilling and blasting mesh in
the area “Zona Caridad”. We got the follow results: Regular rock type: III A; RMR: 51 –
60, blasting efficiency was 91%; angle of deep was 35°; longitude was 28.28 m; inclined;
breakthrough per shot: 3.10 m, loading factor: 1.71 kg explosive/m3; advance factor: 22.55
kg/m, bar longitude: 12 feet and N° of drills: 13-14.
Keywords: drilling and blasting, contour drills, rock mass, burden.
INTRODUCCIÓN
El presente trabajo de investigación titulado “Modelo Matemático de Holmberg para
Mejorar la Perforación y Voladura en la Zona Caridad de la Compañía Minera
Lincuna S.A. – 2017”, inicialmente se realiza el diagnóstico de la explotación
subterránea, que actualmente viene operando con diseño de mallas de perforación y
voladura de rocas de manera empírica. Esta investigación está sustentada tanto en el marco
teórico como en el práctico, a fin de implementar el Modelo Matemático de Holmberg, en
referente a lo práctico el sustento está dado por los resultados obtenidos en el diseño de la
malla de perforación y su aplicación en la Zona Caridad de Cía., Minera Lincuna S.A.
El método que se empleó en la realización de esta investigación, es una investigación
aplicada y la técnica empleada es Analítico ya que partimos de conocimientos generales
para llegar a conocimientos particulares y específicos, el procedimiento de la investigación
empleada es la Descriptiva - Explicativa, ya que ésta consiste en procesamiento,
clasificación y evaluación de la información recopilada, para así poder obtener el trabajo de
investigación y al usar estos conceptos podemos implementar el Modelo Matemático de
Holmberg para obtener una buena malla de perforación y voladura y por ende una buena
granulometría del mineral.
Para la realización de la presente tesis, se hizo investigación y recopilación de los datos más
relevantes en la Compañía Minera Lincuna, del diseño de la malla de perforación y la
voladura de rocas, así mismo se pretenden identificar las condiciones presentes en distintas
labores mineras subterráneas de operación mina.
INDICE
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTO
RESUMEN
PALABRAS CLAVES
ABSTRACT (KEY WORDS)
INTRODUCCIÓN
ÍNDICE
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. ENTORNO FÍSICO 12
1.1.1. Ubicación y Acceso 12
1.1.2. Topografía 14
1.1.3. Hidrología 14
1.1.4. Geomorfología 15
1.1.5. Recursos Naturales 16
1.2. Entorno Geológico 16
1.2.1. Geología Regional 16
1.2.2. Geología Local 18
1.2.2.1 Estratigrafía en el Contexto Local 19
1.2.2.2. Holoceno 20
1.2.2.3. Rocas Metamórficas 20
1.2.3. Geología Estructural 20
1.2.3.1 Fallas 21
1.2.3.2. Estructuras Circulares 21
1.2.4. Geología Económica 23
1.2.4.1 Estimación de Reservas de Mineral 25
CAPITULO II
FUNDAMENTACIÓN
2.1. Marco Teórico 28
2.1.1. Antecedentes de la Investigación 28
2.1.2. Definición de Términos 29
2.1.3. Fundamentación Teórica 30
2.1.3.1 Programa de exploraciones diamantinas 33
2.1.3.2. Métodos de Explotación Mina 39
2.1.3.3. Corte y Relleno Ascendente Mecanizado en Breasting 42
2.1.3.4. Mina Coturcan Alto – Caridad 49
2.1.3.5. Preparación y Perforación 54
2.1.3.6. Limpieza 55
2.1.3.7. Selección del Equipo de Limpieza 55
2.1.3.8. Transporte 55
CAPITULO III
METODOLOGÍA
3.1. El Problema 58
3.1.1. Descripción de la Realidad Problemática 58
3.1.2. Planteamiento y Formulación del Problema 59
3.1.3. Objetivos 59
3.1.3.1. Objetivo General 59
3.1.3.2. Objetivos Específicos 59
3.1.4. Justificación de la Investigación 59
3.1.5. Limitaciones 60
3.1.6. Alcances de la Investigación 61
3.2. Hipótesis 61
3.3. Variables 61
3.3.1 Variable Independiente 61
3.3.2 Variable Independiente 61
3.4. Diseño de la Investigación 61
3.4.1. Tipo de Investigación 62
3.4.2. Población y Muestra 62
3.4.2.1. Población 62
3.4.2.2. Muestra 62
3.4.3. Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos 62
3.4.4. Forma de Tratamiento de los Datos 63
CAPITULO IV
RESULTADO DE LA INVESTIGACIÓN
4.1. Descripción de la Realidad y Procesamiento de Datos 64
4.1.1 Diseño de los Parámetros de Perforación y Voladura Según Holmberg 66
4.2. Análisis e Interpretación de la Información 78
4.3. Discusión de los Resultados 80
4.4. Aportes del Tesista 81
CAPITULO V
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1. Conclusiones 82
5.2. Recomendaciones 83
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
ANEXOS.
12
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. ENTORNO FÍSICO.
1.1.1. Ubicación y Acceso.
La Unidad Minera Lincuna S.A, se encuentra ubica en el Distrito de Aija,
Provincia de Aija, Departamento de Ancash.
La zona de estudio, tiene la siguiente ubicación:
Distritos : Ticapampa y Aija
Provincias : Recuay y Aija
Departamento : Ancash
El campamento de Hércules tiene las siguientes coordenadas:
Coordenadas Geográficas Coordenadas UTM
Longitud Oeste : 77° 33´ Este: 219565
Latitud Sur : 90° 46 Norte: 8919502
Altitud : 4,160 m.s.n.m
13
Figura Nº 01: Mapa de Ubicación.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Las vías de comunicación, son:
CARRETERA
Lima-Ticapampa : 375 Km 5 horas
Ticapampa-Hércules : 30 Km 1 hora (carro).
Huaraz, capital del Departamento, está al Noreste de Ticapampa. La
carretera, que une Lima con Huaraz, es una pista asfaltada; mientras la
que une Ticapampa con Hércules es afirmada.
14
1.1.2. Topografía
Se encuentran sobre los terrenos de la Cordillera Negra. En la parte Sur de la
Región Ancash en el ramal Occidental de la Cordillera de los Andes, está
constituida por dos Subramales, los cuales son: la Cordillera Blanca al lado
Oriental y la Cordillera Negra en la parte Occidental, divididas por el valle del
río Santa o Callejón de Huaylas. Los Subramales Oriental y Occidental del
sector Centro-Norte de la Cordillera Occidental de los Andes corren paralelos en
dirección Sudeste – Noroeste.
La Cordillera Negra es llamada así porque las elevaciones que los constituyen no
están cubiertas de nieve. La zona de la Cordillera Negra donde se encuentran las
concesiones mineras que se estudian, tienen una altura en la parte contigua a la
Mina Hércules de 4,000 m.s.n.m y las cúspides tienen una altura de 4,770
m.s.n.m, donde se sitúa la Minera Lincuna y cercanamente la Planta
Concentradora de Minerales.
1.1.3 Hidrología
La hidrología comprende las concesiones Alianza N°1, Alianza N°10 y
Acumulación Alianza N°15, ubicadas en las provincias Recuay y Aija, Región
Ancash.
Desde el punto de vista hidrográfico, las concesiones se ubican en las
microcuencas de las quebradas Sipchoc, Concush, Cashacancha, Jinchis, y
Llacsha, en la vertiente oriental y quebradas Hércules y Pallca.
El Proyecto Huancapetí, desde el punto de vista hidrográfico, se inscribe tanto
en la vertiente occidental como oriental de la Cordillera Negra. Involucra las
siguientes Sub cuencas:
a) Por la vertiente Occidental:
• Sub cuenca Quebrada Santiago-Cuenca del Río Huarmey Micro cuencas:
• Quebrada Pallca
• Quebrada Santa Rosa
15
• Quebrada Hércules
b) Por la vertiente Oriental:
• Sub cuenca Quebrada Sipchos-Cuenca del Río Santa.
• Sub cuenca Quebrada Sincune-Cuenca del Río Santa.
• Sub cuenca Quebrada Chiriac -Cuenca del Río Santa.
• Sub Cuenca Quebrada Casacancha-Cuenca del Río Santa.
• Sub Cuenca Quebrada Collaragra-Cuenca del Río Santa.
1.1.4. Geomorfología.
La geomorfología en esta región, corresponde al sector Occidental de la
Cordillera de los Andes, del Perú, como resultado de la interacción de factores
asociados a la “geodinámica interna y externa” entre ellos fundamentalmente “el
vulcanismo asociado a la tectónica andina, la litología y la inter-acción de los
agentes meteóricos”.
La unidad geomorfológica predominante en esta región es la “Cordillera de los
Andes”, donde el agente geológico responsable del modelado actual es la acción
de los glaciares. Esta unidad geomorfológica presenta una de las elevaciones
más altas dentro del territorio Peruano alcanzando alturas hasta los 6768
(Huascarán) m.s.n.m.
Las morfologías más características en el área de estudio corresponden a los
depósitos de morrenas laterales asociados a antiguas lenguas glaciales y también
la morfología típica de valle en “U” , con afloramientos rocosos escarpados en
los sectores altos, morfologías agrestes y superficies un tanto suavizadas en
sectores más bajos. En general la zona de interés se caracteriza por presentar un
típico modelado glaciar con valles de sección transversal en forma de “U”,
tapizados por “Depósitos morrénicos, Fluvio–aluviales y Suelos residuales”.
16
1.1.5. Recursos Naturales.
Flora
Esta zona por su ubicación geográfica, y su Piso Altitudinal; Puna Tropical.
En altitudes cercanas a los 3500 msnm la vegetación se caracteriza por la
presencia de arbustos y gramíneas tales como los quisuares, retamas, cactus,
otros; huaman pinta, ancosh, etc. Gran cantidad de pastizales alto andinos,
entre los cuales tenemos a: ichu, Poá, Calamagrostis vicugnarum, etc.
También se han podido encontrar en estos ecosistemas otras especies
vegetales como: Opuntia íloccosa, Ageratina azangaroenzis, Aciachne
pulvinata, Bomarea dulcis. No existen Áreas Naturales Protegidas o Especies
vegetales raras, amenazadas o en peligro: D.S. N° 043-2006-AG. Vulnerable:
Perezia coerulescens "contrahierba, valeriana" Gentianella thyrsoidea
"japallan shacu", siete sabios; así como variedades de hierbas medicinales.
Abundan áreas verdes, las que se presentan alrededor de la zona minera.
Fauna
El área circundante a esta actividad minera, presenta variedades de fauna, así
como ovino, vacuno y porcino. Se menciona también la crianza de animales
menores como: el cuye, gallinas, conejos. Las fuentes de agua de tamaño
mediano como lagunas se encuentran aves como: Anas versicolor puna "pato
de la puna", Chloephaga melonoptera "huallata, huachua", Calidris melanoto
"playero pectoral", Larus serranus "gaviota andina", pero en un número
reducido. También se encuentran insectos acuáticos y renacuajos.
1.2. Entorno Geológico.
1.2.1. Geología Regional
La geología Regional está definido por la “Cordillera de los Andes”, que
constituye una unidad definida “geográfica, geomorfológica y geológicamente”.
En esta unidad se reconocen los Intrusivos Terciarios correspondientes a cuerpos
porfiríticos compuestos por Dacitas y Riodacitas. Además se presenta el Grupo
Calipuy, el cual se encuentra distribuido a lo largo de la “Cordillera Negra”
17
conformando la parte más elevada, emplazado como una franja de rumbo “NW -
SE”, con un ancho variable entre los 25 a 40 Kilómetros. Debido a la
profundidad de los valles transversales correspondientes a los principales ríos
como el Pativilca, Fortaleza, Aija y Pira, su límite oriental en gran parte lo
constituye el río Santa; sin embargo, existen afloramientos de éste Grupo en el
extremo Sur de la Cordillera Blanca y en la Cordillera de Huayhuash, la
potencia del Calipuy según escritos (INGEMMET) es aproximadamente 2000
metros y en algunos lugares hasta 3000 metros de estratos volcánicos variados,
los cuales principalmente se constituyen de rocas piroclásticas gruesas de
composición Andesítica; también es necesario precisar que son abundantes las
lavas Andesíticas e Ignimbritas Dacíticas. La secuencia es extremadamente
variable, de manera que una sección medida en cualquier localidad tiene poca
semejanza a otra medida en cualquier otro lugar.
Cuadro 01: Comparación Edad Cenozoico y Mesozoico
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
ERA SISTEMA SERIE UNIDADES
LITAESTRATIGRAFICA ROCAS
INTRUSIRAS
CENOZOICO
CUATERNARIO HOLOCENO
Yacimientos fluvioglaciares Yacimientos glaciales Yacimientos Aluviales Yacimientos Coluviales
Inconformidad angular
Granodiorita Tonalita
Gabro tonalita
Granodiorita
TERCIARIO
Plioceno
Formación Yungay
Volcánico Calipuy Inconformidad Angular
Mioceno
Oligoceno
Eoceno Paleoceno
MESOZOICO CRETACEO
Superior
Formaciones Pariahuanca,
Chulec y Pariatambo Grupo Goyllarisquizga Formaciones Farrat, Carhuaz y Santa
Formación Chimú Formación Oyón Inferior
Jurasico Superior Formación Chicama
18
Así mismo a nivel Regional estratigráficamente el Grupo Calipuy descansa con
gran discordancia sobre todas las formaciones mesozoicas. Siendo la unidad más
joven la Formación Casapalca y la Formación Chicama la más antigua. Se
presume que el Grupo Calipuy, fue emplazado después de los periodos de
plegamiento, erosión y levantamiento que afectaron a las unidades anteriores y
que culminaron con una amplia superficie de erosión.
En el contexto Regional, existen ocasionales depósitos sedimentarios dentro del
Grupo Calipuy los cuales fueron depositados en lagunas de agua fresca. Ellos
usualmente se constituyen de lutitas y areniscas. Estratigráficamente es conocido
que los depósitos del Grupo del Calipuy descansan sobre una superficie de
erosión bien desarrollada, en este contexto es presumible que pertenezca al
Cenozoico. Ha sido demostrado que el Grupo Calipuy, se extiende desde el
Eoceno al Mioceno y que el plegamiento de los estratos subyacentes y el
desarrollo de la superficie de erosión se llevó a cabo durante el Paleoceno.
El Grupo Calipuy ha sido reconocido por diferentes autores, tanto en el norte
como en el centro del Perú y está representado por las Formaciones Tembladera,
Llama y Porculla en el norte del Perú, se le correlaciona con la Formación
Yantac en el centro del Perú y como parte de los Grupos Toquepala y Tacaza en
el sur del Perú.
1.2.2. Geología Local
La presente información está referida al cartografiado “litológico-estructural”
correspondiente a los alrededores de la Quebrada Hércules, donde
principalmente se emplaza la mineralización de las estructuras “Hércules y
Coturcan”, las cuales están asociadas a las fases mineralizantes de los
volcánicos del Grupo Calipuy de edad “Oligoceno-Mioceno (Paleógeno)”,
típicamente representadas por “flujos lávicos” de composición andesítica y en
menor proporción flujos piroclásticos. También es necesario precisar en el
área evaluada la ocurrencia de pequeños apófisis de cuerpos porfiríticos de
19
composición dacítica: Descripción petrográfica macroscópica). La columna
estratigráfica conceptual en el contexto local, está representada por las
siguientes unidades litológicas.
