tesis huancavelica minas

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE HUANCAVELICA FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS Y CIVIL ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE MINAS “EVALUACIÓN DE LA VOLADURA BASADA EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS EN LA CIA CONSORCIO MINERO HORIZONTE-U/P CULEBRILLAS” PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS PRESENTADO POR: BACH. LLANCO SEDANO, James Humberto. BACH. SICUS QUISPE, Yasser Rivelinho. ASESOR: MSc. Ing. GUZMAN IBAÑEZ, Cesar Salvador. Huancavelica, Enero de 2012.

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1

UNIVERSIDAD NACIONAL DE HUANCAVELICA

FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS Y CIVIL

ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE MINAS

“EVALUACIÓN DE LA VOLADURA BASADA EN LAS CLASIFICACIONES

GEOMECÁNICAS EN LA CIA CONSORCIO MINERO HORIZONTE-U/P CULEBRILLAS”

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

PRESENTADO POR:

BACH. LLANCO SEDANO, James Humberto.

BACH. SICUS QUISPE, Yasser Rivelinho.

ASESOR: MSc. Ing. GUZMAN IBAÑEZ, Cesar Salvador.

Huancavelica, Enero de 2012.

2

DEDICATORIA:

A nuestros queridos padres, por ser fuente

y motivación en nuestros quehaceres diarios y por

su apoyo incondicional y desinteresado.

James y Yasser.

ii

3

AGRADECIMIENTOS

A Dios, por todo lo que somos.

Al personal directivo, jerárquico, docente y administrativo de la Facultad de

Ingeniería Minas-Civil de la Universidad Nacional de Huancavelica, sede Lircay.

A mis nuestros familiares, principalmente a nuestros padres, por su apoyo en bien

de nuestra formación personal y profesional.

Al Ing. Rodrigo, Huamancaja Espinoza y Dr. Dulio Oseda Gago, por su invalorable

apoyo.

Y finalmente al Señor Asesor Ing. Guzmán Ibáñez, Cesar Salvador, por su tiempo y

dedicación en la consecución de la presente investigación.

iii

4

ÍNDICE

Pág.

Dedicatoria ii

Agradecimientos iii

Índice iv

Introducción viii

Resumen x

Capítulo I:

PROBLEMA

1.1. Planteamiento del problema 11

1.2. Formulación del problema 11

1.3. Objetivo general y específicos 12

1.4. Justificación 12

Capítulo II:

MARCO TEÓRICO

2.1. Antecedentes 14

2.2. Consideraciones geomecánicas para diseñar la voladura 15

2.2.1. Clasificación geomecánicas de Protodyakonov 15

2.2.2. Clasificación geomecánicas de Bieniawski 15

2.2.3. Uso de las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso para la

estimación del GSI 22

2.3. Caracterización del macizo rocos para el diseño de voladura 26

2.3.1. Factor e volabilidad de Borquez (1981) 26

2.3.2. Propuesta de la compañía ”Steffen Robertson and Kirsten ltd” 27

2.3.3. Volumetric joint count “Jv” y la ecuación de Palsmtrom 27

2.3.4. Propuesta de Ashby (1977) 28

2.3.5. Índice de volabilidad de Lilly (1986-1992) 29

2.3.6. Impedancia y sísmica de refracción 31

iv

5

2.4. Diseño y cálculo de voladura en galerías y túneles (Metodología sueca) 32

2.4.1. Sistemas de avance 32

2.4.2. Esquemas de voladura 32

2.4.3. Tipos de arranque con taladros paralelos 34

2.5. Calculo de voladura 38

2.5.1. Avance por disparo 38

2.5.2. Arranque y corte de cuatro secciones 39

2.5.3. Diseño de arrastres 43

2.5.4. Diseño de núcleo 44

2.5.5. Diseño de contorno 45

2.6. Factor de seguridad “FS” 46

2.6.1. Determinación del factor de seguridad en voladura subterránea 46

2.6.2. Análisis de fragmentación 47

2.6.3. El modelo Kuz-Ram 47

2.7. Las condiciones geológicas y sus efectos en la voladura 48

2.7.1. Estratificación o bandeamiento 48

2.7.2. Esquistosidad 48

2.7.3. Fractura 49

2.7.4. Fallas 49

2.7.5. Contactos 49

2.7.6. Pocas estructuras o estructuras ampliamente separadas 49

2.7.7. Estructuras apretadas 50

2.7.8. Estratificación plana u horizontal 50

2.7.9. Estructuras en trabajos subterráneos 51

2.8. Principales criterios para seleccionar explosivos 53

2.8.1. Propiedades geomecánicas 53

2.8.2. Rocas masivas resistentes 53

2.8.3. Rocas muy fisuradas 53

2.8.4. Rocas formadas por bloques 53

2.8.5. Rocas porosas 54

2.8.6. Volumen de roca a volar 534

v

6

2.8.7. Condiciones atmosféricas 55

2.8.8. Presencia de agua 55

2.8.9. Humos 55

2.8.10 Transmisión o simpatía 56

2.8.11. Vibraciones 56

2.9. Hipótesis 56

2.9.1. Hipótesis general 56

2.9.2. hipótesis específicos 56

2.10. Definición de términos 57

2.11. Identificación de variables 58

2.11.1. Variable independiente 58

2.11.2. Variable dependiente 58

2.12. Definición operativa de variables e indicadores 58

Capítulo III:

METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN

3.1. Ámbito de estudio 60

3.2. Tipo de investigación 60

3.3. Nivel de investigación 60

3.4. Método de investigación 60

3.4.1. Método general 60

3.4.2. Método especifico 61

3.5. Diseño de Investigación 61

3.6. Población y muestra 61

3.6.1. La población 61

3.6.2. Muestra 61

3.7. Técnicas e instrumentos de recolección de datos 62

3.7.1. Técnicas 62

3.7.2. Los instrumentos 62

3.8. Procedimientos de recolección de datos 62

vi

7

3.9. Técnicas de procesamiento y análisis de datos 62

Capítulo IV:

RESULTADOS

4.1. Análisis de cálculos 64

4.1.1. RMR (Rock Mass Rating) 64

4.1.2. Índice de calidad de la masa rocosa (Q) 66

4.1.3. Relaciones entre RMR y GSI 67

4.2. Adaptación de los índices GSI, RMR y RQD en la ecuación de Ashby para

calcular el consumo especifico de explosivo 68

4.3. Análisis y operacionalización de constantes, índices y factores de voladura 70

4.4. Aplicación del método en la U/P Culebrillas-CHM 71

4.4.1. Breve descripción del crucero 71

4.4.2. Diseño de arranque 73

4.4.3. Diseño de las cuatro secciones del arranque o corte 78

4.5. Análisis de datos del control de las voladuras realizadas por mes 81

4.6. Prueba de hipótesis 83

4.6.1. Planteamiento de Hipótesis 83

4.6.2. Nivel se significancia o riesgo 84

4.6.3. Calculo estadístico de prueba 85

4.6.4. Decisión estadística 85

4.6.5. Conclusión estadística 86

Conclusiones 87

Recomendaciones 88

Referencias bibliográficas (Modelo Vancouver). 89

Anexos 93

vii

8

INTRODUCCIÓN

En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas de las rocas,

(entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía y los rasgos estructurales del

macizo rocoso, juegan un papel importante pues determinan la geometría de la voladura, el

consumo específico y la regulación de los tiempos de retardo tanto en voladuras a cielo

abierto como subterráneas.

Los elementos básicos de geología que tienen incidencia en la perforación y voladura son:

1) las características físicas y mecánicas de las rocas que conforman el macizo rocoso, 2) la

estratigrafía, esto es, la presencia de estratos menos resistentes, y eventualmente más

delgados, y presencia de cavidades y 3) los rasgos estructurales, esto es, la presencia de

planos de estratificación, diaclasas principales y secundarias, en lo que tiene que ver

fundamentalmente con sus actitudes.

Otro parámetro que debe tenerse en cuenta en un diseño racional, está obviamente,

asociado con los objetivos de la voladura; este otro actor puede conllevar a modificar los

diseños en virtud a favorecer la granulometría a lograr, así como a evitar la dilución del

material a remover.

El principio de una buena voladura se fundamenta en un buen diseño de la malla y

supervisión al proceso de perforación.

Para su mayor comprensión, la presente investigación se ha dividido en 4 capítulos los

cuales son los siguientes:

El Capítulo I, que trata sobre el problema de investigación; en donde se visualiza el

planteamiento y formulación del problema, la justificación, los respectivos objetivos de

investigación, seguido de la justificación e importancia.

El Capítulo II, del marco teórico conceptual de la investigación; donde se aprecia primero los

antecedentes y luego la información teórica relevante sobre las variables de estudio, es

decir sobre la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas, sustentado en teorías y

viii

9

bibliografía actualizada y finalmente los definición de términos básicos utilizados en la

investigación, seguido de la hipótesis y el sistema de variables.

El Capítulo III, del marco metodológico, en el cual se detalla el tipo, nivel método y diseño

de investigación, además de las técnicas de recolección de datos y el procesamiento de

información.

El Capítulo IV, de los resultados; donde se detalla los pormenores del análisis y

procesamiento de la información tanto del pre test como del post test, seguido de la prueba

de hipótesis.

Al final se complementa con las conclusiones, recomendaciones, referencias bibliográficas

según el estilo Vancouver, y los respectivos anexos del presente trabajo de investigación.

Los autores.

ix

10

RESUMEN

La siguiente investigación está basada en los principios de “blastability” de Kaushik Dey &

Phalguni Sen (India escuela de minas). Este principio nos habla de cuan fácil o difícil es romper la

roca, y ello está directamente ligado a la calidad del macizo rocoso. Como vemos, en la

actualidad, la clasificación moderna del macizo es según la tabla de GSI MODIFICADO, además

no hay mejor manera de interpretar el grado de fracturamiento del macizo, que empleando la

clasificación de RQD.

La mina piloto donde se recolecta datos de campo para las pruebas de esta investigación es: CIA.

Consorcio Minero Horizonte. Ubicado en Perú, departamento de la Libertad, provincia de Pataz y

distrito de Parcoy. La investigación consiste en modificar la ecuación de Ashby 1977. En términos

de GSI y RQD, esta ecuación nos dará directamente el consumo específico de explosivo

expresado en “kg/m3”. Luego se hace un análisis del cuadro presentado por Sanchidrián et al.

(2002) quien calibró la constante de roca para diferentes tipos de roca y encontró una relación

lineal con el consumo específico de explosivo (technical powder factor). Además de ello encuentra

una relación con el factor de roca “A” de Cunningham.

En este trabajo se ha tomado la metodología sueca de Roger Holmberg, para diseño de frentes,

por ser este método más aceptado en el campo de excavación de túneles y frentes subterráneos,

además involucra dos variables muy importantes que son: la constante de roca “c” el cual es

calculado según el consumo específico de explosivo y este último a partir de la ecuación de Ashby

modificado y el otro variable es la potencia relativa en peso del explosivo (RWS) , pues el explosivo

se selecciona según un criterio detallado en la presente investigación en el cual se destaca las

condiciones geomecánicas del macizo rocoso.

Para concluir se hace una programación en Excel para una rápida toma de decisiones al

momento de diseñar la voladura.

x

11

CAPÍTULO I

PROBLEMA

1.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

La voladura es una operación elemental en la actividad minera y su diseño está

basado en diversos modelos matemáticos planteados hasta hoy, pero aun hoy en día

las fallas en la voladura es un desafío que todos los mineros queremos superar, en Cia

Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas por mes se registra un promedio de 06 tiros

soplados, 4 tiros cortados, 2 tiros anillados, 07 casos de taqueo y además de los tajos y

labores criticas sollamados. A pesar que se tiene un área de voladura con

profesionales competentes. En vista que la mina Consorcio Minero Horizonte trabaja

con un diseño de voladura basado en el RMR. Pero esto solo de manera empírica, sin

ninguna ecuación matemática que involucre la calidad de roca cuantificado como

variable.

1.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA

1.2.1 Problema general

¿En qué medida influirá la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas en

la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas?

1.2.2 Problema específico

a. ¿Se tomará en cuenta realmente las condiciones geomecánicas hoy en día para

diseñar la voladura?

b. ¿De qué forma se puede involucrar las variables geomecánicas en las

ecuaciones de diseño de voladura?

12

c. ¿Qué tan necesario es involucrar las variables de las clasificaciones

geomecánicas en un diseño de voladura?

1.3 OBJETIVO: GENERAL Y ESPECIFICOS

1.3.1 Objetivo general

Determinar la influencia de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas

en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas.

1.3.2 Objetivos específicos:

a. Tomar en cuenta las clasificaciones geomecánicas para diseñar las voladuras

haciendo una evaluación genérica del manejo del área de voladura y

geomecánica en la CIA CMH-U/P Culebrillas.

b. Demostrar que si se puede involucrar la variable geomecánica (RMR, GSI O

RQD) en las ecuaciones de diseño de voladura.

c. Aplicar las variables de las clasificaciones geomecánicas para un buen diseño

de la voladura.

