UNIVERSIDAD NACIONAL “JORGE BASADREGROHMANN" - TACNA
Facultad de Ingeniería de Minas
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de Minas
“ VOLADURA DE CHIMENEAS CON EL MÉTODO “DROP RAISING
MINA PERUBAR S.A. “
INFORME
Presentado por :
Bach. HEBER ARCANGEL CORNEJO COAGUILA
Para Optar el Título de:
INGENIERO DE MINAS
TACNA - PERU
2001
"VOLADURA DE CHIMENEAS CON EL MÉTODO DROP RAISING
MINA PERUBAR S.A.”
INDICE
DEDICATORIA
OBJETIVOS DEL TRABAJO INFORME
INTRODUCCIÓN 1
CAPITULO I :
GENERALIDADES
1.1 UBICACIÓN 3
1.2 ACCESIBILIDAD 5
1.3 HISTORIA 5
1.4 RECURSOS 7
1.4.1. Recursos Humanos 7
1.4.2 Recursos Energéticos 7
1.4.3 Recursos Hídricos 7
1.5 CLIMA Y VEGETACIÓN 8
CAPITULO II
ASPECTOS GEOLÓGICOS
2.1 GEOMORFOLOGÍA 9
2.2 GEOLOGÍA GENERAL 9
2.3 TIPO DE YACIMIENTO 10
2.4 GEOLOGÍA REGIONAL 11
2.5 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 13
2.6 GEOLOGÍA ECONÓMICA 14
2.7 TIPO DE YACIMIENTO DE MINERAL 15
2.8 RESERVAS DE MINERAL 15
CAPITULO III
ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE
3.1 ASPECTOS GEOLÓGICOS 17
3.1.1 TIPO DE ROCA 18
3.1.2 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MASA ROCOSA
DE BIENIAWSKI Y BARTON 18
3.1.3 Características Mecánicas 19
3.2 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN 19
3.2.1 Sublevel Stoping (Experiencia de Minado en
Mina Juanita) 19
3.2.1.1. Características del Yacimiento 19
3.2.1.2. Método de Explotación 19
3.2.1.3. Disponibilidad de Equipo 21
3.2.2 Open Stoping (Minado aplicado en Mina
Santa Cecilia) 21
3.3. LABORES DE PREPARACIÓN 23
3.3.1 Galerías y Cruceros 23
3.4 ETAPAS DE EXPLOTACIÓN 24
3.4.1 Diseño de Perforación y Voladura 24
3.4.1.1 Chimenea 24
3.4.1.2 Slot 25
3.4.1.3 Filas 25
3.4.1.4 Pre corte 26
3.4.2 Perforación 28
3.4.2.1 Equipo de Perforación 28
3.4.2.2 Accesorios de Perforación 29
3.4.2.3 Mantenimiento de Equipo 29
3.4.2.4 Estudio de tiempos y eficiencia
operativa y mecánica 30
3.4.3 Taladros Largos en Abanico 32
3.4.3.1 Filas 32
3.4.3.2 Pre Cortes 32
3.4.3.3 Slot 33
3.4.4 Taladros largos verticales o inclinados 33
3.4.4.1 Chimenea 33
3.4.4.2 Slot 34
3.4.4.3 Pre corte 34
3.4.5Voladura 34
3.4.5.1 Sistema Eléctrico con Retardos 35
3.4.5.2 Sistema no eléctrica con retardos
(chimenea) 35
3.4.6 Extracción a Zona de Carguio 36
3.4.6.1 Equipos Utilizados 36
3.4.6.2 Distancias recorridas 37
3.4.6.3 Estudio de Tiempos38
3.4.7 Transporte Interno de Mineral 38
3.4.7.1 Equipo utilizados 38
3.4.7.2 Distancias Recorridas 39
3.4.7.3 Estudio de Tiempos de Transporte 39
3.5 RELLENO 40
3.5.1 Requerimiento de Relleno 41
3.5.2 Características del Relleno Cementado 42
3.5.3 Control de Calidad 42
3.5.3.1 Mediciones de Campo 43
3.5.3.2 Cálculo de Campo 43
3.5.3.3 Reporte de Mediciones y Cálculo
de Campo 45
3.5.4 Equipos de Preparación y Envío de Relleno
Cementado 46
3.5.5 Envío de Relleno a la mina 48
3.5.6 Preparación del Tajeo para el Relleno 48
3.5.6.1 Instalación de Tapones 48
3.5.6.2 Instalación de Tuberías de Drenaje 50
3.6 SOSTENIMIENTO 52
3.6.1 Cruceros a los tajeos 53
3.6.2 Cruceros de Exploración 53