1.2.2.1 Estratigrafía en el Contexto Local
Andesita piroclásticas.- Corresponde a un flujo piroclástico de
composición andesítica, el que presenta una textura porfirítica con
abundante presencia de plagioclasas desarrolladas en una matriz
microfanerítica de coloración gris violácea a verduzca. Las morfologías de
los cristales de plagioclasas son mayormente sub-hedrales debido al
fracturamiento de los mismos, y heterométricos. El afloramiento se
observa como una ventana, restringido al área de las lagunas al sur de la
quebrada Hércules, enmarcado y delimitado por el volcánico andesítico
suprayacente. Su afloramiento es de morfologías prominentes y masivas,
debido al alto grado de cementación de la roca. Presenta marcado
fracturamiento vertical.
Volcánico andesítico inferior.- Corresponde a flujos lávicos de
composición andesítica, con texturas mayormente afaníticas a porfiríticas,
de coloraciones verdosas a grisáceas. Las rocas están conformadas en su
mayoría por cristales de plagioclasas euhedrales. Presenta morfologías
agrestes, con sectores escarpados, sin embargo sus superficies de
afloramiento tienden a ser algo redondeadas. Se reconoce en todo el
afloramiento la pseudo-estratificación, con ángulos bajos y con direcciones
variadas. Aflora en el sector occidental.
Volcánico andesítico superior.- Similar que la unidad anterior,
corresponde a flujos lávicos andesíticos intercalados en menor
proporción con niveles piroclásticos andesíticos y dacíticos bien
consolidados. Estas rocas piroclásticas se caracterizan por presentar matriz
de coloración violácea a grisácea, en muchos casos leucócrata, con clastos
20
angulosos a subredondeados andesíticos de texturas porfiríticas, además de
clastos angulosos de tobas. Sus composiciones van de dacitas a andesitas.
A la base de esta unidad se presentan niveles gruesos de brechas
piroclásticas de soporte de clastos (foto: 002), heterométricas, y con
tamaño máximo de clastos de 25 cm de diámetro. Presentan pseudo-
estratificación marcada, con ángulos variados según topografía. Además el
fracturamiento le otorga una morfología abrupta y escarpada, con ciertos
sectores más suaves (foto: 003). Se reconoce en el sector oriental del área
de estudio con contacto marcado sobre la unidad anterior descrita.
Pórfido dacítico.- Pequeñas apófisis de cuerpos hipabisales de texturas
porfiríticas han sido reconocidas afectando a la unidad volcánica
andesítica inferior. Es posible que corresponda a un cuerpo dómico mayor,
emplazado a una mayor profundidad. Aflora en el flanco izquierdo aguas
abajo de la quebrada Hércules.
1.2.2.2. Holoceno
Q-glacial.- Depósitos morrénicos están presentes en todo el área, sobre las
laderas y también sobre el mismo valle, dando la morfología de valle
glacial en “U”. Estos presentan granulometrías finas.
Q-aluvial.- Desarrollados sobre las quebradas, las que además están
asociadas a drenaje de lagunas en algunos sectores, cubren poca área
superficial.
1.2.2.3. Rocas Metamórficas
En el lugar donde se encuentra la mineralización Lincuna no se encuentra
rocas metamórficas.
1.2.3. Geología Estructural.
Dentro la Cordillera Negra se define tres tipos de estructuras: Fallas y
estructuras circulares
21
1.2.3.1 Fallas.- Están divididas en dos sistemas.
1. Sistema Andino de dirección NW-SE corresponden a fallas regionales
que han controlados la evolución andina y la geodinámica de las cuencas
del Mesozoico.
2. Sistema de fallas de dirección NE_SW se encuentra entre los sistemas de
fallas Huanllac-Churin y Huaraz-Recuay. Aparentemente se trata de
fallas de cizalla originada por el movimiento transcurrente de las fallas de
rumbo andino.
1.2.3.2. Estructuras Circulares.
Están alineadas según una dirección NW-SE. Se encuentra principalmente
entre el sistema de fallas Huaraz-Recuay y el sistema de fallas de Huanllac-
Churin y corresponde a centros volcánicos que fueron fuentes de emisión de
la lavas del arco magmático del grupo Calipuy.
Las estructuras circulares presentan una elongación NE-SW y que se habrían
emplazado a través de las fallas tensionales desarrolladas dentro una zona de
cizalla transcurente con movimiento dextral, cuyo dirección de esfuerzos de
la región Cajamarca para la misma época, donde se emplazaron los
importantes yacimientos de Yanacocha, El Galeno, Michiquillay y Minas
Conga.
Hay dos estructuras principales Centro Volcánico Hércules y el Stock
Collaracra.
a) Centro Volcánico Hércules.- Está ubicado en el cerro Tarugo y está
limitado por las quebradas Carán y Hércules. De él han salido lavas
andesíticas y brechas piroclásticas que reposan en discordancia angular
sobre las rocas Cretáceas y los volcánicos Calipuy.
22
Dentro de la estructura semicircular se emplazó el Pórfido Tarugo de
composición dacítica, en el probable foco volcánico y el Pórfido
Pincullo. Alrededor del centro volcánico se emplazaron otros pequeños
stocks como la Dacita Hércules (comúnmente conocida como Tufo
Hércules), en el cerro Pucara, de donde salen diques al norte y al sur; el
Pórfido Huancapeti emplazado casi en el borde de la fractura circular, el
Pórfido Bellota Maguiña, al oeste de la confluencia de las quebradas
Hércules y Carán; el Pórfido Señor de Burgos y el Pórfido Olga, los tres
últimos de composición similar al de Tarugo.
Los impulsos magmáticos dentro del centro volcánico determinaron el
modelo del fracturamiento principal, que son fracturas del rumbo N 30°
W, principalmente en los contactos del dique Dacítico (tufo), que
fueron afectadas por el fallamiento principal tipo Tarugo, Wilson, con
el cual se asocian un sistema de fracturas conjugado tipo Huancapeti.
Fracturas tensiónales tipo Nebraska, Carpa, Félix II, San Arturo, Santa
Deda, Lorena, etc. Están fuera del centro volcánico y tienen un modelo
groseramente radial.
Las fallas Señor de Burgos, Hércules, Tucto, de rumbo N-E, desplazan
a las fracturas NW-SE en el sentido dextrógiro. A lo largo de la falla
Hércules hay pequeños cuerpos intrusivos de brecha, turmalina, cuarzo,
pirita.
b) Stock Collaracra.-Está ubicada en el cerro del mismo nombre, el
cuerpo principal está a ambos lados de la quebrada Ismopata, tiene una
forma más o menos circular, de él salen numerosos diques y diques
capas (sills), que se extienden hacia Jinchis y Florida, este stock es
porfiritico y de composición dacitica , está emplazado en los volcánicos
Calipuy.
23
Los sistemas principales de vetas presentan dirección “NW -SE”, los
que estarían asociados a una tectónica inicial. La tectónica posterior ha
desarrollado en el sector dos sistemas principales de fallas:
La principal que tiene una orientación “NE-SW” que corresponde a
la quebrada principal “Quebrada Hércules” de movimiento de
rumbo sinextral.
Posteriormente al sistema principal (Quebrada Hércules) se
desarrolló el sistema con dirección “NW”.
El primer sistema está asociado a un intenso diaclasa miento vertical
presente en toda la zona de estudio de dirección “E-NE”. El otro
sistema de diaclasa miento de menor desarrollo y de pendiente
vertical corresponde a dirección “W -NW”. Por otro lado la marcada
“pseudo-estratificación de bajo ángulo” desarrolla superficies de
debilidad en toda la zona.
1.2.4. Geología Económica.
Los depósitos minerales son de origen hidrotermal del tipo de vetas de relleno y
de reemplazamiento de fracturas en rocas volcánicas e intrusivas. La
mineralización es principalmente plata – plomo – zinc – cobre, con galena
argentífera, esfalerita, calcopirita, jamesonita, tetraedrita, etc., en ganga se tiene
al cuarzo, sílice, pirita, arsenopirita, calcita.
Hay dos sistemas principales de afloramientos en vetas:
Sistema Hércules.- Rumbo N 30° W, buzamiento 45° NE, longitudes de 1 a 4
km; vetas: Hércules, Coturcán, Santa Deda.
Sistema Tarugo.- Rumbo promedio N 30°- 35°° E, buzamiento 80° NW – SW
con longitudes de 500 a 20000 mts Vetas: Tarugo, Huancapeti, Carpa,
Wilson, Tucto, Collaracra, Florida.
Para todos los bloques con potencias inferiores a 2.00 m, se considera un factor
de dilución del 10 %, se considera un ancho mínimo de minado o tajeado de
24
1.50m para las vetas Hércules A y Coturcán; 1.20 m para otras vetas. En el caso
de las leyes de ensayos son castigadas por un factor proveniente de dividir la
potencia de ensayos entre el ancho de minado, es decir por el factor de dilución.
Algunos bloques de mineral en la veta Hércules A no han sido diluidos ni sus
leyes castigadas por las siguientes razones:
Se cubica como veta, la preparación muestra que es un cuerpo de mineral, se
gana en ancho (tonelaje) y también en ley.
En los cuerpos de mineral, generalmente no se explota la parte pegada al
techo, por problemas de sostenimiento. Con esto se reduce el ancho de la
mineralización y se evita introducir la dilución.
En los cuerpos limitados por las vetas Manto 2 y Hércules A, la explotación
está limitada por estos planos; se dejan pilares mineralizados, que reducen el
tonelaje, compensando el tonelaje adicional por dilución.
Hay muchos castigos por leyes altas, durante la explotación generalmente
aumentan las leyes debido a la erraticidad de la mineralización. Por este
motivo se evita en lo posible castigar las leyes de ensayos por errores de
muestreo o de ensayos, principalmente en los cuerpos. Las leyes de
producción de los bloques de mineral lo confirman.
Las alturas indicadas son máximas para bloques probados, medidos en un plano
vertical, para efectos de cálculo, ellos se reducen a la distancia inclinada. Los
bloques probables pueden tener igual o menor altura de acuerdo al criterio
geológico.
La altura mínima es de 10 m., y la longitud mínima mineralizada es de 15 m.
25
Cuadro 02: Altura de Bloques de Mineral – Bloques probados.
Veta Longitud mineralización Altura
Hercules A
20m – 100m 35m
100m -500m 50m
Más de 500m 65m
Manto 2
Menos de 20m 12m
20m – 50m 14m
50m – 100m 20m
Más de 100m 28m
Coturcan
Menos de 20m 10m
20m – 100m 25m
100m – 300m 50m
Más de 300m 60m
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
1.2.4.1 Estimación de Reservas de Mineral.
En los cuadros siguientes se indican la estimación de mineral en las
distintas zonas (minas), de la Cia., Minera Lincuna.
28
Cuadro 03: Reservas de Mineral
Cuadro 04: Reservas de Mineral
TIPO DE RECURSOS TMS ANCHO Ag
Oz/TM %Pb %Zn
US$
DILUIDO Equiv
Recurso Indicado 961,228 2.49 2.64 1.45 1.76 47.82
Recurso Inferido 2,365,544 2.66 2.44 1.22 1.70 34.77
TOTAL RECURSOS M-I-I 3,326,772 2.61 2.50 1.28 1.71 44.69
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
US$
ANCHO Ag Oz/TM %Pb %Zn Equiv
Probado 50,525 1.62 2.76 1.48 2.65 55.34
Probable 52,381 1.61 2.73 1.68 2.76 57.82
TOTAL 102,906 1.61 2.74 1.58 2.71 56.60
Probado 73,694 2.33 4.63 3.45 2.98 91.89
Probable 43,154 2.62 5.46 4.38 3.40 110.59
TOTAL 116,848 2.44 4.96 3.82 3.15 99.31
Probado 34,110 4.12 4.28 1.33 1.42 57.45
Probable 32,300 4.25 4.20 1.33 1.43 56.88
TOTAL 66,410 4.18 4.24 1.33 1.42 57.17
Probado 1,200 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15
Probable 1,200 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15
TOTAL 2,400 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15
Probado 74,518 1.40 4.89 2.09 2.60 78.08
Probable 74,181 1.34 5.30 1.61 2.00 72.49
TOTAL 148,699 1.37 5.09 1.86 2.31 75.35
Probado 0 5.00 2.37 1.61 1.09 42.46
Probable 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
TOTAL 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
437,263 2.14 4.37 2.25 2.37 73.87
RESERVAS DE MINERAL
JAN
INE
CUERPO
TOTAL RESERVAS
HER
CULE
S HERCULES A
MANTO 2CO
TURC
AN
CARI
DA
D
HUANCAPETI
COTURCAN
COTURCAN
TECHO
MINA TMSPROMEDIOS DILUIDOS
VETA CATEGORIA
27
Cuadro 05: Calculo de Recurso Tarugo
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Cuadro 06: Resumen general de reservas y recursos
RESUMEN GENERAL DE RESERVAS Y RECURSOS
TIPO DE RESERVAS TMS ANCHO
Ag Oz/TM %Pb %Zn US$
DILUIDO Equiv
TOTAL RESERVA 437,263 2.14 4.37 2.25 2.37 73.87
TOTAL RECURSOS -I-I 3,326,772 2.61 2.50 1.28 1.71 44.69
TOTAL RECURSO TARUGO 506,787 1.77 1.62 1.65 41.59
TOTAL GENERAL 4,270,822 2.60 1.42 1.77 47.31
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Ag Pb Zn Cu Au As
oz/TM % % % gr/TC %
RECURSOS 1 1.94 1.79 1.65 0.04 0.44 1.98 44.72 357,342 692,527
RECURSOS 2 1.62 1.46 1.57 0.02 0.17 1.18 38.37 28,394 46,102
RECURSOS 3 1.21 1.09 1.61 0.02 0.27 1.38 31.76 80,308 97,204
RECURSOS 4 1.48 1.21 1.72 0.02 0.33 1.91 35.83 40,743 60,293
1.77 1.62 1.65 0.03 0.39 1.83 41.59 506,787 896,125
Ley Promedio
T.M.US$TIPO BLOCK NºOz Ag
TOTAL
CALCULO DE RECURSOS TARUGO - OCTUBRE 2016
28
CAPITULO II
FUNDAMENTACIÓN.
2.1. Marco Teórico.
2.1.1. Antecedentes de la Investigación
El investigador ROGER HOLMBERG basándose en los estudios presentados
por los investigadores LANGEFORS y KIHILSTROM (1963) y
GUSTAFSSON (1973), presenta un modelo matemático para diseñar una
malla de perforación y voladura, para frentes y galerías en obras subterráneas.
También LILLY (1986 - 1992), en su investigación de índice de volabilidad,
considera parámetros geomecánicos para el cálculo de factor de carga en
voladuras de tajo. Al modificar su cuadro de parámetros geomecánicos de
LILLY con parámetros geomecánicos del RMR BIENIAWSKI (1976) y el
GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE HOEK Y MARINOS (2000) más
conocido como GSI, se genera un nuevo cuadro para labores subterráneas.
(Santa Orellana).
Con la aplicación del presente trabajo en la Zona de Caridad de la Compañía
Minmera Lincuna se observó las mejoras en perforación y voladura, bajo la
29
evaluación de principales factores determinadas y así estimar los parámetros
técnicos mejorando la eficiencia de voladura a 91 %, mediante una óptima
distribución de energía en el macizo rocoso en la zona de Caridad.
2.1.2. Definición de Términos.
Burden: Se define como la distancia más corta al punto de alivio al momento
que el barreno detona , es uno de los factores más importantes en el diseño de
la tronadura ,el efecto de la variación del burden en general es mucho mayor
que las otras variables.
Discontinuidades: Planos de fracturas que afectan a la continuidad de la
roca, como fallas, estratos, diaclasas, etc.
Diseño de malla de perforación: Es la distancia perpendicular hacia la cara
libre de la roca.
Espaciamiento: Es la distancia de taladro a taladro.