1.4 JUSTIFICACION DEL PROBLEMA

La investigación y la evaluación del manejo de voladura nos permitirá conocer a

fondo las buenas y malas prácticas en la mina consorcio minero horizonte, y a partir

de ello mejorar la situación.

La voladura en la minería juega un papel muy importante porque es la forma en

que podemos nosotros aperturas labores de acceso hacia un yacimiento económico

y explotarlas. Se sabe que toda organización busca optimizar al máximo todas sus

actividades y en eso consiste este trabajo. El reducir en un 50% las fallas en la

voladura ya sería un logro muy importante.

En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas de las

rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía y los rasgos

13

estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante pues a base de ello

sabremos la energía necesaria para romper dicho macizo.

En la actualidad no hay un método práctico para diseñar una malla de perforación y

voladura subterránea que involucre la variable “calidad del macizo rocoso”

claramente, para el diseño de galerías, rampas, túneles, etc.

Hay solamente 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:

La teoría de la Comminución; para diseño de malla en rampas.

Métodos empíricos, que calculan número de taladros.

14

CAPITULO II

MARCO TEORICO

2.1 ANTECEDENTES

2.1.1. A nivel internacional:

a) La investigación de Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas) en los

principios de “blastability” en el año (1979). Cuyo principal objetivo es la

fragmentación por las voladuras y conseguir un tamaño adecuado que se ajusten a

nuestras necesidades, así mismo buscar un factor de explosión específico para

reducir al mínimo el costo de la minería en general, aproximándonos a un buen

resultado utilizando parámetros geomecánicos, un buen diseño y explosivos

adecuados (1).

b) Investigación de Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Ing. De Minas en el Diseño de Mallas

de Perforación y Voladura Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de

Influencia del año (1998), realizado para ejecutar diseños óptimos sin la necesidad de

realizar muchas pruebas de campo, y en donde el objetivo es diseñar mallas de

perforación y voladura subterránea, aplicando un modelo matemático de áreas de

influencia y pronosticar el análisis de la fragmentación para determinar si es el óptimo

(2).

2.1.2. A nivel nacional:

a) UNCP - Huancayo (2008): Marcañaupa Curo, Rodolfo, la investigación titulada:

“Perforación y voladura Basada en el RMR”, Compañía de Minera Aurífera Retamas”

(3).

15

2.2 CONSIDERACIONES GEOMECÁNICAS PARA DISEÑAR LA VOLADURA

2.2.1 Clasificación geomecánica de Protodyakonov

Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008). Mediante esta clasificación geomecánica se

define la calidad del macizo rocoso, por medio de un parámetro “f”, que es el coeficiente de

resistencia (4).

Cuadro N° 01

CATEGORIA DESCRIPCION "f"

Excepcional Cuarcita, Basalto y rocas de resistencia excepcional 20

Alta resistencia Granito, areniscas silíceas y calizas muy competentes 15 - 20

Resistencia media Calizas, granito algo alterado y areniscas

Areniscas medias y Pizarras

Lutitas, areniscas flojas y conglomerados friables

Lutitas, esquistos y margas compactas

8-6

5

4

3

Resistencia baja Calizas, lutitas blandas, margas, areniscas friables,

Gravas, bolos cementados

Lutitas fisuradas y rotas, gravas compactas y arcillas

Preconsolidas

2

1.5

Fuente: Manual de geomecánica Carlos Arturo Pérez Macavilca.

El coeficiente “f” está definido por la siguiente fórmula matemática:

(Ecu. 2.1)

Siendo:

= La resistencia a Compresión Simple de la roca expresada en MPa.

2.2.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski

Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008) el RMR es una clasificación geomecánica, en

la que se tienen en cuenta los siguientes parámetros del macizo rocoso:

Resistencia Compresiva de la roca.

16

Índice de la Calidad de la Roca - RQD.

Espaciamiento de Juntas.

Condición de Juntas.

Presencia de Agua.

Corrección por orientación.

Estos factores se cuantifican mediante una serie de parámetros definiéndose unos valores

para dichos parámetros, cuya suma, en cada caso nos da el índice de Calidad del RMR que

varía entre 0 – 100. (5)

Los objetivos de esta clasificación son:

Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso.

Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga.

Proporcionar una buena base de entendimiento de las características del macizo

rocoso.

Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca, proporcionando datos

cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería.

Cuadro Nº 02

Fuente: “Engineering Rock Mass Classifications”, Bieniawski, Z. T.

Se clasifican las rocas en 5 categorías. En cada categoría se estiman los valores de la

cohesión y el ángulo de fricción interna del macizo rocoso (Cuadro Nº02). A continuación se

definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en la clasificación.

17

2.2.2.1 Resistencia compresiva de la roca

Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008) la resistencia compresiva “ ” de una roca se

puede determinar por tres procedimientos. (6)

Primer procedimiento

Estimación de la Resistencia Compresiva mediante el martillo Schmidt de

Dureza.

Segundo procedimiento

Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de Carga

Puntual “Franklin”.

Tercer procedimiento

Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de

Compresión Simple y/o Uniaxial.

2.2.2.2 índice de la calidad de la roca – RQD

Según Bieniawski, Z. T. (1989) Para determinar el RQD (Rock Quality Designation) en el

campo y /o zona de estudio de una operación minera, existen hoy en día tres

procedimientos de cálculo. (7)

Primer procedimiento

Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigo mayores

que 10 cm en el intervalo de testigo de 1.5 m.

(Ecu. 2.2)

Segundo procedimiento

Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro

lineal, determinadas al realiza r el levantamiento litológico-estructural (Detail

line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera.

Fórmula matemática:

(Ecu. 2.3)

18

Siendo:

(Ecu. 2.4)

Tercer procedimiento

Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro cúbico,

determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural (Detail line) en el

área y/o zona predeterminada de la operación minera.

Fórmula matemática de Palmstrom:

(Ecu. 2.5)

Siendo:

Jv = Número de fisuras por metro cúbico.

2.2.2.3 Espaciamiento de juntas

Según Bieniawski, Z. T. (1989) Se ha comprobado que el espaciamiento de juntas tiene

gran influencia sobre la estructura del macizo rocoso. La resistencia del macizo rocoso va

disminuyendo según va aumentando el número de juntas, siendo el espaciado de las juntas

el factor más influyente en esta disminución de resistencia.

Así resulta que un material rocoso de alta resistencia de 100 a 200 MPa, que esté muy

fracturado con un espaciamiento de juntas de 5 cm, corresponde a un macizo rocoso débil.

A continuación se presenta la clasificación de Deere de los macizos rocosos.

En lo referente al espaciamiento de juntas, que es la que recomienda utilizar en la

clasificación geomecánica de Bieniawski. (8)

19

Cuadro N° 03

DESCRIPCIÓN

ESPACIAMIENTO ESPACIO DE JUNTAS TIPO MACIZO ROCOSO

Muy ancho

Ancho

Moderadamente

Cerrado

Muy cerrado

> 3 m

1 - 3 m

0.3 - 1 m

50 - 300 mm

< 50 mm

Sólido

Masivo

En bloques

Fracturado

machacado

Fuente: “Engineering Rock Mass Classifications”, Bieniawski, Z. T.

2.2.2.4 Condición de juntas

En este apartado se tienen en cuenta los siguientes parámetros:

Apertura.

Tamaño.

Rugosidad.

Dureza de los labios de la discontinuidad.

Relleno.

a. Apertura

La apertura de las juntas es un criterio para descripción cuantitativa de un macizo rocoso. La clasificación de Bieniawski es la siguiente:

Cuadro N° 04

Descripción Separación

Abierta > 5 mm

Moderadamente abierta 1 - 5 mm

Cerrada 0.1 – 1 mm

Muy cerrada < 0.1

Fuente: “Engineering Rock Mass Classifications”, Bieniawski, Z. T.

b. Tamaño

El tamaño de las juntas influye en la importancia que el material rocoso y la separación

de las juntas tienen en el comportamiento del macizo rocoso.

20

c. Rugosidad

En esta clasificación se establecen 5 categorías de rugosidad: muy rugosa, rugosa,

ligeramente rugosa, suave y espejo de falla.

d. Dureza de los labios de la discontinuidad

Se consideran 3 categorías de dureza: dura, media y blanda.

e. Relleno

Se define por su espesor, tipo de material, consistencia y continuidad.

2.2.2.5 Presencia de agua

El efecto del agua tiene especial importancia en los macizos rocosos diaclasados. Se tendrá

en cuenta el flujo agua en el macizo rocoso. El criterio que se utilizará será el siguiente:

completamente seco, húmedo, agua a presión moderada y agua a presión fuerte.

2.2.2.6 Corrección por orientación

A la hora de considerar los efectos de la orientación de las discontinuidades para la

clasificación del macizo rocoso, con vistas a la construcción de una excavación subterránea

y una labor minera superficial, es suficiente considerar si las orientaciones del rumbo y del

buzamiento son más o menos favorables con relación a la labor minera que se va ejecutar.

Bieniawski ha propuesto la siguiente clasificación:

Cuadro N° 05

RUMBO PERPENDICULAR AL EJE

RUMBO PARALELO AL EJE DEL TÚNEL

BUZAMIENTO

0 – 20°

(independiente del rumbo)

Dirección según

buzamiento

Dirección contra

buzamiento

Buzamiento 45 – 90°

Buzamiento 20 – 45°

Buzamiento 45 – 90°

Buzamiento 20 – 45°

Buzamiento 45 – 90°

Buzamiento 20 – 45°

Muy favorable

Favorable

Regular

Desfavorable

Muy desfavorable

Regular Desfavorable

0 -2 -5 -10 -12 0 -2

Fuente: “Engineering Rock Mass Classifications”, Bieniawski, Z. T.

Esta clasificación no es aplicable a rocas expansivas fluyentes.

21

Figura Nº 01

Tabla de Bieniawski 89

Fuente: Área de geomecánica CMH

El RMR permite la obtención de la cohesión y ángulo de fricción, parámetros resistentes del

criterio de Mohr-Coulomb. En las siguientes ecuaciones se muestran las relaciones entre

RMR y los parámetros resistentes.

(Ecu. 2.6)

(Ecu. 2.7)

Donde c es la cohesión y Ф es el ángulo de fricción.

22

2.2.3 Uso de las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso para la estimación

del GSI

Según Hoek and Brown (1980), propusieron utilizar para la estimación de las constantes del

material: m y s, las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski (1974) y de Barton (1974),

sin embargo, hay un problema potencial en el uso de estos sistemas de clasificación

geomecánica, de tomar en cuenta doblemente algún factor. A fin de minimizar estos

problemas potenciales, se ofrecen las siguientes guías para la selección de parámetros

cuando se utilizan las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso como base para la

estimación de los valores m y s del criterio de falla de Hoek and Brown. (9)

2.2.3.1 Clasificación geomecánica RMR de Bieniawski de 1976

Según el artículo de Bieniawski (1976) es la referencia básica para el presente análisis. En

el cuadro Nº 9, se muestra los parámetros que se consideran para determinar la calidad del

macizo rocoso. Parte del cuadro Nº 9 de Bieniawski de 1976, que define la Clasificación

Geomecánica o valoración del macizo rocoso (RMR), los parámetros que se tomaran en

cuenta para los cálculos estarán referidos a:

Resistencia Compresiva de la roca.

RQD (Rock Quality designation).

Espaciamiento de juntas.

Condición de juntas.

Para estimar el valor de utilizando la valoración del macizo rocoso (RMR) de Bieniawski de

1976, se debe usar la Figura Nº 09, con los parámetros descritos anteriormente, asumiendo

que el macizo rocoso está completamente seco y al valor de la presencia de agua

subterránea se le debe asignar una valoración de 10, También se deberá asumir que la

orientación de juntas corresponde a una condición favorable y el valor de ajuste por

orientación de juntas será (0). La valoración final, llamada RMR76, puede luego ser utilizada

para estimar el valor de GSI.

23

Para RMR76 > 18

GSI = RMR76 (Ecu. 2.8)

Para RMR76 < 18

No se puede utilizar la Clasificación Geomecánica de Bieniawski de 1976 para estimar GSI,

en cambio se debería usar el valor de Q de Barton, Lien y Lunde. (10)

2.2.3.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989

Según la clasificación geomecánica de Bieniawski, Z. T de (1989), puede ser utilizada para

estimar el valor GSI de una manera similar a lo descrito para versión de 1976. en este caso,

se asigna un valor de 15 a la valoración del agua subterránea y de nuevo se considera

como cero (0) el ajuste por orientación de Juntas. Nótese que el valor mínimo que se puede

obtener con la clasificación geomecánica de 1989 es 23 y que, en general, esta da un valor

ligeramente más alto que la clasificación de 1976 la valorización final, llamada RMR89,

puede ser utilizada para estimar el valor de GSI.