3.6.3 Rampa Principal 53
3.6.4 Tipo de Roca 53
3.6.5 Clasificación Geomecánica de Rocas 54
3.6.6 Tipos de Sostenimiento 55
3.6.6.1 Refuerzo 55
3.6.6.2 Soporte 55
3.6.6.3 Trazos de Perforación para Pernos 56
3.6.6.4 Sostenimiento con cables de Acero 56
3.7 SERVICIOS AUXILIARES 59
3.7.1 Ventilación 59
3.7.2 Aire Comprimido 62
3.7.3 Agua para Perforación 63
CAPITULO IV
PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS
4.1 GEOMECÁNICA DEL MACISO ROCOSO 64
4.1.2 Clasificación Geomecánica - RMR (BIENIAWSKI) 65
4.2 TAJEOS 65
4.2.1 Tajeos de Cámara Superior e Inferior 65
4.2.2 Tajeos sin Cámara Superior 69
4.3 VOLADURA CONTROLADA CON TALADROS LARGOS EN TAJEOS 74
4.3.1 Tajeos sin cámara superior 74
4.3.1.1 Método de Carguío 76
4.3.2 Tajeos con cámara superior 79
4.3.2.1 Método de Carguio 79
4.4 VOLADURA CONTROLADA EN LA RECUPERACIÓN DE PILARES 80
4.4.1 Paredes Mineral y la otra RHC 81
4.4.2 Ambas Paredes es Relleno Hidráulico Cementado 83
4.5 VOLADURAS ELÉCTRICAS 85
4.5.1 Planeamiento del Circuito 85
CAPITULO V
VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”
5.1 FUNDAMENTOS DE LA CARGA ESFÉRICA Y CILÍNDRICA 89
5.1.1 Carga Esférica 89
5.1.2 Carga Cilíndrica 89
5.1.3 Drop Raising 90
5.1.4 Vertical Crater Retreat (VCR) 90
5.2 PERFORACIÓN 90
5.2.1 Estándares de Perforación en Chimenea 100
5.2.2 Desviación de los Taladros 100
5.2.3 Reducción de la Desviación 101
5.2.4 Tiempos de Perforación 102
5.2.5 Velocidad de Penetración 104
5.3 RESUMEN DE COSTOS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN 106
5.3.1 Estándares de Perforación en Tajeos 107
5.3.2 Rendimiento de los Accesorios de Perforación 107
5.5.3 Costo de Perforación y Voladura en Chimenea con
Jumbo Hidráulico. 108
5.5.4 Resumen de Costos de Perforación y Voladura
en Chimenea 110
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
CONCLUSIONES 111
RECOMENDACIONES 114
BIBLIOGRAFÍA 115
ANEXOS
ANEXO No.1
CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD, 5,6 yd³ 116
ANEXO No.2 118
CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD 3,5 yd³ 118
ANEXO No.3 120
JUMBO HIDRAULICO PARA TALADROS LARGOS 120
ANEXO No.4
JUMBO NEUMÁTICO PARA TALADROS LARGOS 122
ANEXO No.5
COSTOS DE PRODUCCIÓN 127
ANEXO No.6
COSTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA 128
DEDICATORIA
Dedico con todo mi amor este trabajo - Informe a mi amor Sandra Coaguila
Tamo, por ser el motivo y participe de la culminación de este trabajo y
estar siempre a mi lado.
A mis padres Don Leonardo Cornejo E. (Fallecido) y Doña Angelita Coagui-
la Vda de Cornejo, por haber hecho posible mi formación profesional.
En forma especial a mis hermanas:
Felicitas Cornejo Coaguila y Leonor Cornejo Coaguila, por el inmenso
apoyo y fuerza de voluntad que me dieron para poder culminar mis estu-
dios.
A Don Eleodoro Cornejo C. Por el apoyo que me brindo para la culminación
de este objetivo.
Agradezco a todos mis amigos de PERUBAR S.A. quienes me brindaron de
alguna u otra forma el apoyo para la culminación de este trabajo.