Excavación: Es un proceso de remoción de material de suelo o roca de un
lugar y transportarlo a otro. La excavación incluye operaciones de prforacion,
voladura, ruptura, carga y transporte en superficie o bajo tierra.
Explosivos: Clasificación Cinética o Energética
Explotación de una mina: Los métodos de explotación se definen como una
forma geométrica usada para explotar un determinado yacimiento. Se
fundamenta en el análisis de las condiciones geológicas, geométricas e
hidrogeológicas y el estudio geomecánico.
Geomecánica: Ciencia teórica y aplicada que se encarga del estudio del
comportamiento mecánico de la roca y de las fuerzas inducidas como
resultado de una excavación subterránea, dando una solución más favorable al
problema de sostenimiento en las labores mineras.
Macizo rocoso: Es el conjunto de matriz rocosa y discontinuidades, este le
confiere un carácter heterogéneo y un comportamiento no continuo,
condicionado por la naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de
discontinuidad, y condiciona su comportamiento geoemecánico e hidráulico.
Roca intacta: También llamada matriz rocosa, es el material rocoso exento
de discontinuidades, o los bloques de roca intacta que quedan entre ellas.
30
2.1.3. Fundamentación Teórica.
Según Quispe Gaspar, Jhon Edison (2014) "EL MODELO MATEMÁTICO
DE HOLMBERG COMO ALTERNATIVA EN El DISEÑO DE MALLAS
DE PERFORACIÓN PARA OPTIMIZAR LA VOLADURA
SUBTERRANEA EN LA CIA. MINERA CASAPALCA S.A., es realizada
para ejecutar diseños óptimos sin la necesidad de realizar muchas pruebas de
campo, en el diseño de malla realizado, se logra el avance con un 95 %., con
el diseño de malla de perforación y voladura subterránea, se optimiza
favorablemente con la aplicación del modelo matemático de Holmberg. Este
trabajo de investigación demuestra que en el diseño de malla de perforación y
voladura subterránea se aplica el modelo matemático de Holmberg para
calcular el burden.
Para el diseño se utilizó los parámetros de perforación (diámetro del taladro,
diámetro de alivio, longitud de taladro, longitud de carga, taco, desviación de
perforación). En parámetro de explosivo (densidad, velocidad, presión de
detonación, y dimensiones del explosivo) y en parámetro de roca (resistencia
de la roca o minera y RQD). Que se usaron para calcular el burden y
espaciamiento en el diseño de mallas, estos datos son obtenidos in situ de la
mina, para la perforación con equipo Jumbo.
Según el Instituto Tecnológico Geo Minero de España, la perforación de
rocas dentro del campo de las voladuras es la primera operación que se realiza
y tiene como finalidad abrir unos huecos con la distribución y geometría
adecuada dentro de los macizos donde alojar a las cargas de explosivo y sus
accesorios iniciadores.
Loa sistemas de penetración de la roca que han sido desarrollados y
clasificados por orden de aplicación son:
1. Mecánicos: Percusión, rotación y roto percusión.
2. Térmicos: Soplete o lanza térmica, plasma, fluido caliente y
congelación.
31
3. Hidráulicos: Chorro de agua, erosión y cavitación.
4. Sónicos: Vibración de alta frecuencia.
5. Químicos: Micro voladura y disolución.
6. Eléctricos: Arco eléctrico e inducción magnética.
7. Sísmicos: Rayo láser.
8. Nucleares: Fusión y fisión.
A pesar de la enorme variedad de sistemas de posible penetración de la roca
en minería y obra pública la perforación se realiza actualmente de una forma
casi general utilizando la energía mecánica.
Los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son: la
perforadora que es la fuente de energía mecánica, el varillaje que es el medio
de transmisión de esa energía la boca que es útil que ejerce sobre la roca
dicha energía y el fluido de barrido que efectúa la limpieza y evacuación del
detrito producido.
Según ROBERT ANTONIO LOZA CARAZAS, la APLICACIÓN DEL
METODO DE HOLMBERG PARA EL MEJORAMIENTO DE LA MALLA
DE VOLADURA EN LA EMPRESA MINERA AURIFERA RETAMAS
S.A., mejora la malla de voladura e implica la ejecución de una investigación
que involucra la cantidad máxima de variables, y las condiciones
geomecánicas, lo cual permite optimizar la distribución de energía, con
mucha más precisión que de manera común o empleando otros modelos
matemáticos, porque la voladura es muy importante dentro de la operación
minera, el método consiste en calcular el burden basándose en las
clasificaciones geomecánicas de la roca (RQD, RMR o GSI). Dentro de las
variables más importantes tenemos las características del macizo rocoso,
geometría del disparo y el tipo de explosivo a utilizar.
Según, Churata Mamani Josué, el Diseño de Malla de Perforación y Voladura
Aplicando el Modelo Matemático de Areas de Influencia en la Empresa
Minera Marsa, es una de las principales operaciones en la actividad que
32
utiliza diferentes diseños, estos basados en diversos modelos matemáticos
planteados, pero aun hoy en día existen fallas en la voladura que deben de ser
superadas.
En la empresa minera, en la zona de Chilca Bajo por mes se registra un
promedio de 25 tiros soplados, 5 tiros cortados, 3 tiros anillados, 30 casos de
taqueo, en vista de este problema que genera pérdidas económicas es que se
propone implementar un nuevo diseño de malla tomando en cuenta más
parámetros para mejorar la voladura y lograr mejores resultados. A través de
una investigación minuciosa podremos conocer a fondo las buenas y malas
prácticas en la empresa minera y a partir de ello mejorar la situación actual.
Una de las operaciones en minería es la voladura que es la forma en que se
apertura labores de acceso hacia un yacimiento económico para
posteriormente proceder a explotarlas, por lo cual se busca la mejora continua
en la perforación y voladura; en el diseño de la perforación y voladura, las
características físicas, químicas y mecánicas de las rocas, así como la
estratigrafía y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel
importante pues permiten conocer la energía necesaria para romper dicho
macizo. Actualmente, solo hay teorías o métodos con modelos matemáticos
que enseñan a diseñar mallas de perforación en voladura subterránea y que
tienen limitaciones para su aplicación, tal como:
• El método de Roger Holmberg; Para diseño de malla en túneles.
• Predicción granulométrica Kuz Ram.
• La teoría de la comminución; para diseño de malla en rampas.
• Métodos empíricos, que calculan número de taladros.
Según, Jorge Luis Flores Quispe (2010), la Generación de la Malla de
Perforación en el Diseño de la Voladura en la Cía., Alpamarca, utilizando los
Modelos Matemáticos para el Cálculo del Burden; es sin lugar a duda un
33
modelo que se asemeja a la realidad en voladura de rocas, debido a que toma
en consideración aparte de parámetros geométricos, parámetros
geomecanicos, parámetros de los explosivos tanto físicos, químicos,
fisicoquímicos y parámetros de tiempo. Cabe recalcar que este modelo no es
el único, ya que investigadores pioneros como Ash, Anderson, generaron sus
propios modelos, pero estos modelos son algo deficientes ya que solo
consideran pero estos modelos son algo deficientes ya que solo consideran
parámetros geométricos.
Asi mismo debido a la gran heterogeneidad que presenta el macizo rocoso de
Alpàmarca, esto es: fallas, familias de discontinuidades, tipos de roca, etc.,
por eso es necesario un proceso continuo de ensayos y análisis que llevara a
un ajuste, por tanto Alpamarca es un yacimiento de tipo hidrotermal, donde
el mineral se encuentra en la falla Alpamarca, emplazado sobre margas rojas,
grises y calizas silisificadas como caja techo y piso, con un RQD, según el
EIAsd de 25 % - 60 %.
2.1.3.1 Programa de exploraciones diamantinas.
La Cía. Minera Lincuna dentro de sus exploraciones considera un programa
anual de 5000 mts con perforación diamantina, con la finalidad de reconocer
las vetas Coturcán y Coturcán Techo en profundidad, en la Mina Hércules el
cuerpo Giovanna para delimitarlo y evaluar su contenido metálico. (Ver
cuadros adjuntos, donde se muestra los programas de perforación
diamantina).
28
Cuadro 07: Programación de Perforación Diamantina
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
VETA BLOCK CATEGORIA ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC
HÉRCULES C.C-8.20 -7° 55 HÉRCULES 8-070A INFERIDO 55
HÉRCULES C.C-8.20 -25° 55 HÉRCULES 8-4C INDICADO 55
HÉRCULES RP-8.20 Hrz 90 HÉRCULES 8-070A INFERIDO 90
HÉRCULES RP-8.20 -10° 90 HÉRCULES 8-4C INDICADO 90
HÉRCULES XC-800 (FR-2) -28° 60 HÉRCULES 8-4C INDICADO 60
HÉRCULES RP-8.20 -20° 60 HÉRCULES 8-4D MEDIDO 60
HÉRCULES FR-2M Hrz 60 HÉRCULES NO. CUB. EXPLORACIÓN 60
HÉRCULES FR-2M Hrz 50 HÉRCULES NO. CUB. EXPLORACIÓN 50
HÉRCULES FR-2M Hrz 60 HÉRCULES NO. CUB. EXPLORACIÓN 60
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 30 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 30
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 50 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 50
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 40 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 40
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 30 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 30
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 40 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 40
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 30 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 30
HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 45 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 45
HÉRCULES RPA-1000 -10° 100 MANTO 17.6A INDICADO 100
HÉRCULES RPA-1000 -50° 65 MANTO 21.070G INFERIDO 65
HÉRCULES RPA-1000 -15° 80 MANTO 17.6B INDICADO 80
HÉRCULES RPA-1000 -85° 75 MANTO 21.070G INFERIDO 75
HÉRCULES RPA-1000 +10° 50 CPO. YANINE NO. CUB. EXPLORACIÓN 50
HÉRCULES RPA-1000 +10° 35 CPO. YANINE NO. CUB. EXPLORACIÓN 35
HÉRCULES RPA-1000 +10° 50 CPO. YANINE NO. CUB. EXPLORACIÓN 50
HÉRCULES BP-270-I SUR -75° 55 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 55
HÉRCULES BP-270-I SUR -70° 75 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 75
HÉRCULES BP-270-I SUR -60° 100 HÉRCULES (FR-7) NO. CUB. EXPLORACIÓN 100
HÉRCULES BP-270-I SUR -85° 90 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 90
HÉRCULES BP-270-I SUR -67° 120 HÉRCULES (FR-7) NO. CUB. EXPLORACIÓN 120
HÉRCULES BP-270-I SUR -14° 80 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 80
HÉRCULES BP-270-I SUR -42° 70 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 70
HÉRCULES BP-270-I SUR -80° 80 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 80
HÉRCULES BP-270-I SUR -73° 100 HÉRCULES (FR-7) NO. CUB. EXPLORACIÓN 100
HÉRCULES BP-270-I SUR -60° 140 HÉRCULES (FR-7) NO. CUB. EXPLORACIÓN 140
HÉRCULES BP-270-I SUR -75° 55 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 55
HÉRCULES BP-270-I SUR -70° 75 HÉRCULES (FR-7) NO. CUB. EXPLORACIÓN 75
HÉRCULES BP-270-I SUR -60° 100 HÉRCULES (FR-8) NO. CUB. EXPLORACIÓN 100
HÉRCULES RP-400 -48° 70 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 70
HÉRCULES RP-400 -90° 70 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 70
2,580 200 210 200 235 245 210 230 210 230 240 230 140 2,580 154,800
60 140 8,400
TOTAL
60 240 14,400
13,80060 230
60 210 12,600
60 230 13,800
60 210 12,600
60 230 13,800
60 235 14,100
60 245 14,700
200 12,000
60 200 12,000
60 210 12,600
PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA 2017_MINA HERCULES
MAQUINA DIAMEC-232
MINA UBICACIÓNINCLINA
CIÓN
LONG.