Para RMR89 > 23

GSI = RMR89 – 5 (Ecu. 2.9)

Para RMR89 < 23

No se puede utilizar la clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989 para estimar el

valor GSI, en cambio se debería usar el valor de Q de Barton, Lien y Lunde. (11)

2.2.3.3 Clasificación geomecánica “Q” modificada de Barton Lien y Lunde

Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), Para estimar el valor de GSI utilizando

esta clasificación geomecánica, se deben usar el RQD (Rock Quality Designation), el

número del sistema de juntas (Jn), el número de la rugosidad de las Juntas (Jr) y el número

de alteración de las Junta (Ja), exactamente como están definidas en las figuras Nº 02, 03 y

04 de Barton (1974). Para el factor de reducción por agua en juntas (Jw) y el factor de

reducción por esfuerzos (SRF), se debe utilizar un valor de 1 para ambos parámetros, lo

que equivale a condiciones secas del macizo rocoso sometido a esfuerzos medios. De aquí

24

para sustituir a partir de la ecuación Nº 2.10, el Índice de calidad Tunelera modificada (Q´)

es calculada a partir de: (12)

(Ecu. 2.10)

Este Valor de Q´ puede ser utilizado para estimar el valor GSI a partir de:

(Ecu. 2.11)

Figura Nº 02

Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.

Figura Nº 03

Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.

25

Figura Nº 04

Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.

26

2.3 CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO PARA EL DISEÑO DE VOLADURA

2.3.1 Factor de volabilidad de Borquez (1981)

Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), determina el factor de volabilidad “kv” de la

fórmula de Pearce, para el cálculo del burden a partir del RQD corregido por un coeficiente

de alteración que tiene en cuenta la resistencia de las discontinuidades en función de la

apertura de éstas y el tipo de relleno. (13)

Cuadro N° 06

Resistencia de las

discontinuidades

Factor de corrección

Alta

Media

Baja

Muy baja

1.0

0.9

0.8

0.7

Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.

Figura Nº 05

Factor de volabilidad (Kv)en funcion del indice de calidad RQDE

Fuente: Manual de perforacion y voladura- Lopez Jimeno

27

2.3.2 Propuesta de la compañía “Steffen Robertson and kirsten ltd.” (1985)

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, en el año 1985 la compañía Steffen

Robertson and kirsten ltd, lanza una manera de calcular el consumo específico de

explosivo, utilizando varios parámetros geomecánicos entre los que se encuentra el RQD,

La resistencia a la compresión simple (MPa), los ángulos de fricción interna y rugosidad de

las discontinuidades y la densidad (t/m3).

Este procedimiento es de los pocos que tiene en cuenta el efecto del diámetro de taladro

(mm) o distribución espacial del explosivo sobre el consumo específico de éste en la

voladura. (14)

Figura Nº 06

Consumo específico en función a diversos parámetros geomecánicos

Fuente: Manual de perforación y voladura – López Jimeno

2.3.3 Volumetric joint count, “JV” y la ecuación de Palsmtrom (1974)

Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), el índice“JV” suele obtenerse con

frecuencia, se define como el número de juntas por metro cúbico, obtenido al sumar las

juntas presentes por metro para cada una de las familias existentes. (15)

28

Cuadro. N°07

JV CARACTERÍSTICAS DEL MACIZO

ROCOSO

<1

1– 3

3 – 10

10– 30

>30

Bloques masivos

Bloques grandes

Bloques tamaño medio

Bloques pequeños

Bloque muy pequeños

Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.

La relación entre el índice “JV” y el RQD es de acuerdo con Palsmtrom, de la siguiente

forma:

RQD = 115 – 3.3JV para JV < 4.5, RQD = 100

Según la orientación de estas juntas, los bloque conformados in-situ presentaran diferentes

geometrías, afectando doblemente a la fragmentación de la voladura y a la dirección de

salida más útil del disparo.

Figura Nº 07

Fuente: Block size and shape, Arild Palsmtrom

2.3.4 Propuesta de Ashby (1977)

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), Ashby en el año 1977 hizo un

intento por considerar las discontinuidades estructurales en el sistema de diseño de las

29

voladuras, la ecuación relaciona la frecuencia de fracturas y la resistencia al cizallamiento

de las mismas con el consumo específico de explosivo. (16)

Figura Nº08

Correlación entre la frecuencia de fracturación y el consumo específico de explosivo

Fuente: Manual de perforación y voladura –López Jimeno

2.3.5 Índice de volabilidad de Lilly (1986 - 1992)

Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008), Lilly ha definido un índice de volabilidad “BI”

(blastability index) que se obtiene como suma de los valores representativos de cinco

parámetros geomecánicos, nos da una idea de que tan fácil o difícil es volar una roca. (17)

BI = 0.5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) (Ecu. 2.12)

Este índice se aplicó por primera vez en las minas de hierro de Pilbara, donde existen rocas

extremadamente blandas con un valor de BI = 20 y también rocas masivas muy resistentes

con un valor de BI = 100, cuya densidad es de 4 t/m3.

30

Figura Nº 09

Fuente: Manual de geomecanica-Carlos Arturo Pérez Macavilca

El ratio de la influencia de la resistencia “RSI” se estima partir de la expresión:

RSI = 0.05 (Ecu. 2.13)

Dónde: = resistencia a la compresión simple (MPa)

Los consumos específicos de explosivo “CE” o los factores de energía “FE” se calculan de

la siguiente forma:

CE (kg ANFO / m3) = 0.004 x BI (Ecu. 2.14)

FE (MJ/ton) = 0.015 x BI (Ecu. 2.15)

De las numerosas experiencias llevadas a cabo en Australia se ha llegado a la conclusión

de que el factor de roca “A” del modelo kuz-Ram de Cunninghan (1983) puede obtenerse

multiplicando “BI” por 0.12.

31

Figura Nº 10 Cálculo de “CE” Y “FE” a partir de “BI”

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

Para una roca totalmente masiva el espaciamiento entres juntas es intermedio y con una

resistencia a compresión de 140 a 230Mpa, vemos que los rangos de factor de carga se

mueve entre: 0.25 y 0.3 kg/ton de ANFO, dicho explosivo tiene un densidad de 0.8gr/cm3,

sin embargo con el uso de ANFO pesado estos factores de carga se van a un rango más

elevado de 0.46 – 0.56 kg/ton.

2.3.6 Impedancia y sísmica de refracción

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), las primeras aplicaciones de la

sísmica de refracción al diseño de voladuras fueron llevadas a cabo por Broadbent (1974),

Heynen y Dimock (1976), que relacionaron el consumo específico de explosivo con la

velocidad sísmica de propagación. (18)

Figura Nº 11

Correlación entre velocidad sísmica y “CE”

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

32

Como puede observarse, conforme aumenta la velocidad sísmica se requiere una mayor

cantidad de energía para una fragmentación satisfactoria. Es ampliamente conocido el

criterio de acoplamiento de impedancias (velocidad de propagación en la roca x densidad

de la roca = velocidad de detonación x densidad de explosivo) en el intento de maximizar

la transferencia de energía del explosivo a la roca.

Este método ha tenido gran éxito en diversas explotaciones mineras donde se han llegado a

reducir los costes de perforación y voladura hasta en un 15%.

2.4 DISEÑO Y CÁLCULO DE VOLADURA EN GALERÍAS Y TÚNELES (METODOLOGÍA

SUECA)

2.4.1 Sistemas de avance

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), la forma o el esquema según el

cual se ataca la sección de un frente dependen de diversos factores: (19)

Equipo de perforación empleado

Tiempo disponible para la ejecución

Tipo de roca

Tipo de sostenimiento

Sistema de ventilación

En rocas competentes las labores con secciones inferiores a 100 m2 pueden excavarse con

perforación y voladura a sección completa o en un solo paso, la excavación por fases se

utiliza para la apertura de grandes túneles donde la sección resulta demasiado grande para

ser cubierta por el equipo de perforación o cuando las características geomecánicas de las

rocas no permite la excavación a plena sección.

2.4.2 Esquemas de voladura

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), la voladura en frentes

subterráneos se caracteriza por no existir, inicialmente, ninguna superficie libre de salida

salvo el propio frente de ataque. El principio de ejecución se basa en crear un hueco libre

con los taladros de arranque hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. Dicho

33

hueco tiene, generalmente una superficie de 1 a 2 m2. Aunque con diámetros de

perforación grandes se alcanzan hasta los 4 m2. En los arranques en abanico los taladros

del arranque llegan a cubrir la mayor parte de la sección.

En el núcleo, aunque sea comparable geométricamente a las voladuras en banco, requiere

consumos específicos de explosivo entre 4 y 10 veces superiores, puesto que hay errores

de perforación, menor hueco de esponjamiento e inclinación con respecto al eje de avance,

menor cooperación entre cargas adyacentes y en algunas zonas existe la acción negativa

de la gravedad, como sucede con los taladros de arrastre. (20)

Figura Nº 11

Zonas de una voladura en un frente

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

Los taladros de contorno son los que establecen la forma final de una labor, y se disponen

con un reducido espaciamiento y orientados hacia el interior del macizo para dejar hueco a

las perforadoras e el emboquille y avance.

En cuanto la posición del arranque, esta influye en la proyección del escombro, en la

fragmentación y también en el número de taladros. De las tres posiciones: en rincón,

centrada inferior y centrada superior, se elige normalmente esta última, ya que se evita la

caída libre del material, el perfil del escombro es mas tendido, menos compacto y mejor

fragmentado.

34

2.4.3 Tipos de arranques con taladros paralelos

El mismo Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), dice que las voladuras en

frentes subterráneos son mucho más complejas que las voladuras en banco, debido como

ya se ha indicado, que la única superficie libre es el frente de excavación. Los consumos

específicos son elevados y el confinamiento de las cargas alto. Por otro lado, las

dimensiones del burden en el arranque son pequeñas, por lo que los explosivos deben ser

lo suficientemente insensibles para evitar la transmisión de la detonación por simpatía, pero

poseer una velocidad de detonación lo suficientemente elevada, superior a los 3000 m/s,

para evitar el efecto canal en los explosivos encartuchados dentro de los taladros de mayor

diámetro. Este fenómeno consiste en que los gases de explosión empujan el aire alojado

entre la columna de explosivo y la pared del taladro, comprimiendo a los cartuchos por

delante del frente de la onda de choque destruyendo así los puntos calientes o aumentando

excesivamente la densidad del explosivo.

Debido a que cada día las minas se mecanizan más, se emplea equipos sofisticados en

lo que es la perforación (jumbos), y para ello perforar en ángulo sería algo complejo, por

tanto la perforación con taladros paralelos es lo más adecuado, además de ser mucho

más fáciles de perforar, ya que no hay necesidad de cambiar el ángulo de las deslizaderas,

y los avances no están tan condicionados por la anchura de la labor como en el caso de los

arranques en ángulo. (21)

2.4.3.1 Arranque cilíndrico

Actualmente es el tipo de arranque que se utiliza con más frecuencia en la excavación de

labores subterráneas, con independencia de las dimensiones de estas. Se considera que es

una evolución o perfeccionamiento de los arranque quemados que se comentaran más

adelante. Consta de uno o dos taladros vacíos o de expansión, hacia los que rompen

escalonadamente los taladros cargados. Los taladros de gran diámetro (65 a 175 mm) se

perforan con brocas escariadoras.

Todos los taladros dentro del arranque se sitúan muy próximos alineados y paralelos, por lo

que es muy habitual usar jumbos dotados con paralelismo automático.

El tipo de arranque más empleado es el de cuatro secciones. Ya que es el más sencillo de

replanteo y ejecución, la metodología de cálculo de esquemas y cargas de este arranque y

35

el resto de las zonas de un frente corresponde a las teorías suecas actualizadas

recientemente por Roger Holmberg (1982) y simplificada por Oloffsson (1990), y se estudian

seguidamente. Por último, se indican otros tipos de arranques cilíndricos que se han

utilizado con éxito y están bien experimentados.

2.4.3.2 Arranque propuesto por Hagan

Algunos problemas que se presentan en las voladuras con arranques con taladros paralelos

son la detonación por simpatía y la desensibilización por pre-compresión dinámica. El

primer fenómeno puede aparecer en un taladro adyacente al que esté detonando. Cuando

el explosivo que se encuentra en él tiene un alto grado de sensibilidad, como son todos

aquellos que poseen en su composición nitroglicerina. Por el contrario la desensibilización

por pre-compresión dinámica tiene lugar en muchos explosivos y particularmente en el

ANFO, pues la onda de choque de una carga puede elevar la densidad de la adyacente por

encima de la densidad crítica o de muerte.

Los problemas de desensibilización pueden atenuarse con el correcto diseño de las

secuencias de encendido, haciendo que la detonación sucesiva de cada taladro se realce

con un retraso suficiente para que la onda de choque de la detonación anterior pase y que

el explosivo recupere su densidad y grado de sensibilidad normales.

La propuesta de Hagan es para disminuir estos problemas mencionados, y consiste en

realizar los arranques cilíndricos disponiendo tres taladros vacíos de expansión de forma

que actúen de pantalla entre los de carga.

Figura Nº 12

Arranque cilíndrico modificado por Hagan

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

36

Hagan también ha podido comprobar que las rocas de grano fino son más propicias a los

fallos de los arranques que las de grano grueso, debido al mayor volumen del hueco de

alivio que se precisa para la salida del material.