Corcona, Marzo de 2001
OBJETIVOS DEL TRABAJO INFORME
1.- El presente trabajo se efectuó para:
Incrementar el avance de 5 m; por disparo a 18 metros en chimenea de
2 m x 2 m
Eliminar el uso de andamio tipo acrow , para subir hasta 10 metros
en chimeneas y poder disparar.
Eliminar los posibles accidentes del personal al disparar chimeneas
subiendo 10 metros con los andamios.
Disminuir los costos de voladura.
2.- Poner en consideración del Jurado nombrado por la Facultad de Inge-
niería de Minas de la UNJBG el presente Trabajo Informe fruto de mi
experiencia profesional, para optar el Título Profesional de Inge-
niero de Minas.
INTRODUCCIÓN
En la mina Santa Cecilia, se tiene los cuerpos de Cecilia Sur y Ceci-
lia Norte, donde la explotación se hace por tajeos.
Estos tajeos, por encontrarse en cuerpos irregulares de Baritina con
leyes de Zinc comerciales, representan un estudio especial.
La voladura sobre la estabilidad del terreno, merecen ser estudiados
considerando que la baritina es suave pero de alto peso especifico, ade-
más el patrón de fracturamiento tiene un rol importante.
Para el desarrollo del tema del Informe, se requiere recopilar la
información sobre las etapas anteriores a la voladura, como son la in-
formación geológica, la preparación y desarrollo, y el diseño del método
de minado.
También la toma de datos de las observaciones efectuadas en la perfo-
ración, voladura, extracción , carguío y transporte interno de la pro-
ducción en los tajeos. Especialmente la toma de Datos de perforación y
voladura de chimeneas para los tajeos.
En el capítulo I: GENERALIDADES: se habla sobre la ubicación y acceso
a la mina, así como sus recursos, el clima y la vegetación
- 2 -
En el capítulo II: ASPECTOS GEOLÓGICOS: tenemos un resumen de la geo-
logía y geomorfología así como tipo de yacimiento, mostrando además las
reservas con que se cuenta.
El capítulo III: ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE trata sobre la cla-
sificación geomecánica de la masa rocosa y descripción del método de
explotación Sublevel Stoping (Mina Juanita), Open Stoping (Mina Santa
Cecilia), las etapas de explotación, y operaciones unitarias, incluye
relleno, sostenimiento y servicios auxiliares.
En el capítulo IV: PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS se expone la vo-
ladura controlada con taladros largos en tajeos, voladura controlada en
recuperación de pilares, y voladura eléctrica.
El capítulo V: VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”, parte cen-
tral del tema trata sobre los fundamentos de la carga esférica y cilín-
drica, perforación y resumen de costos en perforación.
Finalmente conclusiones, recomendaciones, bibliografía y anexos
- 3 -
CAPITULO I :
GENERALIDADES
1.1 UBICACIÓN
PERUBAR S.A. es una empresa minera privada, perteneciente al
grupo multinacional Glencore A.G. Internacional, dedicada a la
extracción, procesamiento y comercialización de minerales de
zinc, plomo, y baritina.
Los depósitos de Baritina, Zinc, y Plomo de PERUBAR S.A. se
encuentra situado en la zona de Corcona, distrito de Santa Cruz
de Cocachacra, provincia de Huarochirí, departamento de Lima
(Plano No.1.1), a la altura del Km 49,5 de la Carretera Central,
a una elevación de 1 250 m.s.n.m., geográficamente en el Flanco
Oeste de la Cordillera Occidental y sus coordenadas geográficas
son:
11° 54' 20" Latitud Sur
76° 34' 10" Latitud Oeste
y las Coordenadas U.T.M. son:
N: 8683008420
E: 329255636
Esto para el punto de partido de Juanita.
- 4 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Plano No.1.1
PLANO DE UBICACIÓN MINA SANTA CECILIA
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 5 -
1.2 ACCESIBILIDAD
El distrito minero es accesible desde la ciudad de Lima,
se efectúa por vía terrestre siguiendo la Carretera Central hasta
la localidad de Corcona, ubicado en el hito del Kilómetro 49,5 es
un viaje no mayor de una hora desde la ciudad de Lima, Incluso
hay un enlace con el Ferrocarril Central (Lima - Huancayo).