(m)
IMPACTO COSTO
(US$)
AÑOS 2017 TOTAL
(m)
TOTAL
(US$)
60
28
Cuadro 08: Programa de Perforación Diamantina – Mina Coturcan
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
INCLINACION TOTAL TOTAL
2017 ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC m. $
COTURCAN FR 10 0° - 90° 87 VETA COTURCAN TECHO 60 87 87 87 5,220
COTURCAN FR 11 0° - 90° 93 VETA COTURCAN TECHO 60 93 25 68 93 5,580
COTURCAN RP 950 0° - 90° 200 VETA COTURCAN 60 200 182 18 200 12,000
COTURCAN RP 950 0° - 90° 120 VETA COTURCAN 60 120 120 120 7,200
COTURCAN GL 400 W 0° - 90° 189 CUERPO ALFA TARUGO 60 189 112 77 189 11,340
COTURCAN RP 210 0° - 90° 250 VETA COTURCAN 60 250 173 77 250 15,000
COTURCAN RP 210 1 0° - 90° 160 VETA COTURCAN 60 160 160 160 9,600
1,099 1099 0 112 250 250 250 237 0 1,099 65,940
INCLINACION
2017 ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DICCARIDAD RP 046 0° - 90° 195 HUANCAPETI 60 195 195 195 11,700
CARIDAD RP 046 - 1 0° - 90° 150 HUANCAPETI 60 150 60 90 150 9,000
CARIDAD CAM 01-GAL 450 0° - 90° 148 HUANCAPETI 60 148 148 148 8,880
CARIDAD CAM 02-GAL 450 0° - 90° 148 HUANCAPETI 60 148 12 136 148 8,880
CARIDAD CAM 03-GAL 450 0° - 90° 148 HUANCAPETI 60 148 120 28 148 8,880
CARIDAD CAM 04-GAL 450 0° - 90° 355 HUANCAPETI 60 355 225 130 355 21,300
CARIDAD CAM 04-GAL 450 0° - 90° 520 HUANCAPETI 60 520 120 250 150 520 31,200
1,664 1664 255 250 256 253 250 250 150 0 0 0 0 0 1,664 99,840
TOTAL
PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA - MINA COTURCAN ALTO-CARIDAD 2017
VETA HUANCAPETI - DIAMEC 232
PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA - MINA COTURCAN
VETA COTURCAN, COTURCAN TECHO Y TARUGO - DIAMEC 232 - 2017
CRONOGRAMA DE PERFORACION DDH COT - 2017
MINA UBICACIÓN LONG. OBJETIVO COSTO $AÑOS 2017
TOTAL
CRONOGRAMA DE PERFORACION DDH Ca- 2017
MINA UBICACIÓN LONG. OBJETIVO COSTO $AÑOS 2017
TOTAL m. TOTAL $
36
Cuadro 09: Resumen de Perforación Diamantina
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
ZONAS Longitud (m) Costo ($)
HERCULES - DIAMEC 232 - 2017 2580 mt $154,800
VETA COTURCAN, COTURCAN TECHO Y TARUGO - DIAMEC 232 - 2017 1099 mt $65,940
VETA HUANCAPETI - DIAMEC 232 1664 mt $99,840
DDH COTURCAN 2017 150 mt $10,500
DDH HERCULES 2017 5860 mt $410,200
DDH COTURCAN-CARIDAD 2017 4030 mt $282,100
DDH HERCULES ZONA NORTE SUPERFICIE 2050 mt $153,750
LONGITUD Y COSTO TOTAL 17433 mt $1,177,130
RESUMEN DE PROYECTOS PERFORACION DIAMANTINA
37
Cuadro 10: Programa de Perforación Diamantina Hercules
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
ANGULO LONGITUD Costo COTA
ESTE NORTE INCLINACION (m) ($) IMPACTO
1 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N01 220905.799 8920384.993 3839.370 S 85° 48' 34" W - 66° 29' 51" 150.00 $10,500 F - F' 3777.190 VETA HER ZONA NORTE
2 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N02 220908.076 8920385.160 3839.370 N 85° 48' 34" E - 78° 42' 00" 110.00 $7,700 F - F' 3757.060 VETA HER ZONA NORTE
3 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N03 220908.076 8920385.160 3839.370 N 85° 48' 34" E - 58° 45' 06" 140.00 $9,800 F - F' 3736.870 VETA HER ZONA NORTE
4 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N04 220908.076 8920385.160 3839.370 N 85° 48' 34" E - 48° 46' 46" 200.00 $14,000 F - F' 3716.340 VETA HER ZONA NORTE
5 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-01 220888.454 8920431.851 3845.368 S 85° 48' 34" W - 53° 55' 33" 130.00 $9,100 A - A' 3788.280 VETA HER ZONA NORTE
6 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-02 220888.454 8920431.851 3845.368 S 85° 48' 34" W - 72° 01' 12" 170.00 $11,900 A - A' 3779.950 VETA HER ZONA NORTE
7 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-03 220888.454 8920431.851 3845.368 N 85° 48' 34" E - 88° 21' 32" 100.00 $7,000 A - A' 3768.820 VETA HER ZONA NORTE
8 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-04 220888.454 8920431.851 3845.368 N 85° 48' 34" E - 63° 33' 53" 140.00 $9,800 A - A' 3748.800 VETA HER ZONA NORTE
9 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-05 220897.890 8920432.542 3845.368 N 85° 48' 34" E - 54° 06' 47" 170.00 $11,900 A - A' 3728.770 VETA HER ZONA NORTE
10 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 01 220743.140 8920159.175 3892.720 S 84° 46' 03" W - 55° 53' 57" 50.00 $3,500 1C - 1C' 3867.74 VETA HER ZONA CENTRO
11 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 02 220745.293 8920159.372 3892.720 N 84° 46' 03" E - 58° 13' 57" 100.00 $7,000 1C - 1C' 3831.57 VETA HER ZONA CENTRO
12 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 03 220759.714 8920208.392 3886.960 S 84° 46' 03" W - 38° 13' 07" 60.00 $4,200 2C - 2C' 3859.74 VETA HER ZONA CENTRO
13 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 04 220759.714 8920208.392 3886.960 S 84° 46' 03" W - 88° 48' 29" 60.00 $4,200 2C - 2C' 3837.98 VETA HER ZONA CENTRO
14 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 05 220762.835 8920208.678 3886.960 N 84° 46' 03" E - 67° 13' 38" 100.00 $7,000 2C - 2C' 3816.48 VETA HER ZONA CENTRO
15 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 06 220762.835 8920208.678 3886.960 N 84° 46' 03" E - 55° 22' 36" 140.00 $9,800 2C - 2C' 3795.13 VETA HER ZONA CENTRO
16 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 07 220748.004 8920255.018 3881.200 S 84° 46' 03" W - 33° 17' 11" 50.00 $3,500 3C - 3C' 3861.83 VETA HER ZONA CENTRO
17 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 08 220748.004 8920255.018 3881.200 N 84° 46' 03" E - 81° 58' 39" 60.00 $4,200 3C - 3C' 3842.49 VETA HER ZONA CENTRO
18 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 09 220748.004 8920255.018 3881.200 N 84° 46' 03" E - 55° 45' 35" 100.00 $7,000 3C - 3C' 3822.35 VETA HER ZONA CENTRO
19 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 10 220756.838 8920303.526 3875.440 N 84° 46' 03" E - 52° 40' 30" 90.00 $6,300 4C - 4C' 3821.46 VETA HER ZONA CENTRO
20 Interior Mina BP-270-II DDH-HER-C 11 220679.414 8920296.435 3920.800 S 84° 46' 03" W - 36° 34' 04" 45.00 $3,150 4C - 4C' 3901.75 VETA HER ZONA CENTRO
21 Interior Mina BP-270-II DDH-HER-C 12 220678.236 8920344.026 3921.090 S 84° 46' 03" W - 20° 43' 56" 70.00 $4,900 5C - 5C' 3906.23 VETA HER ZONA CENTRO
22 Interior Mina BP-270-II DDH-HER-C 13 220678.236 8920344.026 3921.090 S 84° 46' 03" W - 58° 58' 15" 60.00 $4,200 5C - 5C' 3892.49 VETA HER ZONA CENTRO
23 Interior Mina RP 790 DDH - 1 220526.497 8919713.960 4076.750 S 76° 11' 41" W - 68° 04' 09" 60.00 $4,200 1S - 1S' 4040.10 VETA HER ZONA SUR
24 Interior Mina RP 790 DDH - 2 220526.497 8919713.960 4076.750 N 76° 11' 41" E - 82° 14' 08" 75.00 $5,250 1S - 1S' 4025.44 VETA HER ZONA SUR
25 Interior Mina RP 790 DDH - 3 220526.497 8919713.960 4076.750 N 76° 11' 41" E - 67° 26' 21" 100.00 $7,000 1S - 1S' 4001.10 VETA HER ZONA SUR
26 Interior Mina RP 790 CX DDH - 4 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 88° 10' 12" 115.00 $8,050 1S - 1S' 3983.41 VETA HER ZONA SUR
27 Interior Mina RP 790 CX DDH - 5 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 76° 38' 49" 140.00 $9,800 1S - 1S' 3964.12 VETA HER ZONA SUR
28 Interior Mina RP 790 CX DDH - 6 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 67° 53' 04" 160.00 $11,200 1S - 1S' 3948.27 VETA HER ZONA SUR
29 Interior Mina RP 790 CX DDH - 7 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 61° 42' 27" 190.00 $13,300 1S - 1S' 3932.43 VETA HER ZONA SUR
30 Interior Mina RP 790 CX DDH - 8 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 57° 12' 54" 220.00 $15,400 1S - 1S' 3916.59 VETA HER ZONA SUR
31 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 9 220596.701 8919782.698 4011.090 N 76° 11' 41" E - 66° 12' 20" 110.00 $7,700 2S - 2S' 3929.88 VETA HER ZONA SUR
32 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 10 220596.701 8919782.698 4011.090 N 76° 11' 41" E - 57° 43' 48" 140.00 $9,800 2S - 2S' 3914.04 VETA HER ZONA SUR
33 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 11 220596.696 8919834.184 4009.320 N 76° 11' 41" E - 76° 37' 23" 130.00 $9,100 3S - 3S' 3922.25 VETA HER ZONA SUR
34 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 12 220596.696 8919834.184 4009.320 N 76° 11' 41" E - 65° 49' 54" 160.00 $11,200 3S - 3S' 3906.41 VETA HER ZONA SUR
35 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 13 220557.994 8919876.162 4008.630 N 76° 11' 41" E - 75° 06' 44" 100.00 $7,000 4S - 4S' 3951.73 VETA HER ZONA SUR
36 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 14 220557.994 8919876.162 4008.630 N 76° 11' 41" E - 61° 36' 20" 130.00 $9,100 4S - 4S' 3936.50 VETA HER ZONA SUR
37 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 15 220557.994 8919876.162 4008.630 N 76° 11' 41" E - 54° 10' 24" 170.00 $11,900 4S - 4S' 3921.02 VETA HER ZONA SUR
38 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 133 220544.000 8919924.210 4011.510 N 76° 11' 41" E - 78° 54' 09" 95.00 $6,650 5S - 5S' 3964.75 VETA HER ZONA SUR
39 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 134 220544.000 8919924.210 4011.510 N 76° 11' 41" E - 60° 58' 43" 140.00 $9,800 5S - 5S' 3948.99 VETA HER ZONA SUR
40 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 16 220567.066 8919929.878 4011.510 N 76° 11' 41" E - 65° 05' 59" 150.00 $10,500 5S - 5S' 3933.12 VETA HER ZONA SUR
41 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 17 220567.066 8919929.878 4011.510 N 76° 11' 41" E - 56° 36' 02" 190.00 $13,300 5S - 5S' 3917.48 VETA HER ZONA SUR
42 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 135 220534.607 8919973.390 4008.510 S 76° 11' 41" W - 59° 20' 39" 55.00 $3,850 6S - 6S' 3978.93 VETA HER ZONA SUR
43 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 136 220537.199 8919974.027 4008.510 N 76° 11' 41" E - 83° 36' 40" 65.00 $4,550 6S - 6S' 3962.83 VETA HER ZONA SUR
44 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 137 220537.199 8919974.027 4008.510 N 76° 11' 41" E - 63° 46' 28" 90.00 $6,300 6S - 6S' 3946.74 VETA HER ZONA SUR
45 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 18 220550.536 8919977.304 4008.510 N 76° 11' 41" E - 61° 39' 06" 110.00 $7,700 6S - 6S' 3928.88 VETA HER ZONA SUR
46 Interior Mina RP 400 DDH-HER 138 220535.475 8920025.090 3985.000 S 76° 11' 41" W - 11° 12' 32" 50.00 $3,500 7S - 7S' 3978.69 VETA HER ZONA SUR
47 Interior Mina RP 400 DDH-HER 139 220560.734 8920031.297 3985.000 S 76° 11' 41" W - 33° 29' 44" 60.00 $4,200 7S - 7S' 3964.03 VETA HER ZONA SUR
48 Interior Mina RP 400 DDH-HER 140 220560.734 8920031.297 3985.000 S 76° 11' 41" W - 80° 25' 48" 55.00 $3,850 7S - 7S' 3948.19 VETA HER ZONA SUR
49 Interior Mina RP 400 DDH-HER 141 220565.254 8920032.408 3985.000 N 76° 11' 41" E - 74° 28' 33" 75.00 $5,250 7S - 7S' 3932.35 VETA HER ZONA SUR
50 Interior Mina RP 400 DDH - 19 220572.633 8920085.708 3979.140 S 76° 11' 41" W - 12° 03' 34" 90.00 $6,300 8S - 8S' 3963.97 VETA HER ZONA SUR
51 Interior Mina RP 400 DDH - 20 220572.633 8920085.708 3979.140 S 76° 11' 41" W - 34° 15' 46" 80.00 $5,600 8S - 8S' 3948.12 VETA HER ZONA SUR
52 Interior Mina RP 400 DDH - 21 220572.633 8920085.708 3979.140 S 76° 11' 41" W - 66° 49' 56" 70.00 $4,900 8S - 8S' 3932.28 VETA HER ZONA SUR
53 Interior Mina RP 400 DDH - 22 220576.549 8920086.670 3979.140 N 76° 11' 41" E - 88° 43' 46" 80.00 $5,600 8S - 8S' 3916.44 VETA HER ZONA SUR
54 Interior Mina RP 400 DDH - 23 220576.549 8920086.670 3979.140 N 76° 11' 41" E - 70° 29' 12" 110.00 $7,700 8S - 8S' 3901.61 VETA HER ZONA SUR
5860.00 $410,200.00
OBSERVACION
LONGITUD Y COSTO TOTAL
PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO HERCULES
AÑO 2017
N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS WGS 84
COTA RUMBO SECCION
38
Cuadro 11: Programa de Perforacion Diamantina Caridad 2017.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
ANGULO LONGITUD Costo COTA
ESTE NORTE INCLINACION (m) ($) IMPACTO
1 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H04 222370.071 8919893.049 4448.313 S 08° 07' 41" E -46° 41' 10" 150.00 $10,500 A - A' 4363.86 VETA HUANCAPETI
2 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H05 222370.071 8919893.049 4448.313 S 08° 07' 41" E -66° 29' 20" 180.00 $12,600 A - A' 4319.85 VETA HUANCAPETI
3 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H06 222370.071 8919893.049 4448.313 S 08° 07' 41" E -79° 26' 38" 230.00 $16,100 A - A' 4275.85 VETA HUANCAPETI
4 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H07 222370.071 8919893.049 4448.313 S 52° 04' 01" E -48° 55' 17" 150.00 $10,500 C - C' 4359.90 VETA HUANCAPETI
5 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H08 222370.071 8919893.049 4448.313 S 52° 04' 01" E -65° 29' 23" 180.00 $12,600 C - C' 4312.21 VETA HUANCAPETI
6 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H09 222370.071 8919893.049 4448.313 S 52° 04' 01" E -75° 38' 37" 230.00 $16,100 C - C' 4264.51 VETA HUANCAPETI
7 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H10 222370.071 8919893.049 4448.313 S 71° 28' 37" E -47° 22' 39" 150.00 $10,500 D - D' 4362.044 VETA HUANCAPETI
8 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H11 222370.071 8919893.049 4448.313 S 71° 28' 37" E -66° 02' 30" 180.00 $12,600 D - D' 4316.588 VETA HUANCAPETI
9 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H12 222370.071 8919893.049 4448.313 S 71° 28' 37" E -77° 58' 33" 230.00 $16,100 D - D' 4271.13 VETA HUANCAPETI
10 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N06 223315.573 8919482.910 4453.269 S 51° 49' 57" E +31° 31' 40" 120.00 $8,400 N1 - N1' 4503.30 VETA NEBRASCA SUR
11 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N07 223315.573 8919482.910 4451.786 S 51° 49' 57" E -26° 29' 53" 130.00 $9,100 N1 - N1' 4404.25 VETA NEBRASCA SUR
12 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N08 223315.573 8919482.910 4451.786 S 51° 49' 57" E -43° 30' 43" 170.00 $11,900 N1 - N1' 4354.73 VETA NEBRASCA SUR
13 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N09 223315.573 8919482.910 4451.786 S 51° 49' 57" E -53° 20' 00" 210.00 $14,700 N1 - N1' 4305.21 VETA NEBRASCA SUR
14 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N10 223315.573 8919482.910 4453.275 N 73° 49' 35" E +24° 11' 21" 140.00 $9,800 N3 - N3' 4502.50 VETA NEBRASCA SUR
15 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N11 223315.573 8919482.910 4451.779 N 73° 49' 35" E -19° 31' 39" 160.00 $11,200 N3 - N3' 4405.01 VETA NEBRASCA SUR
16 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N12 223315.573 8919482.910 4451.779 N 73° 49' 35" E -33° 44' 12" 200.00 $14,000 N3 - N3' 4356.27 VETA NEBRASCA SUR
17 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N13 223315.573 8919482.910 4451.779 N 73° 49' 35" E -43° 05' 55" 250.00 $17,500 N3 - N3' 4307.53 VETA NEBRASCA SUR
18 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N14 223189.642 8919562.795 4455.327 N 51° 49' 57" W +25° 57' 53" 130.00 $9,100 N1 - N1' 4503.55 VETACARPA
19 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N15 223189.642 8919562.795 4453.830 N 51° 49' 57" W -24° 24' 19" 140.00 $9,800 N1 - N1' 4404.11 VETACARPA
20 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N16 223189.642 8919562.795 4453.830 N 51° 49' 57" W -40° 53' 14" 180.00 $12,600 N1 - N1' 4354.39 VETACARPA
21 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N17 223189.642 8919562.795 4453.830 N 51° 49' 57" W -51° 09' 19" 220.00 $15,400 N1 - N1' 4304.67 VETACARPA
22 Interior Mina GL 450 SW DDH-CAR SG 03 222022.585 8919562.177 4451.379 N 25° 59' 38" E -23° 09' 03" 140.00 $9,800 SG1 - SG1' 4403.97 VETA SAN GERMAN
23 Interior Mina GL 450 SW DDH-CAR SG 04 222020.945 8919562.724 4451.379 N 00° 49' 12" E -21° 15' 09" 160.00 $11,200 SG2 - SG2' 4403.98 VETA SAN GERMAN
4030.00 $282,100.00
OBSERVACION
LONGITUD Y COSTO TOTAL
PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA COTURCAN ALTO- CARIDAD
AÑO 2017
N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS WGS 84
COTA RUMBO SECCION
ANGULO LONGITUD Costo COTA
ESTE NORTE INCLINACION (m) ($) IMPACTO
1 Interior Mina GL 370 DDH-COT-T01 221342.894 8919226.965 4313.901 N 80° 38' 52" W +16° 09' 54" 150.00 $10,500 T2 - T2' DISS CUERPO DISS TARUGO
150.00 $10,500.00
OBSERVACION
LONGITUD Y COSTO TOTAL
PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO TARUGO
AÑO 2016
N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS PSAD 56
COTA RUMBO SECCION
ANGULO LONGITUD COSTO COTA
ESTE NORTE INCLINACION (m) ($) IMPACTO
1 Interior Mina BP-270 DDH-1 220625.346 8921400.000 4080.270 N 90° 00' 00" E - 84° 41' 44" 400.00 $30,000 A - A' ANOMALIA GEOFISICA
2 Superficie DDH-2 220596.777 8921400.000 4574.000 N 90° 00' 00" W - 65° 58' 38" 500.00 $37,500 A - A' 4214.01 VETA HER
3 Superficie DDH-7 220356.655 8921900.000 4421.248 N 90° 00' 00" W - 57° 48' 39" 350.00 $26,250 F - F' 4343.49 VETA HER
4 Superficie DDH-10 220617.651 8922100.000 4438.823 N 90° 00' 00" E - 77° 34' 04" 350.00 $26,250 H - H' ANOMALIA GEOFISICA