Como en los arranques cilíndricos cada detonación sucesiva agranda el espacio disponible

para la expansión de los taladros que aún no han salido, la dimensión del burden puede ir

aumentando y por lo tanto colocarse las cargas en espiral.

Figura Nº 13

Arranque cilíndrico en espiral

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.4.3.3 Arranque cilíndrico de doble espiral

Se perfora un taladro central con un diámetro entre 75 a 200 mm que es circunvalado por

los taladros más pequeños cargados y dispuestos en espiral. Los taladros 1-2, 3-4 y 5-6 se

corresponden en cada una de sus espirales respectivas.

Figura Nº 14

Arranque y corte de doble espiral

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

37

2.4.3.4 Arranque Coromant

Consiste en la perforación de dos taladros secantes de igual diámetro (57 mm), que

constituyen el hueco libre en forma de “8” para las primeras cargas. Se utiliza una plantilla

de perforación para perforar los dos taladros anteriores y los restantes del arranque.

Figura Nº 15

Arranque Coromant

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.4.3.5 Arranque Fagersta

Se perfora un taladro central de 64 ó 76 mm de diámetro y el resto de los taladros cargados

más pequeños se colocan según la figura N° 16.

Es un tipo de arranque mixto entre el de 4 secciones y el de doble espiral, siendo adecuado

para las pequeñas secciones con perforación manual.

Figura Nº 16

Arranque Fagersta

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

38

2.4.3.6 Arranques quemados

En estos arranques todos los taladros se perforan paralelos y con el mismo diámetro,

algunos se cargan con una gran cantidad de explosivo mientras que otros se dejan vacíos,

al ser tan elevadas las concentraciones de carga, la roca fragmentada se sinteriza en la

parte profunda del arranque, no dándose las condiciones óptimas para la salida del disparo

como ocurre con los arranques cilíndricos. Los avances son reducidos y no van más allá de

los 2.5 m por disparo.

Figura Nº 17

Ejemplo de arranques quemados

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.5 CÁLCULO DE VOLADURA

2.5.1 Avance por disparo

A decir de Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), el avance está limitado por el

diámetro del taladro vacío y la desviación de los taladros cargados. Siempre que esta última

se mantenga por debajo del 2% los avances medios “x” pueden llegar al 95% de la

profundidad de los taladros “L”. (22)

X = 0.95 x L (Ecu. 2.16)

En los arranques de cuatro secciones la profundidad de los taladros puede estimarse con la

siguiente expresión:

(Ecu.2.17)

Dónde: = Diámetro del taladro vacío (m)

39

Cuando se utilizan arranques de “NB” taladros vacíos en lugar de uno solo de mayor

diámetro, la ecuación anterior sigue siendo válida haciendo:

(Ecu. 2.18)

Dónde: es el diámetro del taladro vacío de menor diámetro

2.5.2 Arranque y corte de cuatro secciones

El esquema geométrico general de un arranque de cuatro secciones con taladros de

paralelos se indica en la figura N° 18 la distancia entre el taladro central vacío y los taladros

de la primera sección, no debe exceder de “1.7 ” para obtener una fragmentación y

salida satisfactoria de la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963), las condiciones de

fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo , características de la roca

y distancia entre el taladro cargado y el vacío.

Figura Nº 18

Arranque de cuatro secciones

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

Para los burden mayores “2 ” el ángulo de salida es demasiado pequeño y se produce

una deformación plástica de la roca entre los dos taladros. Incluso si el burden es inferior a

“ ”, pero la concentración de carga es muy elevada se producirá la sinterización de la roca

fragmentada y el fallo del arranque, por eso se recomienda que el burden se calcule sobre

la base de:

(Ecu. 2.19)

40

Figura Nº 19

Resultados para diferentes distancias de los taladros cargados a los vacíos y diámetros de

estos.

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

Cuando la desviación de perforación es superior al 1%, el burden práctico se calcula a

partir de:

(Ecu. 2.20)

Dónde:

= Error de perforación (m)

= Desviación angular (m/m)

= Profundidad de los taladros (m)

= Error de emboquille (m)

En la práctica la precisión es bastante aceptable y se trabaja con un burden igual a vez y

media del diámetro del taladro vacío la concentración lineal de carga se calcula a partir de

la siguiente expresión:

(Ecu. 2.21)

Dónde:

= Concentración lineal de carga (kg/m)

41

= Diámetro de perforación (m)

= Diámetro del taladro vacío (m)

B = Burden

C = Constante de roca

RWSANFO = Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.

Frecuentemente, los valores posibles de las concentraciones lineales de carga están

bastante limitados, por cuanto no existe una variedad amplia de explosivos encartuchados.

Esto significa que para una concentración lineal fijada de antemano, puede determinarse la

dimensión del burden a partir de la ecuación anterior, si bien el cálculo resulta un poco más

complejo.

Figura Nº 20

Concentración lineal de carga en función al burden máximo para diferentes diámetros de

broca

Fuente –Larssony Clark

Para calcular el resto de las secciones se considera que ya existe unos huecos

rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones lineales de carga “q1”

el valor del burden se calculara a partir de:

42

(Ecu. 2.22)

Cuando existe un error de perforación tal y como se muestra en la figura la superficie libre

“Ah” difiere de la distancia “A’h” en la primera sección, por lo que:

(Ecu. 2.23)

Figura Nº 21

Influencia en la desviación de los taladros

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

Y sustituyendo este valor en la ecuación anterior resulta:

(Ecu. 2.24)

Este valor tiene que reducirse con la desviación de los taladros para obtener el burden

práctico.

B2 = B – EP (Ecu.2.25)

Existen algunas restricciones en cuanto a “B2” ya que debe satisfacer:

B2 ≤ 2 Ah

43

Para que no se produzca solo la deformación plástica. Si esto no se cumple, se modificara

la concentración lineal de carga calculándola con:

(Ecu. 2.26)

Si la restricción de deformación plástica no es satisfactoria, es mejor normalmente elegir un

explosivo de menor potencia, con el fin de optimizar la fragmentación.

El ángulo de apertura debe ser también menor de 1.6 radianes (90°) ,pues sino el arranque

pierde su carácter de arranque de cuatro secciones. Esto significa que:

B2 > 0.5 Ah

Gustafsson (1973), sugiere que el burden para cada sección se calcule con.

“B2 = 0.7B’ ” (Ecu. 2.27)

Una regla de dedo para determinar el número de secciones, es que la longitud del lado de la

última sección “B” no sea menor que la raíz cuadrada del avance. El método de cálculo del

resto de las secciones es el mismo que el aplicado para la segunda sección.

La longitud del retacado se puede calcular con la ecuación:

T = 10 (Ecu. 2.28)

2.5.3 Diseño de arrastres

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), el burden de los taladros de arrastre

dispuestos en filas se calcula, básicamente con la misma fórmula que se emplea en las

voladuras de banco, considerando que la altura de esta última es igual al avance del

disparo. (23)

(Ecu. 2.29)

44

Dónde:

f = Factor de fijación, generalmente se toma 1.45 para tener en cuenta el efecto

gravitacional y el tiempo de retardo entre taladros.

S/B = Relación entre el espaciamiento y el burden. Se suele tomar igual a 1.

= Constante de roca corregida

= c + 0.05 para burden ≥ 1.4 m

= c + 0.07/B para burden < 1.4 m

En los taladros de arrastre es necesario considerar el ángulo de realce “ ” o inclinación que

se precisa para proporcionar un hueco adecuado ala perforadora para realizar el emboquille

del próximo disparo. Para un avance de 3 m un ángulo de 3°, que equivale a 5 cm / m, es

suficiente, aunque dependerá lógicamente de las características del equipo.

Figura Nº 22

Geometría de los taladros de arrastres

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.5.4 Diseño del núcleo

El método para calcular el esquema de los taladros del núcleo es similar al empleado para

las de arrastre, aplicando únicamente unos valores distintos del factor de fijación y relación

espaciamiento/ burden.

45

Cuadro N° 08

DIRECCIÓN DE SALIDA DE LOS

TALADROS

FACTOR DE

FIJACIÓN

“F”

RELACIÓN

S/B

Hacia arriba y horizontalmente 1.45 1.25

Hacia abajo 1.20 1.25

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

La concentración de carga de columna, para ambos tipos de taladros, debe ser igual al 50%

de la concentración de la carga de fondo.

2.5.5 Diseño de contorno

En caso que la excavación no se utilice la voladura controlada, los esquemas se calculan de

acuerdo con lo indicado para los taladros de arrastres con los siguientes valores:

Factor de fijación……………………..... f = 1.2

Relación S/B…………………………….. S/B = 1.25

Concentración de la carga de columna………………. qc = 0.5 qf , siendo qf la concentración

de carga de fondo.

En el caso que se tenga que realizar voladuras controladas el espaciamiento entre taladros

se calcula a partir de:

(Ecu. 2.30)

Donde, “ ” se expresa en metros.

46

Figura Nº 23

Diseño de malla de perforación y voladura, por metodología sueca

Sección: 4.5 x 4.5 m

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.6 FACTOR DE SEGURIDAD “FS”

Según Enrique Albarran N, (1998), para determinar las constantes del factor de seguridad,

se realizara pruebas de campo según su aplicación en voladura subterránea. (24)

Si:

(Ecu. 2.31)

Despejando “FS”

(Ecu. 2.32)

2.6.1 Determinación del factor de seguridad en voladura subterránea

En la malla de perforación sé a notado que el burden de arranque es la más crítica, porque

es la base de la voladura subterránea. Entonces se calculara una constante para el factor

de seguridad del burden de arranque mediante pruebas de campo. Los burden de corte,

arrastre, contorno y núcleo son correlativamente crecientes al burden de arranque, por

consiguiente el factor de seguridad de cada uno de estos burden es correlativamente

decreciente al factor de seguridad del arranque.

47

Figura Nº 24

Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV CONEINGEMMET”

2.6.2 Análisis de Fragmentación

El análisis granulométrico es una operación a escala laboratorio que determina el tamaño

de las partículas y su distribución es una muestra de mineral conformada por granos

mineralizados de diversos tamaños, las distintas proporciones separadas indican el grado

de finura de dicha muestra tal grado esta expresado en porcentaje en peso retenido en

determinada malla.

2.6.3 El modelo Kuz-Ram

La mayor parte de esta información ha sido adaptada de las publicaciones hechas por

Cunningham (1983, 1987). Una relación entre el tamaño medio del fragmento y la energía

aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca (carga específica) ha sido

desarrollada por Kuznetsov (1973) en función del tipo de roca. Su ecuación es la siguiente:

(Ecu. 2.33)

(Ecu. 2.34)

Dónde:

= Tamaño medio de los fragmentos, cm.

A = Factor de roca (Índice de Volabilidad) = 7 para rocas medias, 10 para rocas duras,

altamente fracturadas, 13 para rocas duras débilmente fracturadas.

= Volumen de roca (m3) a romper = Burden x Espaciamiento x Longitud de tal.

= Masa del explosivo utilizado (kilogramo),

48

= Fuerza relativa por peso del explosivo ANFO (ANFO = 100).

= Masa (kilogramo) de TNT que contiene la energía equivalente de la carga explosiva en

cada taladro.

Si se sabe que:

(Ecu. 2.35)

Dónde: K = Factor triturante (consumo especifico de explosivo) = kg/m3.

Generalizando tenemos:

(Ecu. 2.36)

También:

(Ecu. 2.37)

Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para A incluso en tipos

de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12

2.7 LAS CONDICIONES GEOLÓGICAS Y SUS EFECTOS EN LA VOLADURA

2.7.1 Estratificación o bandeamiento (bending, layering)

Según Antonio Karzulovic, (2006), los planos que dividen a las capas o estratos de las rocas

sedimentarias de iguales o diferentes características físicas (litológicas); también ocurren en

ciertos casos de disyunción en rocas granitoides donde generalmente ayudan a la

fragmentación. (25)

2.7.2 Esquistocidad

Bandeamiento laminar que presentan ciertas rocas metamórficas de grano fino a medio con

tendencia a desprender láminas.

Se rompen fácilmente.

49

2.7.3 Fractura (joints, fisuras o juntas)

En las rocas, en las que no hay desplazamiento, se presentan en forma perpendicular o

paralela a los planos de estratificación o mantos en derrames ígneos, con grietas de tensión

(diaclasas), grietas de enfriamiento (disyunción) y otras.

El espaciamiento entre ellas es variable y en algunos casos presentan sistemas complejos

entrecruzados. La abertura, también variable, puede o no contener material de relleno.

2.7.4 Fallas (faults)

Fracturas en las que se presenta desplazamiento entre dos bloques. Usualmente contienen

material de relleno de grano fino (arcilla, panizo, milonita) o mineralización importante para

la minería. En perforación reducen los rangos de penetración, y pueden apretar o trabar los

barrenos. Las rocas son propicias a sobrerotura (over break, back break) junto a los planos

de falla.

2.7.5 Contactos

Planos de contacto o discontinuidades entre estratos o capas del mismo material o de

diferentes tipos de roca

2.7.6 Pocas estructuras o estructuras ampliamente separadas

Pueden ser una desventaja para la fragmentación por los siguientes motivos:

Interrupción de las ondas sísmicas o de tensión.