1.3 HISTORIA
PERUBAR S.A. Inicia sus operaciones en 1957 como productor de
Barítima (Sulfato de Bario) a partir del Open Pit de Graciela,
siendo el accionista mayoritario N.L. Industries, tomando la di-
rección de la empresa N.L. a través de Baroid División (Texas).
El ritmo de producción fue incrementado hasta 30 000 t/mes.
El año 1976 N.L. Industries Asume el 100% de las acciones.
En 1965 comienza la depresión de los precios de la Baritina debi-
do a una sobre producción de China, bajándose los niveles de
producción.
Sustancialmente en 1978, sin embargo, en el fondo del cuerpo
de Baritina comenzaron a encontrarse sulfuros. Estos sulfuros co-
mienzan a explotarse en 1979 a razón de 250 t/día a través de un
programa de reinversión produciéndose principalmente concentrados
- 6 -
de Zinc y concentrados de plomo como subproducto.
En 1978 asume el 99,99% de las acciones March Rich, dedicado a
la comercialización de productos mineros, petróleos y otras. En
el año de 1987 con previa explotación subterránea de los sulfuros
y nuevas inversiones, se incrementan el tratamiento a 1 000 t/día
luego de haberse ubicado el cuerpo mineralizado de Juanita.
En el año de 1995 las acciones de March Rich son transferidas
a Glencore A.G. Internacional, grupo multinacional, dedicado tam-
bién a la comercialización de productos mineros, petróleos y
otros, quién realiza nuevas inversiones y se alcanza en octubre
de 1996 un aumento en el tratamiento a 1 440 t/día al disminuir
las leyes de reserva de mineral, oscilan en la actividad de 7 a
8% de Zn y 1,1% a 1,2% de Pb.
La producción acumulada histórica de Baritina a partir del pit
es de 6 500 000 t. aproximadamente.
1.4 RECURSOS
1.4.1. Recursos Humanos
En lo que respecta a Recursos Humanos, se tiene personal
capacitado que existe en la región, provenientes de Junín,
- 7 -
Cerro de Pasco, Huancavelica, Puno, etc radicados en loca-
lidades próximas a la mina como son Cocachacra y Chosica.
1.4.2 Recursos Energéticos
La energía eléctrica que abastece a PERUBAR S.A proviene
de la Central hidroeléctrica de Huinco.
La planta concentradora tiene un consumo de energía de 1
100 kw/h El consumo en mina es de 400 Kw/h.
1.4.3 Recursos Hídricos
El agua es un recurso que se aprovecha desde la superfi-
cie, existiendo también dentro de la mina filtraciones
principalmente por las chimeneas ya que estamos por debajo
del río Rímac, estas aguas se almacenan en tanques, los
cuales cubren la demanda total de la mina.
1.5 CLIMA Y VEGETACIÓN
El clima es seco, típico de la sierra, en invierno las lluvias
son frecuentes, en verano el cielo permanece despejado durante el
día en las noches la temperatura desciende.
- 8 -
La vegetación es escasa, en la parte baja de la quebrada exis-
ten diversos árboles frutales, en la parte alta hay abundante
ichu, quinuales, ortigas, y otros arbustos y hierbas.
CAPITULO II
ASPECTOS GEOLÓGICOS
2.1 GEOMORFOLOGÍA
El yacimiento forma parte de la vertiente Occidental de la
Cordillera de los Andes, por el cual discurre el río Rímac, que
desciende de las montañas andinas conformando un cañón.
En la zona presenta fuertes pendientes de relieves irregu-
lares. Además hay una serie de tributarios que descienden al
encuentro con el río Rímac, los cuales forman terrazas en los que
se deposita material aluvional.
2.2 GEOLOGÍA GENERAL
En el área de operaciones del distrito minero de PERUBAR,
afloran rocas de origen volcánico - sedimentario, facies orienta-
les del Grupo Casma, del cretáceo medio superior, esta secuencia
está alineada en una franja rectangular de 5,0 Km de longitud por
3,0 Km de ancho (aprox.). El límite Nor este Norte Oeste y Sur,
están en contacto - instruidos con rocas intrusivas de naturaleza
granodioríticas, y dioritas, del batolito de la Costa. El límite
- 10 -
Sureste está en contacto fallado (falla agua Salada) con rocas
volcánicas del Callipa y de origen continental de naturaleza Ig-
nimbritas, aglomerados y lavas andesíticas - dacíticas.