5 Superficie DDH-13 220467.266 8922200.000 4396.670 N 90° 00' 00" W - 57° 48' 39" 450.00 $33,750 I - I' 4349.97 VETA HER
2050.00 $153,750
OBSERVACION
LONGITUD TOTAL
PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO HERCULES ZONA NORTE
AÑO 2016
N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS PSAD 56
COTA RUMBO SECCION
39
2.1.3.2. Métodos de Explotación Mina.
La empresa Minera Lincuna S.A. se encuentra explotando minerales
polimetálicos mediante métodos de minado subterráneo, la explotación de los
minerales se realiza en las zonas: Hércules, Coturcán y Coturcan alto – Caridad,
en las zonas Hércules: en los niveles inferiores del 7, Coturcán: del Nivel 370
como inferiores hasta el Frontón 11, Coturcan Alto – Caridad del nivel 07 al
nivel 01.
El método de explotación seleccionado en vetas y cuerpos mineralizados a
través de un análisis económico, seguro y eficiente (caracterización geomecánica,
ventilación, sostenimiento, servicios auxiliares, etc.), para cada una de las etapas
de producción escalonada; se tienen los siguientes métodos:
Cuadro 12: Del Cuadro Adjunto se desprende, que el Método de
Explotación es el corte y relleno (Cut and Fill), y las
variaciones solo se da en razón a:
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Método de Explotación - VariantePotencia de
mineral
Caracterización
GeomecanicaZona Sostenimiento
Regular III A Split set de 7´ a 1.0mX 1.20m
Regular III B Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 1.0mx1.0m
Mala IVA Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.75mx0.75m
Mala IVB Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.5mx0.5m
Buena II A Split set de 7´ puntual
Buena II B Split set de 7´ a 1.25mX 1.25m
Regular III A Split set de 7´ a 1.0mX 1.20m
Buena II A Split set de 7´ puntual
Buena II B Split set de 7´ a 1.25mX 1.25m
Regular III A Split set de 7´ a 1.0mX 1.0m
Regular III A Split set de 7´ a 1.0mX 1.0m
Regular III B Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 1.0mx1.0m
Mala IVA Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.75mx0.75m
Mala IVB Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.5mx0.5m
Buena II A Split set de 5´ puntual
Buena II B Split set de 5´ a 1.25mX 1.25m
Regular III A Split set de 5´ a 1.0mX 1.0m
Regular III B Split set de 5´/puntal de 6´-8´ a 1.5m
Buena II A Split set de 7´ puntuales
Buena II B Split set de 7´ a 1.25mX 1.25m
Buena II A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual
Buena II B Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual
Regular III A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual
Regular III B Split set de 5´/puntal de 6´-8´ a 1.5m
Buena II A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual
Buena II B Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual
=<2.0 mts Corte y Relleno Ascendente, en realce
con circado.
Hercules, Caridad,
Coturcan
Corte y Relleno ascendente – Variante
en Breasting
=<2.5 - 3.5>=
mts
Hercules-Coturcan
alto norte-Caridad
Caridad, Coturcan,
Hercules
<2.0 – 3.5 >
mtsCorte y Relleno Ascendente, en realce
Hercules, CoturcanCorte y Relleno con Cámaras y pilares –
Realce >= 3.5 mts
Hercules>= 3.5 mtsCorte y Relleno con Cámaras y pilares,
en breasting
Caridad<= 3.0 mtsOpen Stoping
Corte y relleno ascendente en realce
con taladros largos>= 3.5 mts Coturcan
Caridad<= 3.0 mtsShirinkage Convencional
40
a) Caracterización Geo mecánica
b) Geometría del block mineralizante
c) Dimensión y características de equipos a utilizar.
En el caso de los avances, se realizan diversas secciones de labor acorde a
los distintos tipos de variantes de explotación, como se adjunta en el cuadro
adjunto:
Del Cuadro Adjunto se desprende, que el Método de Explotación es el corte
y relleno (Cut and Fill), y las variaciones solo se da en razón a:
d) Caracterización Geo mecánica
e) Geometría del block mineralizante
f) Dimensión y características de equipos a utilizar.
En el caso de los avances, se realizan diversas secciones de labor acorde a
los distintos tipos de variantes de explotación, como se adjunta en el cuadro
adjunto:
41
Cuadro 13: Tipo de Labor y Sostenimiento.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Sección Tipo de roca Tipo de labor Sostenimiento
Buena II A Perno helicoidal de 8´puntual
Buena II B Perno helicoidal de 8´a 1.25mx1.25m
Regular III A Perno helicoidal de 8´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 1.0mx1.0m
Buena II A Perno helicoidal de 8´puntual
Buena II B Perno helicoidal de 8´a 1.25mx1.25m
Regular III A Perno helicoidal de 8´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.5mx0.5m
Buena II A Split set de 7´puntual
Buena II B Split set de 7´a 1.25mx1.25m
Regular III A Split set de 7´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.5mx0.5m
Buena II A Perno helicoidal de 8´puntual
Buena II B Perno helicoidal de 8´a 1.25mx1.25m
Regular III A Perno helicoidal de 8´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.5mx0.5m
Buena II A Split set de 7´puntual
Buena II B Split set de 7´a 1.25mx1.25m
Regular III A Split set de 7´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7´a 0.5mx0.5m
Buena II A Perno helicoidal de 6´puntual
Buena II B Perno helicoidal de 6´a 1.25mx1.25m
Regular III A Perno helicoidal de 6´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 0.5mx0.5m
Buena II A Split set de 5´puntual
Buena II B Split set de 5´a 1.25mx1.25m
Regular III A Split set de 5´a 1.0mx1.0m
Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 1.0mx1.0m
Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 0.75mx0.75m
Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 5´a 0.5mx0.5m
Permanente4.0x4.0
3.5x3.5 Permanente
2.40x2.40
2.40x2.40
Permanente
Temporal
3.5x3.5 Temporal
3.0x3.0
3.0x3.0
Permanente
Temporal
42
2.1.3.3. Corte y Relleno Ascendente Mecanizado en Breasting
Aplicado en blocks mineralizantes donde el tipo de roca encajonante y el block
mineralizante es de tipo <= Regular IIIB (RMR = 41-50).
El minado se realizará en bancos horizontales de 3mts de altura de corte
(breasting), que se iniciará desde el nivel inferior hasta llegar al nivel superior
dejando un puente por seguridad. Cuando un banco o piso ha sido explotado, los
vacíos se rellenan con material detrítico, que forma una nueva plataforma o piso
de minado para el siguiente corte, la limpieza del material se realiza con equipos
Scooptram.
Según la geometría del yacimiento (Potencia, buzamiento, longitud) se tiene dos
variantes:
a) Corte y Relleno Ascendente – Breasting ( Pot =<2.5 - 3.5>= mts);
Fases de Minado
Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada en
longitud y haber realizado los muestreos respectivos, se determina la
zona económica a partir de una rampa Auxiliar, donde se construyen
brazos de batidos cada 20 mts., de altura, con buzamiento de 35º, con
28.28 mts de inclinación, allí se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con
gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los frentes
de ataque y se realzan los accesos conforme sube la explotación hasta
lograr una gradiente de +15 %.
Explotación: Se empieza realizando el desquinche de la caja piso del
mineral, sin comprometer la corona, cuyo objetivo será elevar la caja
piso (con el desarrollo de la galería se llega a la altura de gradiente),
luego el disparo se realiza en retirada y tramos de 10 mts.
43
Culminado el relleno se procede a formar el banco de explotación de 3.0
mts., los taladros de producción serán en forma horizontal, con voladura
controlada (Precorte) en toda la longitud del block, este ciclo operativo
continuará hasta que la Rampa (-) 15 % de acceso a la operación y forme
una Rampa (+) 15 %, y la longitud máxima de Tajeo a explotar es de 100
mts a cada ala (N-S), según sea el caso.
Extracción: Se utiliza un Scoop de 4.2 a 6 yd³, en seguida se lleva hacia
un echadero y/o cámaras de acumulación de mineral la que se encuentra
cercano a la zona de explotación (Max. 150 mts).
Relleno: Para el proceso de relleno, se realiza en retirada dejando una luz
máxima de 1.5 mts (por el buzamiento) y se forma un banco de
explotación, la seccion de topografía es el encargado de pintar la línea de
rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.
Transporte: Se utilizan volquetes VOLVO FMX, cuyas capacidades
son de 10 m³, acondicionadas para interior mina (Tolva y cabina
recortadas), para sección 4.0 x4.0 mts.
b) Corte y Relleno Ascendente – Breasting Cámaras y Pilares
( Pot >= 3.5 mts).
Fases de Minado
Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control
caja piso) en cuanto a longitud y potencia (cámaras y pilares) según
diseño geo mecánica, se determina la zona económica.
44
El criterio de diseño de rampa de acceso se toma del método anterior
(corte y relleno estándar) y partiendo de una rampa auxiliar se construyen
los brazos de batidos cada 20 mts., de altura en forma vertical, con
buzamiento de 35º lo cual tiene 28.28 mts en inclinacion, seguidamente
se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con gradientes de -15 % y
longitudes de 60 mts., para dar acceso a los frentes de ataque,
posteriormente se realzan los accesos conforme sube la explotación hasta
lograr una gradiente de +15 %.
Explotación: Se realiza mediante el desquinche de la caja piso del
mineral (Galería inicial), sin comprometer la corona, cuyo objetivo es
elevar la caja piso (con el desarrollo de la galería), para llegar a la altura
de gradiente requerida, luego el disparo se hará en retirada en tramos de
10 mts.
Culminado el relleno se procede a formar el banco de explotación de 3.0
mts., donde los taladros de producción serán en forma horizontal con
voladura controlada (Precorte) en toda la longitud del block.
Debido a que el buzamiento de la estructura mineralizada es <=35°; se
tiene que dejar en el siguiente corte otra fila de pilares por el ancho de
explotación y para proteger la caja techo y rampa de acceso, estos pilares
estarán de acuerdo a la evaluación geomecánica.
Este ciclo operativo continuara hasta que la Rampa (-) 15 % de acceso,
forme una Rpa (+) 15%.
Longitud máxima de Tajeo a explotar 50mts a cada ala (N-S), según sea
el caso.
Relleno: Luego se procede al relleno en retirada dejando una luz máxima
de 1.5 mts (por el buzamiento) y formar el banco de explotación, la
45
sección de topografía es el encargado de pintar la línea de rasante para el
relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.
Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ para llevar a un echadero y/o
Cámaras de acumulación de mineral cercano a la zona de explotación
(Max. 150 mts).
c) Corte y Relleno Ascendente en Realce.
Aplicado a blocks mineralizantes donde el tipo de roca encajonante y el
block mineralizante es de tipo <= Regular III A (RMR = 51-60).
El minado se realizará, a partir de la galería base, con perforación en
realce, hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad,
luego de la voladura se procederá a sostener de acuerdo a la
recomendación geo mecánica, posteriormente viene el relleno con
material detrítico en avanzada, dejando una altura de perforación de 3.5
mts., según la geometría del yacimiento (Potencia, buzamiento,
longitud).
d) Corte y Relleno Ascendente con Perforación en Realce (<2.0 – 3.5 >
mts)
Fases de Minado
Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control
caja piso) en longitud y determinando la zona económica, se realiza el
criterio de diseño de rampa de acceso, para lo cual se toma el método
anterior (Corte y relleno estándar) y partiendo de una rampa auxiliar se
construyen brazos de batidos cada 20 mts., de altura en forma vertical,
con buzamiento de 35º con 28.28 mts de inclinacion, se construyen
accesos de 3.5 x 3.5 mts., con gradientes de -15 % y longitudes de 60
mts., a fin de dar acceso a los frentes de ataque, así mismo se realzan los
46
accesos conforme sube la explotación hasta lograr una gradiente de +15
%.
Explotación: Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo
generando a una salida de sección (por. veta x 2 mts), para luego
continuar con la perforación de los taladros de producción paralelos a la
cara libre, cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura.
Se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts), este
proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación y luego se
inicia el relleno en avanzada dejando una luz máxima de Techo – piso de
3.5 mts, para realizar el sostenimiento de acuerdo a la recomendación
geo mecánica, el ciclo operativo continuara hasta que la rampa (-) 15 %
de acceso y forme una rampa de (+)15 %, en este caso la longitud
máxima de tajeo a explotar es de 100 mts a cada ala ( N-S), según sea el
caso.
Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ y se lleva hacia un echadero
y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado a cercano a la zona de
explotación (Max. 150 mts).
Relleno: El relleno se realiza en avanzada dejando una luz máxima de
techo – piso de 3.5 mts., y la sección de topografía es el encargado de
pintar la línea de rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura
sugerida.
e) Corte y Relleno Ascendente con Cámaras y Pilares Realce (Pot>= 3.5
mts).
Fases de Minado
Preparación; Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control
caja piso) en longitud y potencia (cámaras y pilares, al techo según
47
diseño geo mecánica) y determinando la zona económica, se realiza el
diseño de rampa de acceso tomando como referencia el método anterior
(corte y relleno estándar) luego a partir de una rampa auxiliar se
construyen brazos de batidos a cada 20 mts., de altura verticalmente con
un buzamiento de 35º, con longitud de 28.28 mts., con la inclinación
correspondiente, en seguida se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con
gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los
frentes de ataque y se realzan los accesos conforme sube la explotación
hasta lograr una gradiente de +15 %.
Explotación; Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo
generando una salida de sección (por. veta x 2mts), para luego continuar
con la perforación de los taladros de producción paralelos a la cara libre,
cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura, la
explotación será en retirada tanto en longitud y potencia, que significa
que primero se realiza el corte típico en realce en la cámara del piso,
para luego pasar a la cámara del techo, con la finalidad de que las
intercamaras de cámara 1 (caja techo), puedan servir como ventanas de
extracción de mineral disparado.
También se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts),
este proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación; luego se
inicia el relleno en avanzada, comenzando por la cámara 1 para pasar a
la cámara 2 y dejando una luz máxima de techo – piso de 3.5 mts, a fin
de realizar el sostenimiento de acuerdo a la recomendación geo
mecánica en avanzada.