Fallas de confinamiento.

A menudo enormes variaciones en dureza y densidad entre los estratos

(incompetencia).

Preformación de pedrones sobredimensionados.

Sopladura de taladros por escape de gases.

En perforación, menor rango de perforación y desviación cuando no se perfora

perpendicularmente al bandeamiento.

50

Soluciones factibles:

Empleo de explosivos densos y de alta velocidad de detonación.

Empleo de cargas espaciadas (decks).

Intervalos de iniciación más cortos entre taladros (favorable para la fragmentación y

para reducir vibraciones).

Ajuste de mallas de perforación, más apretadas.

2.7.7 Estructuras apretadas

Normalmente son una ventaja, mejor transmisión de las ondas de tensión con mejor

fragmentación y control del disparo. Las rocas con baja resistencia junto con bandeamiento

apretado, con las lutitas y esquistos presentan buena fragmentación.

Algunos aspectos técnicos pueden bajar costos en estas condiciones:

Explosivos y cebos de menor velocidad y densidad son efectivos en estas rocas

(areniscas, lutitas, esquistos, etc.).

Tiempos de intervalo más largos resultan más efectivos para el desplazamiento y

son favorables para reducir las vibraciones.

Se consiguen mayores rangos de velocidad de perforación.

Se puede incrementar la producción ampliando el burdeny el espaciamiento e

incrementando el diámetro de taladro pero debe controlarse la vibración.

2.7.8 Estratificación plana u horizontal

Estructuras predecibles

La perforación perpendicular a estratos horizontales.

reduce la probabilidad de que se traben o agarren los barrenos.

Los taladros son verticales y rectos ya que estos planos no afectan por desviación.

En estas condiciones son factibles de aplicar opciones técnicas en mallas,

inclinación de taladros y sistemas de inclinación para mejorar la voladura. Por otro

lado estratos o discontinuidades en ángulo pueden desviar los taladros.

51

2.7.9 Estructuras en trabajos subterráneos

Según el “Manual práctico de voladura” EXSA (2009), las mismas consideraciones sobre

estructuras geológicas se aplican en trabajos de subsuelo. Caso especial son los túneles,

galerías, rampas y piques donde los sistemas de fracturas dominantes afectan a la

perforación y voladura. (26)

Los sistemas dominantes clasificados con relación al eje del túnel son tres:

2.7.9.1 Sistema de fracturas y juntas perpendiculares al eje del túnel

Por lo general se esperan los mejores resultados de voladura en estas condiciones.

Figura Nº 25

Fuente: Manual práctico de voladura -EXSA

2.7.9.2 Sistema de fracturas o juntas paralelas al eje del túnel (planos axiales)

En estas condiciones a menudo resultan taladros quedados (tacos obootlegs) de distintas

longitudes y excesivamente irregulares condiciones en la nueva cara libre.

Figura Nº 26

Fuente: Manual práctico de voladura -EXSA

52

2.7.9.3 Sistema de fracturas o juntas en ángulos variables con relación al eje del túnel

En estos casos usualmente los taladros de un flanco trabajan mejor que los del otro. Puede

decirse que los del lado favorable trabajan “a favor del buzamiento”.La situación real a

veces se complica cuando estos sistemas (y sus subsistemas) se intercalan, dificultando la

perforación y facilitando la fuga de gases, aunque la fragmentación puede ser menuda.

Usualmente las fracturas espaciadas generan bolones mientras que las apretadas producen

fragmentación menuda. En el primer caso los taladros requieren cargas concentradas de

alto impacto y velocidad, mientras que en el segundo se prefiere explosivos lentos, menos

trituradores pero más impulsores.

En resumen, la disyunción o fisuramiento por contracción en las rocas ígneas, las grietas de

tensión o diaclasamiento y los planos de estratificación en las sedimentarias, así como los

planos de contacto o discontinuadas entre formaciones geológicas distintas y especialmente

las fallas, tienen definitiva influencia en la fragmentación y desplazamiento del material a

volar, por lo que deben ser evaluadas en el mayor detalle posible en el planeamiento del

disparo.

Otras condiciones geológicas importantes son la excesiva porosidad, presencia de

oquedades, geodas, venillas de yeso y sal que amortiguan la onda sísmica. La presencia de

agua tiene el mismo efecto además de obligar al empleo de explosivos resistentes al agua y

en muchos casos efectuar un bombeo previo para drenar los taladros.

También en ocasiones el terreno presenta altas temperaturas que pueden causar

detonaciones prematuras, así como algunos sulfuros (pirita, marcasita) que en estas

condiciones pueden reaccionar con explosivos en base a nitratos, generando SO2 y calor

que descomponen al explosivo.

Figura Nº 27

Fuente: Manual práctico de voladura -EXSA

53

2.8 PRINCIPALES CRITERIOS PARA SELECCIONAR EXPLOSIVOS

2.8.1 Propiedades geomecánicas

Como decía Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), Las propiedades

geomecánicas del macizo rocoso a volar conforman el grupo de variables más importantes,

no solo por su influencia directa en los resultados de las voladuras, sino además por su

interrelación con otras variables de diseño. (27)

Si se clasifican las rocas en cuatro tipos los criterios de selección recomendados son:

2.8.2 Rocas masivas resistentes

En estas formaciones las fracturas y planos de debilidad existentes son muy escasos, por lo

que es necesario que el explosivo cree mayor número de superficies nuevas basándose en

su energía de tensión “ET”, los explosivos idóneos son pues aquellos con elevada densidad

y velocidad de detonación así como: hidrogeles, emulsiones y explosivos gelatinosos.

2.8.3 Rocas muy fisuradas

Los explosivos con una alta “ET” tienen en esos macizos muy poca influencia sobre la

fragmentación final, pues cuando se empiezan a desarrollar las grietas radiales, estas se

interrumpen rápidamente al ser intersectadas por fracturas preexistentes, por ello interesan

explosivos que posean una elevada energía de los gases “EG”, como es el caso del

ANFO.

2.8.4 Rocas conformadas por bloques

En los macizos con un espaciamiento grandes entre discontinuidades que conforman

bloques voluminosos in-situ y en los terrenos donde existen grandes bolos dentro de

matrices plasticas, la fragmentación está gobernada fundamentalmente por la geometría de

la voladura y en menor grado por las propiedades del explosivo.

En estos casos se aconsejan explosivos con una relación “ET/EG” equilibrada, como

pueden ser el ALANFO y el ANFO pesado.

54

2.8.5 Rocas porosas

En este tipo de rocas se produce una gran amortiguación y absorción de la “ET”, realizando

prácticamente todo el trabajo de rotura por la “EG”. Además de seleccionar los explosivos

idóneos, que serán aquellos de baja densidad y velocidad de detonación como el ANFO, se

recomiendan las siguientes medidas para retener los gases dentro de los taladros el mayor

tiempo posible.

Controlar la longitud y material de retacado

Dimensionar el burden correctamente

Cebar en fondo

Reducir la presión de taladro, mediante el desacoplamiento de las cargas o adición

de materiales inertes (ANFOPS).

Figura Nº 28

Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno

2.8.6 Volumen de roca a volar

Los volúmenes de excavación a realizar y ritmos de trabajo marcan los consumos de

explosivos a efectuar dentro de las operaciones de arranque.

En las obras de mayor envergadura las cantidades de explosivo pueden llegar a aconsejar

su utilización a granel, ya que posibilitan la carga mecanizada desde las propias unidades

de transporte, se reducen los costos de mano de obra dedicada a dichas operaciones y se

aprovecha mejor el volumen de la roca perforado.

55

2.8.7 Condiciones atmosféricas

Las bajas temperaturas ambientales influyen fuertemente los explosivos que contienen

nitroglicerina “NG”, ya que tienden a congelarse a temperaturas inferiores a 8° C, para

solventar este problema se utilizan sustancia como el nitroglicol que hacen que el punto de

congelación pase a -20°C.

Las altas temperaturas también dan lugar a inconvenientes que hacen el manejo de

explosivo peligroso como es el caso de la denominada exudación. Con el desarrollo de los

hidrogeles, esos riesgos han desaparecido prácticamente, aunque con el frio los

encartuchados se hacen más insensibles y se precisa una mayor energía de iniciación. El

ANFO tampoco se ve afectado por las bajas temperaturas si el cebado es eficiente, pero

en ambientes calurosos es preciso controlar la evaporación del combustible líquido.

2.8.8 Presencia de agua

Cuando el ANFO se encuentra en un ambiente que le aporta una humedad superior al

10% se produce su alteración que impide la detonación de la mezcla explosiva. En minería

subterránea el agua es muy perjudicial en labores con pendientes negativos como rampas,

para lo cual habrá que tomar medidas correspondientes. En la práctica se usan sopletes de

aire que son muy recomendables para asegurarse que el taladro este sin agua. En cuanto

al explosivo es recomendable cartuchos resistentes al agua (Emulex, Emulnor u otros),

pero esto siempre con criterio es decir según la calidad de roca porque sabemos que las

emulsiones u hidrogeles son de alta densidad por tanto alta velocidad de detonación.

2.8.9 Humos

Aunque muchos explosivos están preparados para que tenga un equilibrio de oxigeno que

maximice la energía desarrollada y minimice los gases tóxicos de detonación, es inevitable

la formación de humos nocivos con un cierto contenido de gases nitrosos y CO. Los humos

intervienen como criterio de elección sólo en los trabajos subterráneos y es preciso señalar

que más que un problema propio del explosivo suele ser un problema de insuficiencia de

ventilación de las labores.

La presencia de fundas de plástico, diámetros de cargas inadecuadas o iniciaciones

ineficientes pueden dar lugar a un elevado volumen de humos. Los hidrogeles sensibles al

56

detonador dan generalmente gases con buenas características, mientras que con los

hidrogeles a granel hay que tomar ciertas precauciones, lo mismo que con el ANFO que

produce una elevada concentración de gases nitrosos los explosivos gelatinosos son

generalmente buenos, pero no así las dinamitas con alto contenido de nitrato de amonio

“NA”.

2.8.10 Transmisión o simpatía

Transmisión de la onda de detonación en la columna de carga. Una buena simpatía asegura la explosión total de la columna de carga.

2.8.11 Vibraciones

En la voladura de rocas uno de los factores que están siempre presentes es la vibración, dependiendo de las condiciones en las que se encuentre el macizo rocoso, esta afectara al entorno de la voladura, esta se maneja haciendo voladura controlada en caso donde se requiera (por ejemplo cuando existen construcciones cercanas).

2.9 HIPÓTESIS

2.9.1. Hipótesis General:

La aplicación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas influye

significativamente en la reducción de las fallas de voladura en la Cia. Consorcio Minero

Horizonte-U/P Culebrillas

2.9.2 Hipótesis específicos

Un macizo rocoso con un RMR que este en un rango superior nunca tendrá el

mismo comportamiento que otro que este en un rango inferior porque son

condiciones completamente diferentes a pesar que se encuentren en el mismo tipo

de roca, por tanto el diseño de la geometría de la voladura para ambos casos

tendrán diferentes índices, constantes y factores, que se consideran en la voladura.

El cálculo del burden en el arranque y en las demás secciones, debe de estar en

función no solo al tipo de roca sino en función a la condición geomecánica en que

se encuentra, estas cuantificadas a base de un RMR, RQD o GSI. Por otro lado la

selección de explosivo según su potencia relativa por peso y densidad también

57

debe de estar en función a estos parámetros geomecánicos, pues las otras

variables como diámetro de taladro, dimensión de la sección u otros se hará de

acuerdo al modelo matemático que se elija.

La constante de roca, el consumo específico de explosivo, el factor de roca y el

índice de volabilidad, siendo estos muy importantes en un diseño de voladura es

necesario encontrar ecuaciones que interrelacionen estas variables

matemáticamente, basándonos en las tablas propuestas por nuestros ancestros

investigadores. El análisis del método de mínimos cuadrados nos ayudara a

cumplir estos objetivos.

2.10 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS

Roca: agregado natural de partículas de uno o más minerales, con fuerte unión

cohesiva permanente, que constituyen masas geológicamente independientes y

cartografiables.

Suelo: agregado natural de partículas minerales granulares y cohesivas, separables

por medios mecánicos de baja energía o por agitación en agua.

Macizo rocoso: conjunto de matriz rocosa y discontinuidades. Presenta carácter

heterogéneo, comportamiento discontinuo y normalmente anisótropo, consecuencia

de la naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de discontinuidad, que

condicionan su comportamiento geomecánico e hidráulico.

Geomecánica. Estudia el comportamiento del macizo rocoso.

Matriz rocosa = Roca matriz = Roca intacta: material rocoso sin discontinuidades, o

bloques de roca entre discontinuidades. (Se caracteriza por su densidad,

deformabilidad y resistencia; por su localización geográfica; y por su litología, ya sea

ésta única o variada).

Discontinuidad: cualquier plano de origen mecánico o sedimentario en un macizo

rocoso, con una resistencia a la tracción nula o muy baja. (Genera comportamiento

no continuo de la matriz rocosa, y normalmente anisótropo).