Litológicamente el grupo Casma está constituido principal-
mente por derrames andesíticos, flujos de lava y tufos brechosos
con alteraciones de caliza, margas y lutitas. En general son de
color gris verdoso oscuro, presenta considerablemente metamorfi-
zación y principalmente silicificación son muy densos y duros y
están cubiertos por depósitos coluviales, pro luviales y aluvia-
les.
El depósito de mineral de Santa Cecilia, consiste en con-
centraciones, lentes o bolsonadas de mineral en un gran cuerpo
irregular de baritina, con presencia de zinc y plomo; siendo la
roca caja calcosílicatos. La mineralogía es simple: bariti-
na,esfalerita, pirita, galena y pirrotita.
2.3 TIPO DE YACIMIENTO
Los depósitos tipo kuroko ocurren preferentemente en áreas
donde los tufos brechas de la caja piso son más potentes, estos
tufos brechas, son de gran grosor y contienen fragmentos acciden-
tales, poco comunes, de las unidades estratigráficas inferiores,
es decir tienen un origen volcánico explosivo.
- 11 -
Los depósitos tipo kuroko, han sido depositados en depre-
siones submarinas, tales depresiones y áreas adyacentes al levan-
tamiento son controladas por fracturas del buzamiento las cuales
permitieron dar origen al fracturamiento de la corteza de 1 a va-
rios kilómetros, para levantar o dejar caer los bloques en forma
diferencial.
2.4 GEOLOGÍA REGIONAL
a) La unidad volcanoclástica inferior del grupo Casma comprende
tufos y lavas andesíticas (principalmente) de carácter dací-
tico inter-estratificado con volcánicos retrabajados y peque-
ños lentes calcáreos, depositados en un ambiente subacuático.
Las fallas: Inclinado, Chamorada y “Corte de Ladrones” fueron
activos de este tiempo determinando variaciones en la poten-
cia de los sedimentos y permitiendo la salida de los fluidos
intrusivos. La unidad volcanogénetica inferior fue mas regio-
nal que una formación local.
b) Brechas se acumularon en depresiones adyacentes a la zona de
la falla. Como está fase de vulcanismo explosivo se calmó,
a los fluidos mineralizantes, se introdujeron en el ambiente
subacuático vía los mismas fallas y columnas volcánicas, pro-
duciendo depósitos tipo Kuroko en las depresiones existentes.
- 12 -
Estos nuevos fluidos mineralizantes también causaron una am-
plia distribución horizontal exalativa depositado en todo el
área. Este horizonte esta capacitado por una débil composi-
ción de metales básicos y mineralización de baritina, dentro
de la secuencia tufácea con altos valores de manganeso y fie-
rro.
c) Sedimentos de lutitas (lodolita) y cherts predominaron sobre
la deposición de carbonatos.
d) Depósitos bandeados de lodolita y chert con sólo pequeñas in-
tercalaciones de caliza. Los últimas, facies de mineraliza-
ción ocurrieron durante este periodo en menores cantidades de
baritina y sulfuros metálicos siendo introducidos dentro del
ambiente, de posicional de carbonato.
e) Tufos andesíticos ignimbritas, brechas y lavas extrusivas,
comprendiendo la unidad volcánica inferior.
f) Por lo tanto el núcleo del sinclinal Santa Cecilia es proba-
ble horizonte que guarda depósitos tipo kuroko.
2.5 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
En el distrito de Cocachacra, son conocidos los depósitos
- 13 -
tipo kuroko de Zn/Pb/Cu/Ba. El límite occidental de esta área
corresponde aproximadamente a la posición de las fallas Inclinado
y Chamorada.
Esta relación espacial es impresionante y las fallas Incli-
nado y Chamorada son la reactivación de una de las que fue acti-
va, la deposición de los estratos del grupo Casma. Tal falla de-
rivado al Este podría haber producido la localización de una de-
presión con rumbo al nor - noroeste del fondo marino, paralelo al
eje longitudinal de la cuenca deposicional del grupo Casma, ocu-
pando ahora una posición que corresponde al sinclinal Santa Ceci-
lia.