Debido a que el buzamiento de la estructura mineralizada es <=35°; se
tiene que dejar para el siguiente corte, otra fila de pilares por el ancho
de explotación y para proteger la caja techo y rampa de acceso, cuyos
pilares estarán de acuerdo a la evaluación geo mecánica y el ciclo
48
operativo continuara hasta que la rampa (-) 15 % de acceso y forme una
rampa (+) 15 %, la longitud máxima de tajeo a explotar es de 50 mts., a
cada ala (N-S), según sea el caso.
Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ y se lleva hacia un echadero
y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado cercano a la zona de
explotación (Max .150 mts).
Relleno: El relleno en avanzada fue iniciando por la cámara 1 para pasar
a la cámara 2 dejando una luz máxima de techo – piso de 3.5 mts., la
sección de topografía es el encargado de pintar la línea de rasante para el
relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.
f) Corte y Relleno Ascendente con Perforación en Realce – Perforación
Convencional (<=2.0 mts)
Fases de Minado
Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control
caja piso) en longitud y determinando la zona económica se realiza el
criterio de diseño de rampa de acceso, tomando como referencia el
método descrito líneas arriba (corte y relleno estándar) y partir de una
rampa auxiliar se construyen brazos de batidos cada 20 mts., de altura
en vertical, con buzamiento a 35º y a 28.28 mts., con la inclinacion
respectiva, además se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con
gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los
frentes de ataque, relanzando los accesos conforme sube la explotación
hasta lograr una gradiente de +15 %.
49
Explotación: Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo
generando una salida de sección (por. veta x1.5 ), para luego continuar
con la perforación de los taladros de producción paralelos a la cara libre,
cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura, adicionando
la perforación de una fila de taladros de desquinche al piso, en seguida
se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts), y se
procede al sostenimiento y limpieza, para luego realizar el disparo de
descaje, este proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación,
para luego iniciar el relleno en avanzada dejando una luz máxima de
techo – piso de 2.4 mts, para realizar la acumulación de taladros con
Jack Leg, este ciclo operativo continuará hasta que la rampa (-) 15 % de
acceso y forme una rampa (+) 15 %, donde la longitud máxima de tajeo
a explotar es 50 mts., a cada ala ( N-S) según sea el caso.
Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 yd³ y se lleva a hacia un echadero
y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado cercano a la zona de
explotación (Max. 150 mts).
Relleno: El relleno se realiza en avanzada dejando una luz máxima de
techo – piso de 2.4 mts., la sección de topografía es el encargado de
pintar la línea de rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura
sugerida.
2.1.3.4. Mina Coturcan Alto – Caridad
En el método de explotación por almacenamiento provisional conocido también
como "Shrinkage", el mineral es cortado en rebanadas horizontales, comenzando
de la parte baja y avanzando en realce. El almacenamiento provisional es un
50
método utilizado en vetas con buzamientos pronunciados donde el mineral es lo
suficientemente resistente como para mantener sin soporte tanto las rocas
encajonantes como el techo del tajeo. Se puede tolerar alguna debilidad en las
rocas encajonantes en tanto que la dilución resultante no sea un problema; pero el
planchoneo puede traer problemas en la extracción por atoramiento en los puntos
de extracción.
El mineral disparado es utilizado como plataforma trabajo así como también para
soportar las rocas encajonantes del tajeo. El corte del mineral incrementa el
volumen en más o menos 30 a 40 %; por lo que para conservar la distancia del
piso al techo es necesario extraer el exceso de mineral para continuar con
el ciclo siguiente; esto implica que un 60 a 65 % de mineral queda en el tajeo
hasta que este haya alcanzado toda su altura útil.
Secuencia de Minado.
Con el propósito de incrementar el volumen de mineral roto, elevar la eficiencia y
rendimiento del personal, se ha diseñado tajeos a 50 m., de longitud por lo que se
evitaría pérdidas de tiempo innecesarios.
- Longitud: 50 m.
- Altura del block: Según el nivel que se tiene de un nivel a otro.
- Puente: Con relación al techo de la galería será de 6 pies según las características
de las cajas.
- Altura del sub-nivel: 3.00 mts.
- Puntos de extracción: Serán ubicados cada 5 mts (Box holes sección 1.2 x 1.2
long. 6 mts), uno respecto de otro.
Descripción del Método
Consiste en ejecutar dos niveles (superior e inferior), con diferencia de cotas de 50
m., la sección de los niveles son de 2.4 m x 2.4 m, la perforación se realiza con
51
una perforadora Stoper en realce.
La preparación del tajeo se realiza con la apertura de 02 chimeneas con
perforadoras Jack Leg de acuerdo al buzamiento de la estructura, estas chimeneas
están ubicadas cada 50 m y comunican el nivel inferior con el nivel superior.
Una vez concluida la rotura del mineral, la limpieza es mediante los box holes
donde se ubican tolvas para controlar el flujo por gravedad.
La extracción del mineral fragmentado es sumamente importante porque esta da
forma de piso de trabajo y el movimiento del personal y maquinaria en crear
condiciones y la extracción es controlada a un 30 %.
Equipos y Maquinarias
Para cumplir con el objetivo propuesto es necesario lo siguiente:
- Máquinas perforadoras Stoper y/o Jack-leg
- Barrenos cónicos de 2, 4, 6, y 8’ de longitud.
- Para el desarrollo de los frentes se emplearan máquinas perforadoras Jack-leg
- La limpieza se realiza mediante Scoop 1.5 yds³.
52
ROTURA MINERAL - MECANIZADO
Figura Nº 06: Rotura de Mineral Mecanizado.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Figura Nº 07: Rotura de Mineral Mecanizado.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
5
5
6
5
6
6
5
6
4
4
6
0.9
4
3
3
4
3
2
2
3
2
1
1
2
CAJA TECHO
CAJA PISO
CA
RA
LIB
RE
0.9
3.1
7m
ts
9.5mts
9
9
9
10
11
10
10
11
8
8
8
9
6
7
7
8
7
6
6
7
6
DISTRIBUCION DE TALADROS N° TAL.
PERF.
N° TAL.
CARGADOS
N° TAL.
CARGADOS
TECHO
Kg/Tal.
(80%)
Kg/Tal.
(65%)Anfo (Kg)
Emulex 65%
11/8''x8''
Emulex 80%
11/4''x8''
Pentacord
(mts)
Fanel MS
(4.8mts)
Fanel LP
(4.8mts)
Carmex
(und)
Mecha
Rapida
(mts)
TAL PRODUCCIÓN 44 33 11 2.7 3.1 124.8 11 33 - 44 -
TOTAL 44 33 125 11 33 25 44 0 2 0.2
0.144 0.179
FACTOR DE POTENCIA 0.41 KG/Tn
02 0.2
EXPLOSIVOS ACCESORIO
53
Figura Nº 08: Sección 1.50 x 1.50 m – Vertical.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
DISTRIBUCION DE
TALADROS
N°
taladros
Cartuchos/
taladro
Emulex 65
11/8''X8''
Emulex 80
11/4''X8''Anfo Pentacord Fanel Carmex
Mecha
rapida
ARRANQUE (3 de alivio) 3 7 21 0 3
PRIMERAS AYUDAS 4 7 28 0 4
SEGUNDAS AYUDAS 4 7 28 0 4
TERCERAS AYUDAS 4 7 28 0 4
CUADRADORES 4 7 28 0 4
TOTAL DE TALADROS 19 133.00 0.00 0.00 7.00 19.00 2.00 0.20
19.1 0.0 0.00
19.11 Factor por metro lineal 12.74 Kg/mt
5.66 Kg/m3Factor de carga
MALLA DE PERFORACION 1.5x1.5 (EMULSIÓN)
Explosivos Accesorios
7.00 2 0.2
Cantidad de explosivo
(Kg)
109 8
7
9810
7
5 3 6
56 3
442 2
1
1.5
0m
1.50m
54
2.1.3.5. Preparación y Perforación.
Limpiar bien el taladro con cucharilla y/o soplete.
La superficie de la punta del atacador debe ser lisa, convexa y de mayor
diámetro.
El cebado debe ser centrado no introducir el fulminante hasta la mitad del
cartucho.
Colocar los cartuchos una detrás de otra hasta que se peguen o se unan entre
ellas y atacar cada levemente cada dos o tres cartuchos y confinar todos los
cartuchos al final, para que exista continuidad de carga.
Para facilitar el acoplamiento entre cartuchos se puede hacer uno ó dos
orificios en el cartucho para que acople al cartucho que le sigue.
Usar tacos de arcilla en todos los taladros para disminuir las vibraciones por
golpe de aire.
El cebo debe introducirse al fondo del taladro en dirección a la boca del
taladro.
En taladros sobre cabeza cada dos cartuchos de emulsión picar 2 huecos
cortos para que al momento de introducir los cartuchos éste se adhiera al
taladro se confine y acople.
No tarjar los cartuchos.
Al momento de atacar el explosivo no es necesario reventar el plástico,
solamente acoplar y atacar al final.
Paralelismo y distancia adecuada es importante para evitar el efecto de
presión de muerte o congelamiento.
N° de taladros perf x corte =(𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒)
(𝐵𝑢𝑟𝑑𝑒𝑛 ∗ 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜)
𝑃𝑖𝑒𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 𝑥 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 = (𝑁° 𝑑𝑒 𝑡𝑎𝑙 𝑝𝑒𝑟𝑓. 𝑥 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒) ∗ (𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜)
𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = (𝑝𝑖𝑒𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠) ∗ (𝑒𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓. )
55
𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 − 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 = (𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛) ∗ (𝐸𝑓. 𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑢𝑟𝑎)
2.1.3.6. Limpieza
Para la Limpieza de labores de mineral y desmonte se emplearan equipos diesel
(minería trackless) que permitirán alcanzar una mayor productividad en el
desarrollo de las actividades mineras, en este caso la CML S.A. contará con
equipos de las siguientes capacidades: 08 Scoops Caterpillar R1300G de 4.2 yd³,
01 Scoop R1600G de 6.0 yd³, 01 Scoop LH-310 de 4.2 yd3 y 01 Scoop LH-410 de
6.0 yd³, 02 Scoops Wagner 2.2 yd³, 02 Scoop Wagner 3.5 yd³ y 01 Scoop Yarvis
01 yd³. Siendo así estos equipos sirven para poder realizar la limpieza del frente
mismo donde se realizó la voladura, para luego realizar la acumulación o el
carguío directo hacia los volquetes para la extracción del material de caja
(desmonte) o de mineral.
2.1.3.7. Selección del Equipo de Limpieza
La selección del equipo adecuado debe considerar la potencia requerida que
deberá tener el motor a nivel del mar, para comparar con la potencia efectiva que
este motor obtiene con ayuda de dispositivos como el tubo cargador (dispositivo
de compensador de altura) a una cota determinada.
Una deficiente selección traería como consecuencia un motor sobrecargado,
velocidad de desplazamiento anormal, producción de mucho humo y gases,
calentamiento anormal del motor, etc.
2.1.3.8. Transporte
Se cuenta con equipos de 15 m³ recortados a 12 m³ debido a la sección que se
cuenta en interior mina.
56
Se está solicitando equipos de 25 m³ de capacidad, para llevar mineral de
superficie-Hercules a Planta concentradora.
Cuadro 14: Distancia Rendimiento.
Zona Distancia
Int. Mina-Planta (Km)
Rendimiento
(Tn/Hr)
Hercules 12.55 11.25
Coturcan 7.34 16.98
Coturcan Alto – Caridad 4.8 21.79
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Para tener una buena eficiencia y rendimiento en cuanto a la extracción de mineral
mediante volquetes, se debe tener en cuenta las características para este tipo de
transporte que se detallan a continuación:
Vías en buen estado de mantenimiento, para minimizar el costo por las
llantas y optimizar los tiempos de transporte.
Cámaras de carguío tanto para el mineral como para el desmonte, que tengan
una ubicación estratégica,
Pendientes no mayores a +/- 12%,
Capacidad de carga por cada volquete
57
Figura Nº 09: Esquema del sistema de extracción de Mina.
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
58
CAPITULO III
METODOLOGÍA
3.1. El Problema
3.1.1. Descripción de la Realidad Problemática
Actualmente, en la COMPAÑÍA MINERA LINCUNA S.A. – ZONA CARIDAD, la
perforación y voladura es muy deficiente, debido a que no se aplica ningún método
establecido para el diseño de mallas de perforación y voladura para frentes, galerías,
cruceros, baypass, subniveles, chimeneas, etc., en niveles subterráneas, en caso de la
Zona Caridad La altura mínima de bloques es de 10 m.,y la longitud mínima
mineralizada es de 15 m., por tal razón se necesita aplicar un modelo matemático como
el de Holmberg a fin de mejorar la perforación y voladura y determinar granulometrías
optimas, incrementando mayor cantidad de mineral en el transporte y alimentación sin
dificultades en la tolva de gruesos de la planta de benéficos.
Al implementar la utilización del modelo matemático de Roger Holmberg en el diseño
de mallas de perforación y voladura de rocas, también se calculara el factor de carga en
voladuras, se modificaran los parámetros geo mecánicos, etc.
59
El block mineralizante es de tipo <= Regular IIIB (RMR = 41-50), el minado se
realizará en bancos horizontales de 3.00 mts de altura de corte (breasting), que se inicia
desde el nivel inferior hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad.
Cuando un banco o piso ha sido explotado, los vacíos se rellenan con material detrítico,
que forma una nueva plataforma o piso de minado para el siguiente corte, la limpieza
del material se realiza con equipos Scooptram.
3.1.2. Planteamiento y Formulación del Problema.
¿Cómo influye el modelo Matemático de Holmberg en la fragmentación en la zona
Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.?
3.1.3. Objetivos.
3.1.3.1. Objetivo General.
Aplicar el Modelo Matemático de Holmberg para mejorar la Fragmrentacion y
voladura en la zona Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.
3.1.3.2. Objetivos Específicos.
1. Caracterización del macizo rocoso con el fin de determinar los parámetros
y variables para la aplicación del Modelo Matemático para mejorar la
malla de perforación y voladura.
2. Diseñar la malla de perforación y voladura en la Zona de Caridad a fin de
mejorar el sistema de explotación.
3. Ejecutar la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg para la
perforación y voladura en la Zona de Caridad de la Compañía Minera
Lincuna.
3.1.4. Justificación de la Investigación.
Durante varias décadas han investigado acerca del proceso de fractura miento de rocas,
los parámetros de perforación y voladura controlada; pero el gran problema radica en
que no son aplicadas y que solamente son basados en "prueba, errores y en
experiencias", dejando de lado las teorías, por ende la voladura de rocas es
60
prácticamente ineficiente, generando las sobre roturas, con paredes de sinuosidades
rugosas y que además crea riesgos y peligros dentro del área a desarrollar.
Por ello el sustento del trabajo de investigación, Modelo Matemático de Holmberg para
mejorar la malla de perforación y voladura en la Zona Caridad de la Compañía Minera
Lincuna S.A., se establece aplicar el modelo en referencia a raíz de los seguimientos
continuos de perforación, carguío y de los diseños de mallas anteriores que fueron
realizadas de manera empírica en el terreno, sin contar con ningún método o modelo
establecido para rotura e rocas.
Ahora con este trabajo de investigación se aplicara el modelo matemático de
Holmberg, usando nuevos parámetros para calcular el burden, y determinar así un
diseño de malla de perforación y voladura con adecuada fragmentación de rocas para la
Zona de Caridad, de la Compañía Minera Lincuna S.A
3.1.5. Limitaciones.
Para la realización del presente trabajo de investigación se presentaron diversas
dificultades siendo los siguientes:
Limitados estudios del modelo Matemático de Holmberg, en la Cía., Minera
Lincuna S.A.