Mina: Yacimiento de donde se extrae el mineral rentable mediante un sistema

productivo. La extracción se efectúa por etapas: primero se hace exploraciones,

58

luego perforaciones diamantinas y, si se encuentra mineral, se procede a hacer una

mina. Se construye una galería principal con una entrada que se llama bocamina.

Yacimiento: Depósito natural de rocas o mineral rentable, donde generalmente se

abre una mina.

Voladura. Acción por la cual la presión de gases originadas de compuestos químicos

fragmentan la roca

Taladro. Perforación que se hace en un frente para rellenarlo de anfo o dinamita a fin

de realizar una voladura. De acuerdo a su ubicación se denomina alza, rastra y

arranque. Hay varios tipos de taladro: taladros verticales, taladros de realce de

corona.

Detritus. Latín. Fragmento de mineral que sale de las perforaciones.

2.11 IDENTIFICACIÓN DE VARIABLES

2.11.1 Variable Independiente:

Aplicación de voladura basada en la clasificación geomecánica.

2.11.2 Variable Dependiente:

Labores mineras.

2.12 DEFINICIÓN OPERATIVA DE VARIABLES E INDICADORES

Cuadro N° 09

VARIABLE

INDEPENDIENTE

TIPO DE

VARIABLE DIMENSIÓN INDICADORES

Evaluación de la

voladura basada en la

clasificación

geomecánica.

Variable

Independiente

X1 Cognitivo

X2 Afectivo

X3 Conductual

- Conocimiento de la aplicación de las

clasificaciones geomecánica en los

distintos tipos de macizos rocoso en la

minería subterránea.

- Valoración hacia los recursos:

* Agua

* Aire

* Tierra

- La geomecánica actual en la minería nos

permite desarrollar distintas de técnicas

59

de voladura, las cuales tienen una alta

incidencia en la productividad y

eficiencia dentro de las operaciones

mineras.

Fuente: Elaboración propia

Cuadro N° 10

VARIABLE

DEPENDIENTE

DIMEN-

SIONES

SUB DIMEN-

SIONES INDICA-DORES ITEMS

Labores mineras.

Ambiental

problemas

ambientales

Interés por el

medio ambiente

La preocupación o interés por el medio ambiente se muestra como

incidencia de gases y humos producto de la voladura que contaminan el

medio ambiente.

Deberíamos utilizar explosivos adecuados para reducir la contaminación

ambiental.

Reutilización y

reciclaje de

residuos

sólidos.

Incineración de

residuos sólidos

Se considera residuo sólido a todo lo que existe en un botadero.

La incineración de residuos sólidos desfavorece a la conservación del medio

ambiente.

Recursos

naturales

disponibles

Recurso agua

La racionalización del agua sensibiliza a la población de las minas a valorar

el recurso hídrico.

Solo el 2% del agua que existe en la corteza terrestre es aprovechable por

el ser humano.

Recurso aire

El uso del gas natural favorecerá a evitar la contaminación atmosférica.

Los parámetros actuales de la calidad de aire están dentro de los Límites

Máximos Permisibles de la mina.

Recurso suelo

Es importante reciclar antes que desechar.

Es importante reforestar en toda la zona de la mina para evitar la erosión del

suelo.

Social

Campañas de

sensibilización

Interés por las

campañas de

capacitación

Considero que debe existir dentro del currículo de los trabajadores una

asignatura sobre educación ambiental.

Las conferencias, charlas, etc., sobre actitudes ambientales de los

trabajadores deben realizarse con mayor frecuencia.

Necesidades

básicas

insatisfechas

Índices de

necesidades

básicas

insatisfechas.

La tasa de crecimiento poblacional influye en el desarrollo sostenible de una

ciudad.

El total de la población carece de acceso real a las necesidades básicas.

Económico Crecimiento

económico

Valor económico

de las voladuras

En la actualidad, el mineral tiene un valor económico significativo.

Los costos de la voladura están basados en el tipo de roca.

Fuente: Elaboración propia

60

CAPÍTULO III

METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN

3.1 ÁMBITO DE ESTUDIO

Distrito: Parcoy

Provincia: Pataz

Región: La Libertad.

3.2 TIPO DE INVESTIGACIÓN

Según Oseda, Dulio (2008:117), “El tipo de estudio de la presente investigación es

aplicada porque persigue fines de aplicación directos e inmediatos. Busca la aplicación

sobre una realidad circunstancial antes que el desarrollo de teorías. Esta investigación

busca conocer para hacer y para actuar”. (28)

3.3 NIVEL DE INVESTIGACIÓN

El nivel de investigación es el explicativo. Según Restituto, S. (2002) “las investigaciones

explicativas buscan especificar las propiedades importantes de los hechos y fenómenos que

son sometidos a una experimentación de laboratorio o de campo”. (29)

3.4 MÉTODO DE INVESTIGACIÓN

3.4.1 Método General

En la presente investigación, se utilizará el Método Científico como método general. En la

actualidad según Cataldo, (1992:26): “El estudio del método científico es objeto de estudio

de la epistemología. Asimismo, el significado de la palabra “método” ha variado. Ahora se le

conoce como el conjunto de técnicas y procedimientos que le permiten al investigador

realizar sus objetivos”. (30).

61

A decir de Kerlinger, F., y otros (2002:124) “el método científico comprende un conjunto de

normas que regulan el proceso de cualquier investigación que merezca ser calificada como

científica”. (31)

Además el mismo Kerlinger enfatiza “La aplicación del método científico al estudio de

problemas pedagógicos da como resultado a la investigación científica”.

3.4.2 Método Específico

El Método Experimental. Según Mayer, J. (2005:32): “El método experimental es un proceso

lógico, sistemático que responde a la incógnita: ¿Si esto es dado bajo condiciones

cuidadosamente controladas; qué sucederá?”. (32)

Asimismo se hará uso del método estadístico. Según Ary, Donald y otros (1993:76) “Los

métodos estadísticos describen los datos y características de la población o fenómeno en

estudio. Esta nivel de Investigación responde a las preguntas: quién, qué, dónde, cuándo y

cómo” (33).

3.5 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN

Por las características de los tipos de datos recopilados, se utilizó un diseño experimental.

3.6. POBLACIÓN Y MUESTRA

3.6.1 La Población

Según Oseda, Dulio (2008:120) “La población es el conjunto de individuos que comparten

por lo menos una característica, sea una ciudadanía común, la calidad de ser miembros de

una asociación voluntaria o de una raza, la matrícula en una misma universidad, o

similares”. (34)

En el caso de nuestra investigación, la población estará conformada por el área de voladura

de la CMH-U/P Culebrillas.

3.6.2 Muestra

El mismo Oseda, Dulio (2008:122) menciona que “la muestra es una parte pequeña de la

población o un subconjunto de esta”, que sin embargo posee las principales características

62

de aquella. Esta es la principal propiedad de la muestra (poseer las principales

características de la población) la que hace posible que el investigador, que trabaja con la

muestra, generalice sus resultados a la población”. (35)

Por lo tanto la muestra estará conformada por el área de voladura en las labores mineras

(U/P-Culebrillas).

3.7 TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS

3.7.1 Técnicas

Las técnicas usadas en la investigación se basaran en los informes geomecánicos de la

mina, mapeos de labores, observación y medición por parte del departamento de geología

de la empresa como de las contratas.

Según Oseda, Dulio (2008:127) la encuesta “es una técnica destinada a obtener datos de

varias personas cuyas opiniones impersonales interesan al investigador”. (36)

El mismo Oseda, Dulio (2008:128) sostiene que el fichaje “consiste en registrar los datos

que se van obteniendo en los instrumentos llamados fichas, las cuales debidamente

elaboradas y ordenadas contienen la mayor parte de la información que se recopila en una

investigación”. (37)

3.7.2 Los instrumentos

Los instrumentos usados en la presente investigación serán las tablas y ábacos de las

clasificaciones geomecánicas, utilización de programas como Visual Basic y Excel, datos

tomados por la empresa, bibliografías y otros.

3.8 PROCEDIMIENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS

Los procedimientos de recolección de datos estarán en función al cronograma establecido

del proyecto de tesis que se adjunta más adelante.

3.9 TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS

Se utilizará los programas diferentes de minería para calcular los siguientes

cálculos:

63

Softwar Aplicativo:

- Procesadores de Texto.

- Hojas de Cálculo.

- Bases de Datos.

- Graficadores: Autocad, Excel, etc.

64

CAPÍTULO IV

RESULTADOS

4.1 ANÁLISIS DE CÁLCULOS

4.1.1 RMR (Rock Mass Rating)

El Rock Mass Rating (RMR) se determinó mediante mapeos geomecánicos a cada tramo de

avance por voladura (mapeo de líneas por detalle) en una longitud aproximadamente de

30m de avance, el valor comprende a un promedio correspondiente a la longitud estimada.

4.1.1.1 Resistencia a la compresión uniaxial (σc.)

)01.100088.0(10 IR

c (Ecu. 4.1)

Dónde:

IR: Índice de rebote del martillo Schmidt

: Peso Específico de la roca

σc: Resistencia a la compresión uniaxial de la roca

IR: 24.63 (para nuestro caso)

: 26.46 KN/m3 o2.6 kg/tn

Entonces reemplazando en la ecuación 4.1

)01.146.2663.2400088.0(10 c

σc= 38.33 MPa

Valoración: 4

65

4.1.1.2 RQD (Rock Quality Designation)

Para el cálculo de RQD emplearemos la siguiente fórmula:

11.0100 1.0 eRQD (Ecu. 4. 2)

Dónde:

: Nº de discontinuidades por metro lineal

: 1550 (promedio para nuestro mapeo).

Longitud de la línea: 100m

Entonces reemplazando en ecuación Nº 4.2

= 1550/100 = 15.05 disc./m.

105.151.0100 05.151.0 eRQD

RQD = 55.6 %

Valoración: 13

4.1.1.3 Espaciamiento de Discontinuidades

Se empleó un procedimiento estadístico para determinar el espaciamiento de con mayor

frecuencia (fig.29) de un total de 200 datos (Cuadro Nº 09).

Figura Nº 29

0

20

40

60

80

100

FR

EC

UE

NC

IA

1

ESPACIADO

HISTOGRAMA DE ESPACIADO

mayor a 2000

600 a 2000

200 a 600

60 a 200

Fuente: Elaboración propia

66

Cuadro Nº 09

Espaciado (mm) Espaciado Nº de datos

mayor a 2000 1 34

600 a 2000 1 55

200 a 600 1 96

60 a 200 1 49

TOTAL 200

Fuente: Elaboración propia

Espaciamiento 200 mm a 600 mm

Valoración: 10

4.1.1.4 Condiciones de discontinuidades

La roca presenta en todo ese dominio estructural

Ligeramente rugosa < 1 mm de separación

Paredes de roca semi-dura.

Moderadamente intemperizado.

Con una persistencia de discontinuidades que varía de 3 a10 m.

Valoración: 20

4.1.1.5 Aguas Subterráneas

La zona presenta goteo incesante en la mayoría de los tramos analizados

Valoración: 7

Sumando los valores anteriores de tiene

RMR: 54

4.1.2 Índice de calidad de la masa rocosa, (Q)

Determinando el Índice de calidad Q’, para posteriormente poder determinar el GSI

(Ecu. 4.3)

67

Dónde:

RQD: 55.6%

Jn: 9

Jr: 1.5

Ja: 2

Reemplazando en la ecuación Nº 4.3

Q = 4.63

Este Valor de Q´ puede ser utilizado para estimar el valor GSI a partir de:

449 LogQGSI (Ecu. 4.4)

GSI = 49.99

4.1.3 Relaciones entre RMR y GSI

Las relaciones existentes entre GSI y RMR, dependiendo del RMR utilizado, se detallan a

continuación:

Para el caso de RMR76

RMR76 >18→GSI = RMR76

RMR76<18→ No se puede utilizar el RMR76 para la obtención del GSI

Para el caso de RMR89

RMR89 > 23 →GSI = RMR89-5

RMR89 < 23 No se puede utilizar el RMR89 para la obtención del GSI

Entonces:

GSI = RMR89 - 5 (Ecu. 4.5)

GSI = 49

68

4.2 ADAPTACIÓN DE LOS ÍNDICES GSI, RMR Y RQD EN LA ECUACIÓN DE ASHBY

PARA CALCULAR EL CONSUMO ESPECÍFICO DE EXPLOSIVO

La propuesta de Ashby correlaciona parámetros geomecánicos, que en esta investigación

hemos modificado algunos términos para el uso directo de índices RMR, GSI y RQD que

en la actualidad estos indicadores son parte de la geomecánica moderna, pues el de

estos índices es universal en toda minería nacional como internacional y además de

usarse para ejecutar obras subterráneas .

La ecuación de Ashby es:

(Ecu. 4.6)

Dónde:

C.E: Consumo específico de explosivo (kg /m3)

: Densidad de la roca (ton/m3)

: Angulo de fricción interno

: Angulo de rugosidad

Paso 1.