Los rasgos estructurales más importantes son: plegamientos,
fracturamientos y fallamientos, en rocas volcánicas-sedimentarias
del grupo Casma.
El sistema de fallas (estructuras mayores) esta compuesta
en orden de mayor importancia por:
- Las fallas NE-SW
- Las fallas N-S
- Las fallas NEE-SWW
- Las fallas NW-SE (estos presentan alto buzamiento)
Los dominios estructurales son complejos, por las fallas
- 14 -
que atraviesan el cuerpo mineralizado: corte de ladrones, split y
sistema de fallas E-W y N-S de alto buzamiento.
2.6 GEOLOGÍA ECONÓMICA
El depósito mineral está representado por cuerpos irregula-
res de baritina con presencia de cinc y plomo. Estas masas mine-
ralizadas están cortadas longitudinalmente (E-W) y transversal-
mente (N-S) por una serie de diques ígneos de composición básica
(dolerita) y otros andesíticos. Por su emplazamiento, estas son
post-mineral.
La mineralogía es simple existe abundante baritina (sulfato
de bario) con presencia de esfalerita (sulfuro de zinc) , acompa-
ñado de pirita (sulfato de fierro),y en menor cantidad se halla
la pirrotita ( sulfuro de fierro con magmetita), galena (sulfuro
de plomo) y menor concentración de chalcopirita, etc.
2.7 TIPO DE YACIMIENTO DE MINERAL
2.8 RESERVAS DE MINERAL
Los cuerpos mineralizados de la mina Santa Cecilia, son re-
lativamente pequeños y están caracterizados por su complejidad
estructural y por zonas de persistente alta ley de Zinc o bariti-
na.
- 15 -
Las reservas probadas y probables ascienden a 848 000 t
(cuadro No.2.1), con leyes de cabeza de zinc de 5,46 % y de plomo
de 1,05%, según el cálculo de reservas realizado por el departa-
mento de Geología de Perubar al 2000.
- 16 -
Cuadro No.2.1
RESUMEN DE RESERVAS MINABLES
t % Zn % Pb
a.- Mina Graciela
REMNANTS
Probadas
RIMAC D
Probadas
Probables
WEBS
Probadas
18 000
175 000
18 000
15 000
6,87 2,30
6,66 0,56
5,29 0,42
3,34 0,17
SUB TOTAL 226 000 6,35 0,66
b.- Mina Cecilia
CECILIA NORTE
Probadas
CECILIA SUR
Probadas
435 000
187 000
5,18 1,34
5,02 0,86
SUB TOTAL 622 000 5,13 1,20
TOTAL 848 000 5,46 1,05
Probadas
Probables
830 000
18 000
5,46 1,07
5,29 0,42
CAPITULO III
ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE
3.1 ASPECTOS GEOLOGICOS
El depósito de baritina, sulfuros masivos y stockwork están
remplazando el volcánico, fue formando a lo largo de un horizonte
de exhalita, asociado al grupo Casma y la edad del cretáceo me-
dio.
Ocurre en un pequeño y aislado techo colgante, flotando en el
batolito de la costa.
Actualmente los yacimientos que están en producción son Ceci-
lia (norte y sur), Graciela y Juanita en superación de pilares.
El mineral económico de mayor importancia es la esfalerita,
en menor proporción la galena y lo acompaña como ganga la bariti-
na, pirita y calcita, como roca encajonante tufos, lavas félsicas
y Calcosilicatos.
3.1.1 TIPO DE ROCA
- 18 -
Los tipos de roca que tenemos son:
Calcosilicatostufos
roca carbonatada de colorgris verdoso con venilla de
calcita.
Rampa Cecilia
Baritina, Zinc. Son de color claro con menor
proporción de esfalerita y
pirita.
Cecilia Norte
Zinc, Baritina Formato por esfalerita, gale-
na, baritina y pirita. Se
encuentra en aspecto masivo
de color negro.
Cecilia Sur.