En la Empresa Minera Lincuna S.A, no se cuenta con una buena evaluación
geo mecánica de las distintas zonas de desarrollo y explotación.
Uso de equipos inadecuados para establecer la aplicación del Modelo
Matemático de Holmberg en la Zona de Caridad.
Falta de capacitación del personal técnico y operarios para realizar el
seguimiento y aplicación del modelo Matemático de Holmberg, a fin de
optimizar la perforación y voladura en la Zona Caridad.
61
3.1.6. Alcances de la Investigación.
El presente trabajo de investigación es un aporte técnico que ha de servir a la
Empresa Minera Lincuna, a fin de mejorar la aplicación de la malla de
perforación y voladura en la Zona Caridad y por ende a las otras zonas, según
un buen estudio geo mecánico y determinación de características del macizo
rocoso en labores subterráneas de la Cia., Minera Lincuna. S.A.
A los futuros profesionales de Ingeniería de Minas de la FIMGM, a fin de que
le sirva como guía para que enriquezcan sus conocimientos teóricos y prácticos,
y planificar que en su vida profesional pueden aplicar el Modelo matemático
de Holmberg, a fin de mejorar la perforación y voladura de rocas.
3.2. Hipótesis
El Modelo Matemático de Holmberg mejora la perforación y voladura en la Zona
Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.
3.3. Variables.
3.3.1 Variable Independiente.
Modelo Matemático de Holmberg.
3.3.2 Variable Independiente.
Mejorar la fragmentación, vibración y fcv en la GL 4370, Zona Caridad.
3.4. Diseño de la Investigación.
Es el procedimiento que se realizó para determinar la aplicación del Modelo Matemático
de Holmberg para mejorar la perforación y voladura en la zona Caridad de la Compañía
Minera Lincuna S.A., ello consistió en:
• Evaluación de la Zona Caridad
62
• Mapeo geoestructural de Zona Caridad.
• Selección del Modelo Matemático de Holmberg.
• Aplicación de la tabla geomecanica.
• Determinar características geotécnicas del macizo rocoso.
• Descripción y aplicación del Modelo Matemático de Holmberg.
3.4.1. Tipo de Investigación.
La investigación que se realizo fue aplicada, porque se utilizó la información
bibliográfica existente y experiencias de otras unidades mineras que aplican el Modelo
Matemático de Holmberg a fin de optimizar una adecuada malla de perforación y
voladura, por tanto la óptima fragmentación del macizo rocoso en la Zona Caridad de
la Compañía Minera Lincuna S.A.
3.4.2. Población y Muestra.
3.4.2.1. Población.
La población comprende las distintas labores de avance en la Zona Caridad de la
Cia., Minera Lincuna S.A., como: RP 400, GL, 4350, GL 350, GL 4370 y GL 430.
3.4.2.2. Muestra.
Se realizaron 12 disparos efectivos en la Galería 4370,
3.4.3. Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos.
Las técnicas e instrumentos que se utilizó para la recolección de información en
el presente trabajo de investigación en la Compañía Minera Lincuna S.A, en la
Zona Caridad, se consigna en el siguiente cuadro:
63
Cuadro 15: Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos.
Técnicas de
Investigación Instrumentos Fuentes Ventajas Desventajas
Análisis
documental
Fichas
bibliográficas
Libros, tesis,
internet, otros
Muy
objetiva,
puede
constituir
evidencias
Aplicación
limitada a
fuentes
documentales
Observación
del campo
Protocolo,
guías de
observación de
campo
Toma de
datos por
parte del
investigador
Contacto
directo con la
realidad
Aplicación
limitada a
aspectos fijos
o repetitivos
Fuente: Elaboración propia.
3.4.4. Forma de Tratamiento de los Datos.
Aquí se trabajó en gabinete los datos obtenidos de campo por medio del proceso de
ordenar, tabular, calcular y elabora la información correspondiente, para lo cual se
empleó herramientas y técnicas como los programas de cómputo para los métodos
estadísticos y la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg, para establecer una
optimas malla de perforación y voladura.
64
CAPITULO IV
RESULTADO DE LA INVESTIGACIÓN.
4.1. Descripción de la Realidad y Procesamiento de Datos.
Se sabe que lo más importante de un frente, 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 Cálculo 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).
Calculo de zonas de tajeo (stoping).
65
Figura 10: Diseño de Arranque Optado para el Crucero 4370
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
Cuadro 16: Características de los Explosivos.
Especificaciones
Técnicas
Unid Emulex
80% 65%
Densidad g/cm3
1.14 1.12
VOD m/s 5100 5000
Presión Kbar 87 85
Energía Kcal/k 120 110
Volumen Normal l/kg 830 910
PRW (Anfo=100) % 132 121
PRS (Anfo=100) % 185 167
Resist. al Agua Hora 72 72
Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.
B1
B4B3
a1
a4a2
a3
B2
66
4.1.1 Diseño de los Parámetros de Perforación y Voladura Según Holmberg.
Para hacer los cálculos de los parámetros de P&V se toma como base e XC BODE,
donde la roca es regular con un RMR de 41-50. En las coronas se hará una voladura
controlada utilizando explosivos de bajo poder rompedor. Se tiene los siguientes datos.
Cuadro 17: Características del Frente de Avance
DATOS DE CAMPO
TIPO DE ROCA III A
RMR 51 – 60
DENSIDAD 3 Tm / m3
ANCHO 3.5 m
LARGO 3.5 m
Diámetro taladro de producción 45 mm
Diámetro taladro de alivio 102 mm
Longitud de barra 12 Pies – 3.65 m
Desviación de taladros de contorno 3ª
Desviación angular 0.01
Desviación del collar 0.02
CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOS
EXPLOSIVOS DIMENSIONES Kg
Anfo
25
Emulex 80 1 1/4x8” 0.174
Emulex 65 1 1/8x8” 0.14
Fuente: Elaboración propia.
a. Calculo del Número de Taladros
Según el Manual de explosivos de Química sol S.A., para un frente ciego
67
𝑁 = √𝑆
𝐶. 4 + 𝐾. 𝑆. 𝑓𝑐𝑔
Dónde:
S = sección del frente
Fcg =factor de corrección geométrica (90%)
C =Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca, m
K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca
Cuadro 18: Características Según el Terreno
Tipo de Roca Distancia entre Taladros Coeficiente(K)
Roca Dura 0.5 – 0.55 2
Roca Semidura 0.6 – 0.65 1.6
Roca Blanda 0.7 – 0.75 1
Fuente: Elaboración propia.
Reemplazando datos se obtiene:
𝑁 = √3.5𝑥3.5
0.6. 4 + 1(3.5𝑥3.5𝑥0.9)
𝑁 = 34
b. Cálculo de la Potencia Relativa por Peso (s)
Para determinar la potencia relativa por peso, se usa la formula siguiente:
𝑆𝐸𝑋𝑃𝐿𝐹𝐵
=5
6[
𝑄3
𝑄𝐿𝐹𝐵] +
1
6[
𝑉
𝑉𝐿𝐹𝐵]
68
Dónde:
𝑆𝐸𝑋𝑃
𝐿𝐹𝐵
: Es la potencia por peso relativa un explosivo de referencia Emulnor
(LFB)
𝑄3: Es el calor de Explosión producido por la detonación de 1Kg., de la
mezcla explosiva usada (4.5 MJ/Kg)
𝑄𝐿𝐹𝐵: Es el calor de explosión producido por la detonación de 1Kg., de
emulnor LFB (3.84 MJ/Kg).
V: Es el volumen de gas generado por la detonación de 1Kg., de la mezcla
explosiva usada (0.85 gr/cm³).
𝑉𝐿𝐹𝐵: Es el volumen de gas generado por la detonación de 1Kg., de Emulnor
LFB (0.880 gr/cm³).
𝑆𝐸𝑋𝑃𝐿𝐹𝐵
=5
6[
4.5
3.84] +
1
6[
0.85
0.880]
𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂 = 1.09
Cuadro 19: Calculo de la Densidad de Carga de Agente de Voladura
Explosivo Densidad
(gr/cm3)
Peso/Unid
Kg
Diámetro
(mm)
Kg/m
(q)
Emulex 80 1.14 0.174 30 0.80
Fuente: Elaboración propia.
69
Para calcular la densidad de carga se usa la siguiente relación matemática:
𝑞 = 1140𝐾𝑔/𝑚3 ×𝜋𝐷2
4× 10−6
D =Diámetro explosivo (mm)
c. Primer cuadrante
Cuando se tiene varios taladros de alivio se calcula un diámetro equivalente, se
obtiene a partir de la siguiente relación:
∅ = √ndo
Dónde:
𝒅𝒐 = Diámetro, dé los taladros vacíos en el corte
n = Número de Taladros vacíos en el corte
∅ = Diámetro del taladro vació equivalente
Figura Nº 11: Diámetro Equivalente.
Fuente: Elaboración Propia.
Ø
70
∅ = 0.102√3
∅ = 0.177m
Burden máximo
𝐵1 = 1.7∅
𝐵1 = 1.7(0.177)
𝐵1 = 0.288 𝑚
Siempre se tiene una desviación de la perforación por ende se corrige de la siguiente
manera.
𝐹 = 𝐵(0.1 ± 0.03𝐻)
𝐹 = 0.288(0.1 ± 0.03 × 3.20)
𝐹 = 0.040 𝑚
Burden Práctico
𝐵𝑝 = 0.288 − 0.04
𝐵𝑝 = 0.25
Calculo de Concentración de Carga
q1 = 55d [B
∅]
1.5
X [B −∅
2] x [
c
0.4] x
1
RWSANFO
q1 = 55(0.045) [ 0.25
0.177]
1.5
X [0.25 −0.177
2] x [
0.4
0.4] x
1
1.09
𝑞1 =0.93 kg/m
Numero de cartuchos por taladro de: 28 mmx 200mm (Emulex 85%), será 12 -
13 cartuchos
71
𝑎1 = (𝐵1)√2
𝑎1 = (0.25)√2
𝑎1 = 0.35 𝑚
Figura 12: Primer Cuadrante.
Fuente: Elaboración Propia.
𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡
𝑇𝑎𝑙=
𝑞 × 𝐿𝑐
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜
𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡
𝑇𝑎𝑙=
0.80 × 3.10
0.174
𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡
𝑇𝑎𝑙= 14 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
d. Segundo Cuadrante
a = (B1 − F)√2
Donde:
a = Ancho de la abertura creada en el primer cuadrante
B1 = Burden en el primer cuadrante (m)
72
F = Desviación de la perforación (m)
a = (0.25 − 0.04)√2
a = 0.30 m
Halando el Burden
𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂
𝑑 × 𝑐
𝐵 = 8.8 × 10−2√0.30 × 0.80 × 1.09
0.028 × 0.40
𝐵 = 0.43 𝑚
Burden práctico
𝐵2 = (0.43 − 0.04)
𝐵2 = 0.39
Taco
10 d = 0.45 m
𝑎2 = (0.39 +0.39
2) √2
𝑎2 = 0.82 𝑚
𝑁𝐶 = (𝐻 − 10𝑑)
𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝐸𝑚𝑢𝑙𝑒𝑥
𝑁𝐶 = (3.10 − 0.45)
0.20
𝑁𝐶 = 13 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
73
Figura Nº 13: Diámetro Equivalente Segundo Cuadrante.
Fuente: Elaboración Propia.
e. Tercer Cuadrante
a = (0.39 + 0.39
2− 0.040) √2
a = 0.77 m
𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂
𝑑 × 𝑐
Seguimos usando los mismo cartuchos por lo tanto se tiene
𝐵 = 0.68
𝐵3 = 0.68 − 𝐹
𝐵3 = 0.68 − 0.040
𝐵3 = 0.64 𝑚
0.82
0.25
B2
74
𝑎3 = (0.64 +0.82
2)√2
𝑎3 = 1.48 𝑚
Figura 14: Diseño de Parámetros de Perforación y Voladura en
el Tercer Cuadrante.
Fuente: Elaboración Propia.
f. Cuarto Cuadrante
𝑎3 = (0.64 +0.82
2− 0.040)√2
𝑎3 = 1.42 𝑚
𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂
𝑑 × 𝑐
𝐵 = 0.93 𝑚
𝐵4 = 0.93 − 𝐹
75
𝐵4 = 0.93 − 0.040
𝐵4 = 0.88 𝑚
𝑎4 = (0.89 +1.42
2)√2
𝑎4 = 2.26 𝑚
Número de cartuchos de: 30 x 200 mm = 13
Figura Nº 15: Diseño de Parámetros de Perforación y Voladura en el Cuarto
Cuadrante.
Fuente: Elaboración Propia.
0.39
0.35
0.82
1.48
0.640.88
2.26 0.25
76
g. Arrastres
B = 0.9√q × SANFO
C × F × (SB
)
Dónde:
q = Concentración de carga (Kg/m)
C = 0.5
F = Factor de fijación. Generalmente se toma 1.45.
S/B = Espaciamiento/Burden. Se suele tomar 1.25.
B = 0.9√0.80 × 1.09
0.5 × 1.45 × (1.25)
B = 0.89 m
𝐵𝑎 = 0.89 − 0.040
𝐵𝑎 = 0.85 𝑚
El número de taladros en el arrastre está dado por:
𝑁 = [𝐴𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑡𝑢𝑛𝑒𝑙 + 2𝐻 sin 𝛾
𝐵+ 2]
Donde:
N= Número de taladros de arrastre.
H = Profundidad de los taladros.
y = Ángulo de la desviación en el fondo del taladro, 3°
B = Burden
N = (3.5+ 2x3.10sen3°)/0.90 + 2
N= taladros
Haciendo las pruebas in situ se concluye 5 taladros en el arrastre
77
Espaciamiento
𝑆 =𝐴𝑁𝐶𝐻𝑂 + 2𝐻 sin 𝛾
𝑁 − 1
𝑆 =3.5 + 2(3.10) sin 3
5 − 1
𝑆 =0.95 m
Para taladros de la esquina el espaciamiento está dado por:
𝑆1 = 𝑆 − 𝐻 sin 3 − 𝐹
𝑆1 = 0.70 𝑚
h. Taladros de Contorno
Se usara una voladura controlada (smooth blasting) los daños en el techo y en las
paredes se minimizaran utilizando Emulex 65%. Según Pearsson se tiene lo
siguiente.
S = Kd (m)
K=15-16 constante
S/B = 0.80
Por lo tanto si k= 15
S=0.68 Usando las formulas practicas se determina que: B=0.52 esto varía de
acuerdo al tipo de roca.
B=0.65m
𝐵𝐶 = 𝐵 − 𝐻 sinβ −𝐹
𝐵𝐶 = 0.41 𝑚
78
Concentración de carga
Concentración mínima de carga en la voladura controlada.
q = 90 d2
q = 0.18 kg/m
Por lo tanto, se debe usar cartuchos de diámetro 28mm x 200mm. Que
tienen una concentración de carga de 0.68 kg/m
Numero de taladros
Nt = 3.660.52⁄ + 2 = 9 Taladros
En la práctica se observa que 9 cartuchos de 65 % no dan buen resultado es
por eso que se suele utilizar entre 13 y 14.
4.2. Análisis e Interpretación de la Información
Aplicando el Modelo Matemático de Holmberg para mejorar la perforacion y voladura en
la Cía., Minera Lincuna S.A, en la Zona Caridad, se deduce a que en el lugar de estudio no
existen rocas metamórficas, allí se encuentran tres tipos de estructuras que son (fallas,
pliegues y estructuras circulares).
Principalmente la mineralización es de plata – plomo – zinc – cobre, con galena argentífera,
esfalerita, calcopirita, jamesonita, tetraedrita, etc., con promedios de reserva probado cuyas
leyes son: Ag Onz/TM = 4.28, % Pb = 1.33 % y Zn = 1.42 y como ganga tiene cuarzo,
sílice, pirita, arsenopirita, calcita.