Para empezar sabemos que: + = ángulo de fricción del macizo ( )

Ahora la ecuación será de la siguiente forma:

(Ecu. 4.7)

Ahora tomamos la ecuación de:

(Ecu. 4.8)

Reemplazando en la ecuación de Ashby tenemos:

(Ecu. 4.9)

69

Paso 2.

Cuando hablamos de “JV” podemos ver la conocida ecuación de Palsmtrom (1974).

RQD = 115 – 3.3 JV (Ecu. 4.10)

Desplazando la ecuación tenemos:

(Ecu. 4.11)

Entonces reemplazamos en la ecuación de Ashby y tendremos la ecuación final.

(Ecu. 4.12)

Pero si en caso se quisiera expresar esta ecuación en términos del índice GSI, será de la

siguiente manera.

GSI = RMR -5

RMR = GSI +5

Reemplazando en la ecuación tenemos:

(Ecu. 4.13)

Dónde:

C.E: Sigue siendo el consumo específico de explosivo (kg/m3)

C.E= 0.35 kg/m3

70

4.3 ANÁLISIS Y OPERACIONALIZACIÓN DE CONSTANTES, ÍNDICES Y FACTORES

DE VOLADURA

Calculamos las siguientes constantes a partir del C.E, los cuales son importantes en un

diseño de voladura:

Contante de roca “c” propuesto por Langefors (1978)

Factor de roca ”A” (rock factor)

Factor de energía

Consumo específico de explosivo o denominado el factor de carga. (Tachnical

powder factor)

Índice de volabilidad (Blastability index).

Ahora calculamos la constante de roca sueca “c” según la ecuación:

C = 0.8784*CE + 0.0052 (Ecu. 4.14)

C = 0.31 kg/m3

Para más adelante predecir la fragmentación es necesario conocer el factor de roca “A”

esto calculamos según la ecuación:

A = 96.667(C.E)3 - 138.5 (CE)2 + 75.883(C.E) - 4.41 (Ecu. 4.15)

A = 9.3

Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para “A” incluso en tipos

de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12. Pues en este caso tiene razón el

macizo rocoso de consorcio minero horizonte es muy fracturado y alterado, podríamos decir

que es geomecánicamente incompetente.

Para complementar calculamos los siguientes factores:

71

Índice de volabilidad de Lilly (BI)

(Ecu. 4.16)

BI = 87.5

Factor de energía (FE)

FE = 30 (C.E) (Ecu. 4.17)

FE = 10.5 MJ/ton

4.4 APLICACIÓN DEL MÉTODO EN LA U/P CULEBRILLAS-CMH

4.4.1 Breve descripción del crucero

El Cx 761 está ubicado en el nivel 2550 en la mina encanto de la zona sur, por la

dimensión del frente se ha visto conveniente avanzar de manera mecanizada con un

jumbo boomer de un brazo y la limpieza con un scoop de 2.2 yd3.

Variables de diseño

RMR = 55

GSI = 49.99

RQD = 55.6 %

Resistencia a la compresión = 38.33 MPa

densidad de la roca = 2.6 t/ m3

Diámetro de broca ( ) = 45 mm

% de acoplamiento = 80 %

Eficiencia de perforación = 95%

Longitud del barreno (LB) = 12 pies

Ancho de labor = 3.5 m

Alto de labor =3.5 m

Distancia a una zona critica = 100 m

72

Diámetro de broca rimadora( )= 101.6 mm

Angulo de los taladros de contorno “ ” = 3°

Desviación angular “ ” = 10 mm/m

Error de enboquille “ ” = 20 mm

Especificaciones técnicas de los explosivos a usar:

Cuadro Nº 10

Explosivo Dimensiones (diam x long) Densidad (gr/cm3) Peso/ unid

(kg)

Emulex 45% 1 1/4” x 8” = 31.80 x 200.3 mm 1.03 0.195

Exadit 45% 7/8” x 7” = 22.23 x 177.8 mm 1 0.076

Exablock 45 % 7/8” x 7” = 22.23 x 177.8 mm 0.78 0.072

Fuente: Manual práctico de voladura-EXSA

Cuadro Nº 11

Fuente: Manual práctico de voladura-EXSA

Descripción

Unid.

Emulex Exadit Gelatina

especial Semexa Exsablock

80% 65% 45% 65% 45% 90% 75% 80% 65% 45% 45%

Densidad g/cm3 1.14 1.12 1.03 1.05 1.00 1.42 1.38 1.18 1.12 1.08 0.78

VDO m/s 5000 5000 4500 3600 3400 6000 5500 4500 4200 3800 2000

Presión de

detonación Kbar 87 85 63 53 44 136 125 86 70 60 30

Energía Kcal/

kg 1200 1100 700 850 800 1100 1050 1000 950 900 600

Volumen

normal de gas lit/kg 830 910 930 940 945 867 878 916 932 939

RWSANFO % 132 121 77 93 88 121 115 110 104 99

RBSANFO 185 167 95 121 108 71 196 160 144 132

Resistencia al

agua hora 72 72 72 2 2 11 11 12 6 4

73

4.4.2 Diseño del arranque

El siguiente diseño está basado en la metodología sueca de Roger Holmberg con algunas

modificaciones para evitar algunas anomalías y malos efectos en la voladura:

Paso 1: avance por disparo según el diámetro de broca y longitud de barra

Haremos un arranque de cuatro secciones por tanto la profundidad de los taladros puede

estimarse con la siguiente ecuación:

(Ecu. 4.18)

Dónde:

L = (Long. Barra) x (eficiencia perforación) = (12 pies x 0.95) = 11.4pies = 3. 475m

Cuando empleamos la broca de 45 mm tenemos lo siguiente:

L = 0.15 + 34.1 (0.045) – 39.4 (0.045)2 = 1.605 m

Esto quiere decir que con un solo taladro vacío o de expansión de 45 mm solo se podría

alcanzar un máximo de 1.605 m de avance, y como ya calculamos el avance requerido es

3.475 m, por tanto, tenemos dos opciones. Una es perforar taladros juntos según la

ecuación para encontrar el taladro vacío equivalente y otra es usar la broca rimadora.

Optamos por la broca rimadora de 101.6 mm y tenemos

L = 0.15 + 34.1 (0.1016) – 39.4 (0.1016)2= 3.1977 m

Ahora vemos que aun usando la broca rimadora no se alcanza el objetivo, por tanto es

necesario perforar más de un taladro vacío para lo cual usaremos la ecuación siguiente.

(Ecu. 4.19)

74

Reemplazando la ecuación con dos taladros juntos perforados tenemos:

0.1016 = 0.1437 m

Ahora tenemos:

L = 0.15 + 34.1 (0.1437) – 39.4 (0.1437)2 = 4.236m

Con dos taladros de expansión es más que suficiente para alcanzar hasta 4.236 m de

avance con una eficiencia de disparo al 100%. Pero sabemos que es aceptable hasta un

95 %, lo cual es 4.0242 m.

Figura N° 30

Ilustración del taladro vacío equivalente

Fuente: Elaboración propia

Paso 2. Cálculo del Burden en el arranque

El cálculo es según la teoría de áreas de influencia que se tiene a continuación:

Figura N° 30

Fuente: Elaboración propia

75

Por el principio de longitud de arco se sabe que:

= 1.57 (Ecu. 4.20)

Por tanto en nuestro diseño se tiene que:

B = 1.57 (0.1437) = 0.226 m

Ahora calculamos el burden práctico (B1)

(Ecu. 4.21)

Dónde:

=error de perforación (m)

= (0.01 (3.475) + 0.02) = 0.055

=desviación angular (m/m) = 0.01 m

=profundidad de los taladros (m)

L= (longitud de barra)*(eficiencia de perforación) = 12’ x 0.95 = 3.475 m

=error de emboquille (m) = 0.02 m

El burden práctico será:

= 0.17 m

Ojo que este valor no reemplaza al burden “B” para calcular la concentración lineal de

carga “q1”.

Figura N° 31

Fuente: Elaboración propia

76

Paso 3. Calculo de la constante de roca “c” y otros factores

Para calcular la constante de roca primeramente calculamos consumo

específico de explosivo con la formula modificada de Ashby:

Se sabe que: C.E=0.35 Kg/m3

Ahora calculamos la constante de roca sueca “c” según la ecuación.

C = 0.8784*CE + 0.0052 (Ecu. 4.22)

C = 0.31kg/m3

Para más adelante predecir la fragmentación es necesario conocer el factor de

roca “A” esto calculamos según la ecuación.

A = 96.667(CE)3 - 138.5 (CE)2 + 75.883(CE) - 4.41 (Ecu. 4.23)

A = 9.32

Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para “A” incluso en tipos

de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12. Pues en este caso tiene razón el

macizo rocoso de consorcio minero horizonte es muy fracturado y alterado, podríamos decir

que es geomecánicamente incompetente.

Para complementar calculamos los siguientes factores:

Índice de volabilidad de lilly (BI)

(Ecu. 4.24)

BI = 87.5

Factor de energía (FE)

FE = 30 (C.E) (Ecu. 4.25)

FE = 10.5 MJ/ton

77

Paso4. Cálculo de concentración de carga lineal de explosivo (q1)

El cálculo se hará según la ecuación:

(Ecu. 4.26)

Dónde:

= Concentración lineal de carga (kg/m)

= Diámetro de perforación (m) = 0.045

= Diámetro del taladro vacío (m) = 0.1437

B = Burden (m) = 0.226

C = Constante de roca = 0.31

RWSANFO= potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.

En este caso usaremos como explosivo el EMULEX 45% (RWSANFO = 77 % = 0.77)

Ahora reemplazando en la ecuación 4.26 y tenemos:

q1= 0.75 kg/m

Sabemos que la longitud de carga (Lc) es:

Lc = (profundidad del taladro – longitud de taco) (Ecu. 4.27)

Longitud de taco = 10 (Ecu. 4.27)

Longitud de taco = 0.45 m

Entonces:

Lc = (3.475 – 0.45) = 3.025 m

Ahora el número de cartuchos por taladro(N cart.) será:

(Ecu. 4.28)

N cart = 12 cartuchos/tal

78

Paso 5. Predicción de la fragmentación

Aquí entra a tallar el modelo Kuz-Ram.

(Ecu. 4.29)

Dónde:

= tamaño medio de los fragmentos, cm. = 8” = 20 cm

A = factor de roca = 9.32

= = 0.75 x 3.025 = 2.27 kg

= Fuerza relativa x peso del explosivo con respecto al ANFO (Emulex45%) = 77

K = Factor Triturante (consumo específico de explosivo) kg/m3 = C.E = 0.35

Reemplazando en la ecuación anterior tenemos:

= 5.94 cm

Este resultado nos predice que no tendremos problemas de bancos porque el tamaño

promedio esta por muy debajo de 8” (20cm) que es la longitud de la parrilla de los

echaderos. Si queremos interpretar este resultado de manera técnica se podría decir que el

50% del material roto son menores o iguales a 5.94 cm.

4.4.3 Diseño de las 4 secciones del arranque o corte

Paso 1. Este diseño es de 4 secciones en el arranque, la primera sección ya ha sido

diseñada, ahora faltarían 3 secciones más.

Para calcular el resto de las secciones se considera que ya existe unos huecos

rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones lineales de

carga “q1” el valor del burden se calculara a partir de:

(Ecu. 4.30)

79

Cuando existe un error de perforación la superficie libre “Ah” difiere de la distancia “A’h” en

la primera sección, por lo que:

= (Ecu. 4.31)

Ah = 0.24m

Por tanto el burden para el nuevo cuadrante será:

(Ecu. 4.32)

B2= 0.28 m

El burden práctico será:

El nuevo: = (

Ah = 0.49m

Figura N° 32

Fuente: Elaboración propia

80

Ahora con el mismo criterio calculamos el tercer y cuarto cuadrante

Tercer cuadrante:

= 0.4 m

Burden práctico será:

El nuevo: Ah= (0.49/2 + 0.35)

Ah = 0.83 m

Figura N° 33

Fuente: Elaboración propia

Ahora el cuarto cuadrante

= 0.52 m

Burden práctico será:

81

Ahora el nuevo: Ah = (0.83/2 + 0.47)

Ah = 1.25 m

Figura N° 34

Fuente: Elaboración propia

4.5 ANÁLISIS DE DATOS DEL CONTROL DE LAS VOLADURAS REALIZADAS POR

MES (GRUPO DE CONTROL Y GRUPO EXPERIMENTAL)

Habiéndose procesado los resultados de todas las voladuras con fallas, realizadas en el año

2010 y 2011 y a partir del mes de setiembre se realiza la comparación de resultados mes

por mes, ya que la presente investigación comienza recién en setiembre del 2011 en la Cia.

Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas, para el grupo de Control y grupo Experimental

se tiene:

82

Cuadro N° 01

Datos estadísticos de la muestra de estudio

FALLAS DE VOLADURA

2010 2011

ENERO 15

FREBERO 18

MARZO 22

ABRIL 19

MAYO 21

JUNIO 17

JULIO 15

AGOSTO 18

SETIEMBRE 17 11

OCTUBRE 19 10

NOVIEMBRE 22 11

DICIEMBRE 20 8

TOTAL 223 40

MEDIA 18.58 10.00

DESVIACION EST. 2.39 1.41

Fuente: Elaboración propia

Gráfico N° 01

Datos estadísticos de la muestra de estudio

Fuente: Elaboración propia

83

Gráfico N° 02

Datos estadísticos de la muestra de estudio

Fuente: Elaboración propia

Del cuadro Nº 01 y gráfico N° 01 y 02 se puede observar que las fallas de voladura en la

Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas, en el grupo experimental (2011)

disminuyen considerablemente a comparación del grupo control (2010) los cuales se puede

apreciar gráficamente. Cabe mencionar que en el 2011 los datos recopilados solo

corresponden a los meses de setiembre, octubre, noviembre y diciembre; ya el mes de

setiembre es inicio de la presente investigación

4.6 PRUEBA DE HIPÓTESIS

El proceso que permite realizar el contraste de hipótesis requiere ciertos procedimientos. Se

ha podido verificar los planteamientos de diversos autores y cada uno de ellos con sus

respectivas características y peculiaridades, motivo por el cual era necesario decidir por uno

de ellos para ser aplicado en la investigación.

4.6.1 Planteamiento de Hipótesis

Hipótesis Nula:

Ho: Los resultados de la voladura basada en clasificaciones geomecánicas

obtenidas en el grupo de control y grupo experimental son iguales.

84

Hipótesis Alterna:

H1: Los resultados de la voladura basada en clasificaciones geomecánicas

obtenidas en el grupo de control y grupo experimental son diferentes.

4.6.2 Nivel de significancia o riesgo

α=0,05.

gl = ge+gc-2.

gl = 12+4-2=14.

Buscando en tabla de valores críticos a 5% de significancia y 14 grados de libertad en la

prueba t de Student se tiene que los puntos críticos o “t” teórica es igual a 2.145; por lo

tanto:

Valor crítico = 2.145

Figura N° 35

Fuente: Elaboración propia

85

4.6.3 Cálculo del estadístico de prueba

El estadígrafo de Prueba más apropiado para este caso es la Prueba t, ya que el tamaño de

la muestra es menor que 30 (n<30) y como en la hipótesis alterna (H1) existe dos

posibilidades ( 21211 : óH ) se aplicó la prueba bilateral, o sea a dos colas.

Calculemos ahora la prueba de hipótesis con la “t” de Student.

2

2

2

1

2

1

2

_

1

_

n

S

n

S

XXtc

(Ecu. 4.33)

82.8ct

Figura N° 36

Fuente: Elaboración propia

4.6.4 Decisión Estadística

Puesto que la t calculada (tc) es mayor que la t teórica (tt); es decir en el primer caso (2.145

< 8.82), en consecuencia se rechaza la hipótesis nula (Ho) y se acepta la hipótesis alterna

(Hi).

86

4.6.5 Conclusión Estadística

Se ha demostrado con un nivel de significancia del 5% y la prueba t de Student que la

aplicación de voladura en base a las clasificaciones geomecánicas influye

significativamente en las fallas de voladura en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P

Culebrillas

87

CONCLUSIONES

1. Se ha demostrado con un nivel de significancia del 5% y la prueba t de Student, que

la aplicación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas ha influido

significativamente en la reducción de las fallas en las voladuras en la empresa

CMH-U/P Culebrillas.

2. Para que la aplicación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas

sea aceptable debemos realizar evaluaciones geomecánicas constante en las

labores mineras.

3. El método aplicado de voladura es más seguro que los métodos empíricos utilizado

anteriormente, ya que este método ha conllevado a la minimización de consumo de

explosivos, desgaste de máquinas, mano de obra y otros para la empresa.

4. El método ha mejorado la fragmentación de la roca la cual facilita la limpieza,

carguío, acarreo, transporte y molienda del material.

5. La aplicación de las clasificaciones geomecánicas en la voladura ha reducido el

factor de potencia, consumo especifico, numero de taladros como también ha

mejorado la distribución de la malla de perforación.

6. La realización de dos taladros de alivio influye considerablemente en la reducción

de fallas en la voladura de las labores mineras de la empresa.

7. Se demuestra que la ecuación de Ashby (C.E) relacionada con las clasificaciones

geomecánicas (RMR, RQD, GSI) cumplen los estándares de consumo de explosivo

(Ábacos y tablas).

8. Se ha reducido en un 51% las fallas de voladura en los cuatro últimos meses.

88

RECOMENDACIONES

1. Realizar controles geomecánicos periódicos cada 30 m para tener datos actualizados

y conocer el comportamiento del macizo rocoso.

2. Utilizar siempre los taladros de alivio calculados para lograr un avance óptimo en la

voladura.

3. Capacitar al personal de la Compañía Minera Consorcio Horizonte en manipulación,

carguío y utilización de los explosivos.

4. Seleccionar los explosivos adecuados en base a los resultados obtenidos de las

clasificaciones geomecánicas.

5. Aplicar la presente investigación en las demás unidades de producción de la

Compañía Minera Consorcio Horizonte.

6. Realizar el marcado del frente de perforación para distribuir bien los taladros de

acuerdo al burden y espaciamiento calculado.

89

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

A. BIBLIOGRAFÍA:

(1) Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas) los principios de “blastability”

en el año (1979). pp.78

(2) Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Diseño de Mallas de Perforación y Voladura

Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de Influencia del año

(1998).pp. 254

(3) Marcañaupa Curo, Rodolfo, la investigación titulada: “Perforación y voladura

Basada en el RMR”, UNCP (2008).

(4) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en minería subterránea”,

2008. pp. 124

(5) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en minería subterránea”,

2008. pp. 125

(6) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en minería subterránea”,

2008. pp. 127

(7) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A Wiley-Interscience,

USA, 1989. pp. 278

(8) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A Wiley-Interscience,

USA, 1989. pp. 279

90

(9) Hoek, E., and E.T. Brown. “Empirical Strength Criterion for Rock Masses”, J.

Geotech. Eng. 1983. pp. 164

(10) Bieniawski, Z. T., “Engineering Classification of Jointed Rock Masses”, Transactions

of the South African Institution of Civil Engineering 1976. pp. 356

(11) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A Wiley-Interscience,

USA, 1989. pp. 286

(12) Barton, N., Lien, R., and Lunde, J., “Engineering Classification of Rock Masses for

the design of Tunnel Support”, Rock Mechanics.1988. pp. 98

(13) Barton, N., Lien, R., and Lunde, J., “Engineering Classification of Rock Masses for

the design of Tunnel Support”, Rock Mechanics.1988. pp. 103

(14) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.435.

(15) Barton, N., Lien, R., and Lunde, J., “Engineering Classification of Rock Masses for

the design of Tunnel Support”, Rock Mechanics.1988. pp. 195

(16) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.438.

(17) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en minería subterránea”,

2008. pp. 162

(18) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.442.

(19) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.444.

91

(20) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.445.

(21) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.450.

(22) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.453.

(23) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.455.

(24) Enrique Albarran N. “Diseño de voladuras”, Ediciones Cuicatalt-1998. pp. 214.

(25) Antonio Karzulovic. “Efectos de Escala en Geomecánica”, 2006. pp. 67.

(26) EXSA (2009) “Manual práctico de voladura” 3ra Edición. pp. 236

(27) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de perforación y voladura de

rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.453.

(28) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Ed. Pirámide. pp. 117.

(29) Restituto, S. (2002) Tesis doctorales u trabajo de investigación científica. Ed.

Paraninfo. México. pp 211.

(30) Cataldo, A. (1992): Manuel de Investigación científica. Ed, Eximpress. Lima. pp .32.

(31) Kerlinger, F., y otros (2002), Investigación del comportamiento. Ed. Interamericano.

México. pp. 114.

(32) Mayer, J. (2005:32): Metodología experimental. pp. 27

(33) Ary, Donald y otros (1993:76): Metodología estadística. pp. 68

92

(34) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide. pp. 120.

(35) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide. pp. 121.

(36) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide. pp. 123.

(37) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide. pp. 124.

B. PÁGINAS WEB:

1. .“Solo minería”, manual de geomecánica, fecha de consulta: 02 de Octubre del

2011.

2. “Rincón Del Vago”, TESIS-VOLADURA EN MINERIA SUBTERRANEA.

93

ANEXOS

94

MATRIZ DE CONSISTENCIA

TÍTULO: “EVALUACION DE LA VOLADURA BASADA EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS EN LA CIA CONSORCIO MINERO HORIZONTE-U/P CULEBRILLAS”

PROBLEMA OBJETIVOS MARCO TEÓRICO HIPOTESIS Y VARIABLE: METODOLOGÍA

PROBLEMA GENERAL:

¿En qué medida influirá la voladura

basada en las clasificaciones

geomecánicas en la Cia. Consorcio

Minero Horizonte-U/P Culebrillas?

PROBLEMAS ESPECÍFICOS:

a. ¿Se tomará en cuenta realmente las

condiciones geomecánicas hoy en

día para diseñar la voladura?

b. ¿De qué forma se puede involucrar

las variables geomecánicas en las

ecuaciones de diseño de voladura?

c. ¿Qué tan necesario es involucrar las

variables de las clasificaciones

geomecánicas en un diseño de

voladura?

OBJETIVO GENERAL:

Determinar el diseño y aplicación de

voladura en CIA CONSORCIO MINERO

HORIZONTE-U/P Culebrillas, con el fin de

hacer una óptima distribución de energía en

la roca basándonos siempre en las

condiciones geomecánicas del macizo

rocoso.

OBJETIVOS ESPECÍFICOS:

a. Tomar en cuenta las clasificaciones

geomecánicas para diseñar las voladuras

haciendo una evaluación genérica del

manejo del área de voladura y

geomecánica en la CIA CMH-U/P

Culebrillas.

b. Demostrar que si se puede involucrar la

variable geomecánica (RMR, GSI O

RQD) en las ecuaciones de diseño de

voladura.

c. Aplicar las variables de las clasificaciones

geomecánicas para un buen diseño de la

voladura.

.

1. ANTECEDENTES

A NIVEL NACIONAL:

- UNCP - Huancayo (2008): Marcañaupa Curo,

Rodolfo, la investigación titulada“ Perforación y

voladura Basada en el RMR”, Compañía de Minera

Aurífera Retamas”

B NIVEL INTERNACIONAL:

- La investigación de Kaushik Dey & Phalguni Sen

(India escuela de minas) en los principios de

“blastability” en el año (1979).

- Investigación de Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Ing.

De Minas en el Diseño de Mallas de Perforación y

Voladura Subterránea aplicando un Modelo

Matemático de Áreas de Influencia del año (1998).

- .

2.MARCO TEORICO REFERENCIAL:

Manual de EXSA.

Perforación y voladura de rocas.

Design Analysis in Rock Mechanics

Manual de geomecánica

Mecánica de rocas.

HIPÓTESIS GENERAL

La aplicación de la voladura basada en las clasificaciones

geomecánicas influye significativamente en las fallas de

voladura en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P

Culebrillas

HIPÓTESIS ESPECÍFICAS:

a. Un macizo rocoso con un RMR que este en un rango

superior nunca tendrá el mismo comportamiento que

otro que este en un rango inferior porque son

condiciones completamente diferentes a pesar que se

encuentren en el mismo tipo de roca.

b. La constante de roca debe estar en función a la

condición geomecánica en que se encuentra, estas

cuantificadas por la RMR, RQD, GSI, y Q de Bárton.

c. La aplicación de las clasificaciones geomecánicas o

Bhipotsiptimizaran las voladura en la CIA CONSORCIO

MINERO HORIZONTE-U/P Culebrillas.

VARIABLES:

Variable Independiente: X= Evaluación de la voladura

basado en clasificaciones geomecánicas

Variable Dependiente: y= Labores mineras

Tipo de investigación: investigación aplicada.

Nivel de investigación: Explicativo.

Método de investigación: Experimental.

Diseño de investigación: por las características de los tipos de

datos recopilados, se utilizó un diseño cuasi experimental.

Población: Conformada por el área de voladura y clasificación

geomecánica de la CMH-U/P Culebrillas.

Muestra: Área de voladura en las labores mineras (Cx 761-

Culebrillas).

Técnicas: La principal técnica empleada en la investigación fue

el análisis documental de mucha bibliografía relacionado al tema.

Procedimiento: Los datos numéricos se procesaran

agrupándolos en intervalos y e tabulo para después elaborar los

cuadros estadísticos.

Instrumentos: Se utilizó formatos de mapeo geomecánico así

como formatos de voladura, manuales de voladura y mucha

bibliografía.

TÉCNICAS ESTADÍSTICAS DE ANALISIS DE DATOS

Se utilizará los programas diferentes de minería para calcular

los siguientes cálculos:

Softwar Aplicativo:

- Procesadores de Texto.

- Hojas de Cálculo.

- Bases de Datos.

- Graficadores: Autocad, Excel.

95

TABLA DE CUANTILES DE LA DISTRIBUCIÓN DE LA T DE STUDENT

Fuente: Dpt. Estadística i Inv. Operativa Universitat de Valencia