Los bloques de mineral probados en la Zona Caridad están en menos de 20 m., de longitud
( 10 m. , de altura), hasta más de 300 m. de longitud con una altura de 60 m.
En la Zona Caridad, se realizó una perforación diamantina de 4030 m., de longitud, cuyo
costo es de: $ 282,100; el tipo de roca encajonante y el block mineralizante es de tipo <=
Regular IIIB (RMR = 41-50).
79
En la Zona de Caridad el método de explotación por almacenamiento provisional fue
"Shrinkage", el corte del mineral incrementa el volumen en más o menos 30 a 40 %;
por lo que para conservar la distancia del piso al techo es necesario extraer el exceso
de mineral para continuar con el ciclo siguiente; esto implica que un 60 a 65 % de
mineral queda en el tajeo hasta que este haya alcanzado toda su altura útil.
La secuencia de minado fue con el propósito de incrementar el volumen de mineral roto,
elevar la eficiencia y rendimiento del personal, se ha diseñado tajeos de 50 m de longitud,
puente de 6 pies, altura de sub-nivel 3 m., los puntos de extracción son ubicados cada 5
m., cuya sección es de 1.2 x 1.2 de long. x 6 mts, uno respecto de otro.
En cuanto a la perforación y preparación se consideró los siguientes procesos:
Limpiar bien el taladro con cucharilla y/o soplete.
La superficie de la punta del atacador debe ser lisa, convexa y de mayor
diámetro.
El cebado debe ser centrado no introducir el fulminante hasta la mitad del
cartucho.
Colocar los cartuchos una detrás de otra hasta que se peguen o se unan entre ellas
y atacar cada levemente cada dos o tres cartuchos y confinar todos los cartuchos
al final, para que exista continuidad de carga.
Para facilitar el acoplamiento entre cartuchos se puede hacer uno ó dos orificios
en el cartucho para que acople al cartucho que le sigue.
Usar tacos de arcilla en todos los taladros para disminuir las vibraciones por
golpe de aire.
El cebo debe introducirse al fondo del taladro en dirección a la boca del taladro.
En taladros sobre cabeza cada dos cartuchos de emulsión picar 2 huecos cortos
para que al momento de introducir los cartuchos éste se adhiera al taladro se
confine y acople.
No tarjar los cartuchos.
Al momento de atacar el explosivo no es necesario reventar el plástico,
80
solamente acoplar y atacar al final.
Paralelismo y distancia adecuada es importante para evitar el efecto de presión de
muerte o congelamiento.
El método de diseño consistió en enfocarse en geo mecánica, con el objetivo de conocer a
fondo las condición y situación natural de la roca, luego se elige el explosivo,
posteriormente se calculan los índices y factores de voladura y finalmente se hace el diseño
de voladura calculando el burden y espaciamiento haciendo una distribución de taladros
según el modelo Matemático de Holmberg,
Luego de aplicar el método de Holmberg implicando mayor cantidad de variables se puede
ver que hay una disminución en las fallas de voladura, sobre todo en el caso de tiros
cortados, anillados y taqueos que son los más comunes.
Para la limpieza se emplearan equipos diesel (minería trackless) que permitieron alcanzar
una mayor productividad en el desarrollo de las actividades mineras, los equipos fueron de
siguientes capacidades: 08 Scoops Caterpillar R1300G de 4,2 yd³, 01 Scoop R1600G de 6,0
yd³, 01 Scoop LH-310 de 4,2 yd³ y 01 Scoop LH-410 de 6,0 yd³, 02 Scoops Wagner 2,2
yd³, 02 Scoop Wagner 3,5 yd³ y 01 Scoop Yarvis 01 yd³, para luego realizar la acumulación
o el carguío directo hacia los volquetes para la extracción del material y/o mineral.
Luego de aplicar el método de Holmberg implicando mayor cantidad de variables se puede
ver que hay una disminución en las fallas de voladura, sobre todo en el caso de tiros
cortados, anillados y taqueos que son los más comunes.
4.3. Discusión de los Resultados
En la Zona de Caridad el método de explotación fue "Shrinkage", lo cual tuvo muchas
deficiencias en cuanto a la extracción del mineral y materiales de desarrollo, porque no se
aplicó ningún método en cuanto al diseño de mallas de perforación y voladura.
81
Con el diseño de los parámetros de perforación y voladura según holmberg, se establece
de una cara libre, para hacer los cálculos como: la carga explosiva y el Burden de acuerdo
a Holmberg, se realizan los cálculos de cut o corte en los cuadrantes, cálculo de arrastres,
cálculo de taladros de contorno (piso}, cálculo de taladros de contorno {paredes) y cálculo
de zonas de tajeo (stoping).
Con la aplicación del modelo matemático de holmberg, se mejoró la perforación y
voladura en la Zona Caridad, obteniéndose los siguientes resultados:
Tipo de roca regular: III A.
RMR: 51 – 60.
Eficiencia de voladura: 91 %.
Angulo de buzamiento en rango de 35º
Longitud: 28.28 m., inclinado
Avance por disparo: 3.10 m.
Factor de carga: 1. 71 kg explosivo/m³.
Factor de avance: 22.55 Kg/m.
Longitud de barra: 12 pies.
Nº de taladros: 13 – 14.
4.4. Aportes del Tesista.
Con la Tesis desarrollada en la Cía., Minera Lincuna S.A, se llegó a mejorar y optimizar la
granulometría, siendo anterior a la Investigación una granulometría de 80 cm., y después de
desarrollar el trabajo de Investigación aplicando el Modelo Matemático de Holmberg se
determinó a una granulometría de 20 cm, lo cual está demostrado que también se hizo la
optimización.
82
CAPITULO V
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1. Conclusiones
1. Las condiciones geo mecánicas realizadas para este tipo de roca son: Tipo de roca
regular: III A, RMR: 51 – 60.
2. Se mejoró la eficiencia de la voladura que se realiza en la Zona Caridad de la Mina
Lincuna, mediante una óptima distribución de la energía en el macizo rocoso que llega
a una eficiencia de la voladura de 91 % que equivale a un avance de 3.10 m., promedio
por disparo.
3. La aplicación de la perforación y voladura controlada de pre corte y el uso adecuado de
explosivos en la Zona Caridad, ha permitido controlar y reducir la sobre excavación a
7.92 % del promedio por disparo.
4. El uso del modelo Matemático de Holmberg permitió a mejorar el factor de avance que
inicialmente era de 24.83 Kg/m a 22.55 Kg/m.
83
5. Con el diseño de la malla de perforación y voladura mediante el Modelo matemático de
Holmberg con un diámetro de perforación de 45 mm y una sección de 12.25 m², se
obtiene un factor de carga de 1. 71 kg explosivo/m³, lo cual indica que este parámetro
representa una buena eficiencia de voladura.
5.2. Recomendaciones.
1. Para la operación unitaria de perforación y voladura en frentes de avance debe
implementarse el uso de la malla de perforación diseñado mediante el algoritmo de
holmberg por haber demostrado una buena eficiencia en la voladura.
2. El paralelismo en la perforación es un factor muy importante para realizar una buena
voladura, por lo tanto se recomienda el uso de cuatro guiadores de 2 metros de longitud
en la perforación.
3. Para tener una eficiente perforación el personal debe ser entrenado y la maquinaria que
se va a utilizar debe estar en buenas condiciones y de esa manera evitar el error de
perforación para alcanzar la eficiencia requerida en la voladura.
4. Para realizar una buena perforación y mantener la sección de la labor se debe realizar el
pintado de la malla de perforación de acuerdo a parámetros del diseño realizado.
5. Para seguir reduciendo la longitud del taqueado en los disparos, se debe reducir los
errores de perforación, con el uso de guiadores se reduce el error en la desviación
angular y con un buen pintado de la malla de perforación se evita los errores de
emboquillado siendo estos factores directos para la reducción de los errores de
perforación.
84
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. Agreda C. (1996). “Operaciones Mineras Unitarias de Perforación y Voladura de
rocas”.
2. Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno (2003). "Manual de perforación y
voladura de rocas", Edición Arias Montano.
3. Crúzate R. Fredy (2002). “Informe de Voladura Controlada de la Empresa de
Explosivos FAMESA S.A.”
4. Cumins, Arthur B, (1990). “Manual de Ingeniería Minera de la Sociedad de
Ingenieros Mineros, SME” 2da Edición, New York- Estados Unidos Society of.
Mining Engineers,
5. Exsa SA. (2011). Manual práctico de voladura. Lima- Perú.
6. EXSA, (2005). “Manual Práctico de Voladura”, 4ta Edición. Lima-Perú.
7. FARNESA- Explosivos y Accesorios para Voladura en Minería. (s.f.).
8. Instituto Tecnológico Geominero de España. (1994). Manual de perforación y
voladura de rocas. Madrid.
9. International Society of Explosives Enginners (2008). Manual del especialista en
voladura.
10. Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Diseño de Mallas de Perforación y Voladura
Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de Influencia del año (1998).
11. Rune Gustafsson, Técnica Sueca de Voladura (1997).
12. Santana Orellana, Leonard Eliel. (204), Tesis “Diseño de Malla para Perforación y
Voladura de Frentes Utilizando Modelo Matemático de Holmberg e índice de
Volabilidad de Lylli” para optar el título Profesional de Ingeniero de Minas.
85
ANEXOS
86
87
ANEXO 02: VISTA 3D – MINA HÉRCULES – COTURCAN – COTURCAN ALTO-CARIDAD
CÍA. MINERA LINCUNA S.A.
88
ANEXO 03: MÉTODO DE MINADO, CORTE Y RELLENO ASCENDENTE EN
BREASTING – MINA.
89
ANEXO 04: MÉTODO DE MINADO CORTE Y RELLENO ASCENDENTE EN REALCE – MINA
90
ANEXO 05: MÉTODO DE MINADO SHIRINKAGE – MINA – CARIDAD.
91
ANEXO 06: ANEXO VISTA EN PLANTA (VETAS) – CIA MINERA LINCUNA.
92
ANEXO 07: DISTRIBUCIÓN DE CARGA CON EMULSION.
CON EMULSION
Factor de Potencia (Kg/Tn) 0.62
Factor de Carga (Kg/m3) 1.87
Factor de Avance (Kg/m) 24.83
DISTRIBUCION DE TALADROSNª Tal
Perf.
Nª Tal.
CargadosCart/Tal Anfo (Kg)
Emulex 65
1 1/8" x 8"
Emulex 80
1 1/4" X 82
Pentacord
(m)Fanel MS Fanel LP
Carmex
(Und)
Mecha
Rapida (m)
Alivio 3 - - - - -
Arranque 4 4 14 - - 56 - 4 -
1era Ayuda 4 4 14 - - 56 - - 4
2da Ayuda 4 4 14 - - 56 - - 4
Ayuda Corona 2 2 13 - - 26 - - 2
Corona 5 5 12 - 60 0 - - 5
Cuadradores 6 6 14 - - 84 - - 6
Ayuda Arratres 2 2 13 - - 26 - - 2
Arrastres 5 5 13 - - 65 - - 5
TOTAL 35 32 - 60 369 - 4 28 2 0.2
Carga Total de Explosivo (Kg) 8.4 64.21
Explosivos Accesorios
2 0.2
72.61
DISTRIBUCION DE CARGA - SECCION 3.5 X 3.5 ROCA REGULAR
93
ANEXO 08: DISTRIBUCIÓN DE CARGA CON ANFO.
CON ANFO
Factor de Potencia (Kg/Tn) 0.81
Factor de Carga (Kg/m3) 2.43
Factor de Avance (Kg/m) 32.38
DISTRIBUCION DE TALADROSNª Tal
Perf.
Nª Tal.
CargadosKg/ Tal Anfo (Kg)
Emulex 65
1 1/8" x 8"
Emulex 80
1 1/4" X 82
Pentacord
(m)Fanel MS Fanel LP
Carmex
(Und)
Mecha
Rapida (m)
Alivio 3 0 - - - -
Arranque 4 4 4.06 16.24 - 4 - 4 -
1era Ayuda 4 4 4.06 16.24 - 4 - - 4
2da Ayuda 4 4 3.65 14.6 - 4 - - 4
Ayuda Corona 2 2 2.84 5.68 - 2 - - 2
Corona 5 5 0 0 60 0 - - 5
Cuadradores 6 6 2.43 14.58 - 6 - - 6
Ayuda Arratres 2 2 2.84 5.68 - 2 - - 2
Arrastres 5 5 0 0 - 65 - - 5
TOTAL 35 32 60 87 - 4 28 2 0.2
Carga Total de Explosivo (Kg) 73.02 8.4 15.14
Explosivos Accesorios
2 0.2
96.56
94
95
ANEXO 10: DISTRIBUCIÓN DE CARGA - SEGÚN HOLMBERG
Sección: 3.5 m x 3.5 m 3.66 m
Clasificación geomecánica Buena RMR: 51-60 3.4 m / disparo
Diámetro del taladro pulg. 1.77 37
Densidad del Anfo confinado gr/cm30.9 34
Cantidad de carga por metro kg/m 1.43 3
4.0 pulg
Densidad desmonte: 3 t / m3
Volumen desmonte: 41.0 m3
Tonelaje desmonte: 123.0 ton
3.1 m
Densidad mineral: 3.0 t / m3 91%
Volumen mineral: 41.0 m3
Tonelaje mineral: 123.0 t
kg/t
kg / m
kg / m3
N° de taladros cargados
a) PARÁMETROS TÉCNICOS: b) PERFORACIÓN:
Logitud de barra (12 pies)
Longitud de perforación efectiva:
Total N° de taladros
UNDDESMONTE MINERAL
N° de taladros de alivio
Diámetro de taladro de alivio
e) EFICIENCIAS:Avance por disparo
1.71 1.71
Eficiencia en voladura:
FACTOR DE VOLADURAFRENTE CIEGO FRENTE CIEGO
PARÁMETROS Y EFICIENCIAS EN PERFORACIÓN Y VOLADURA (SECCIÓN 3.5 m x 3.5 m)
Factor de potencia 0.57 0.57
Factor de carga22.58 22.58
96
Emulex 80
1 1/4x8"
Emulex 65
1 1/8x8"
Superfam
Dos
Peso
Emulex 80
Peso
Emulex 65
Superfam
Dos
Arranque 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74
1ra. Ayuda 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74
2da. Ayuda 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74
Produccion 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74
Cuadradores 4 0 14 0.0 0 7.84 0.00 0.00 7.84
Ayuda Alzas 2 14 0 0.0 4.872 0 0.00 0.00 4.87 4.87
Corona 5 0 13 0.0 0 9.1 0.00 0.00 9.10 9.10
Ayuda Arrastre 2 14 0 0.0 4.872 0 0.00 0.00 4.87 4.87
Arrastre 5 14 0 0.0 12.18 0 0.00 0.00 12.18 12.18
TOTAL 34 0.00 60.9 16.94 0.00 77.84 70.00
TOTAL
EXPLOSIVO
(kg.)
DISTRIBUCION DE CARGA
c) VOLADURA:
ITEM N° TALADROS
EXPLOSIVO X TALADRO EXPLOSIVO X UBICACIÓN
ANFO (kg) Emulex (kg)
97
ANEXO 11: DIMENSIONES DEL VOLQUETE.
98
ANEXO 12: JUMBO DD 210 - SANDVIK
99
100
ANEXO 13: JUMBO BOOMER 281 - ATLAS COPCO
101
ANEXO 14: JUMBO BOOMER 282 – ATLAS COPCO
102