3.1.2 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MASA ROCOSA DE BIENIAWSKI Y BAR-
TON
3.1.3. Características Mecánicas
Las masas rocosas son caracterizadas según el crite-
Esfalerita,Galena y pirita
RMR Q Densidadg/cm3
Comprensiónuniaxial MPa
Calidad
Cecilia Sur 60 4,22
4 70-150 Regular
Barítima , Zinc. CeciliaNorte
48 1,68
4,16 85-130 Regular
Barítima, Zinc CeciliaNorte
40 0,65
4,16 85-130 Mala
Calcosilicatos Rampa Ceci-lia
38 0,43
3,35 85-130 Mala
Calcosilicatostufo
Rampa Ceci-lia
30 0,2 3,35 75-120 Mala
- 19 -
rio Bienanwski RMR, resultando de calidad regular y mala,
con alternancia de ambas calidades en tramos cortos, como
consecuencia de la complejidad de la masa rocosa del yaci-
miento.
3.2 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
3.2.1 Sublevel Stoping (Experiencia de Minado en Mina Juanita)
3.2.1.1. Características del Yacimiento
El yacimiento se presenta en la forma de un
gran cuerpo mineralizado con dimensiones recono-
cidos que varía entre 60 a 150,0 m x 400 m de
extensión y una profundidad de 80,0 m buzamiento
entre 55° a 90° con leyes de 17,0% de Zn y 2,0%
de Pb, emplazados en rocas volcánicas y sedimen-
tarias con potencia buena.
3.2.1.2. Método de Explotación
Mina subterránea con sistema Trackles, el
método de minado es de cámaras y pilares con sub
niveles, relleno hidráulico cementado por recu-
peración de pilares.
En los tajeos primarios se preparaban aber-
- 20 -
turas de 4 x 14 x (70 a 100)m el cual se perfora
íntegramente el tajeo para realizar después la
voladura, extracción y rellenado con una mezcla
de 1/25, restableciendo el piso nivel superior,
el minado es ascendente.
En los tajeos secundarios (pilares) se prepa-
ran cruceros en el nivel inferior e intermedio
de 3,5 x 3,5 m de estos cruceros se perforaban
los anillos (abanicos) para realizar después la
voladura.
La extracción de mineral de un tajeo secunda-
rio (pilar) es descendente debido a que se expo-
ne el contacto techo. El contacto techo se expo-
ne según el avance de la extracción, es decir el
área total del tajeo se expone al final de la
extracción del mineral.
En un tajeo la abertura a ser rellenada es
de:
Ancho : 10 - 16m
Longitud : 25 - 30m
Altura : 30 - 60m
- 21 -
3.2.1.3. Disponibilidad de Equipo
La perforación se realiza con jumbos perfora-
dores hidroneumáticos y la voladura con anfo y ful-
minantes con retardos de milesegundos. El acarreo
se realiza utilizando scooptrams, diesel de 3,5 yd³,
en los pilares son accionados a control remoto. La
ventilación es forzada mediante el uso de ventila-
dores eléctricos. Desde el área de carguío, con
cargador frontal, se carga los volquetes de 25 t de
capacidad, para la extracción de mineral hasta su-
perficie.
3.2.2. Open Stoping (Minado aplicado en Mina Santa Cecilia)
Mina subterránea con sistema trackles, el método de
minado es el open stoping (espacios abiertos): cámaras y
pilares, con subnivel, relleno hidráulico cementado y recu-
peración de pilares.
- A partir de la rampa se construyen galerías principales
y cruceros de acceso al cuerpo mineralizado
- En los tajeos se preparan cruceros de 3,5 x 3,5 m de
estos cruceros se perforan todos los taladros del tajeo,
para realizar después la voladura
- 22 -
- La perforación se realiza con jumbos hidroneumáticos y
electrohidráulicos, taladros verticales o inclinados en
los anillos.
- La voladura se realiza con sistema no eléctrico con re-
tardos FANEL (periodo corto y periodo largo) en chime-
neas y con sistema eléctrico con retardo en milesegundos
(ms), en el resto del tajeo.
- La voladura se realiza cada uno o dos filas, rompiendo
un promedio de 1 500 t por disparo fila, usando el sis-
tema de voladura eléctrica.
- La extracción de mineral de un tajeo es en retirada de-
bido a que se expone el contacto techo, según el avance
de la extracción. Quedando expuesta el área total del
tajeo al final de la extracción del mineral.
- La extracción se realiza con volquetes convencionales
y/o equipo pesado Dumper K-250, desde la zona de car-
guío, hasta la planta concentradora “Graciela”.
- Se rellena completamente con relleno hidráulico cementa-
do (RHC), con mezcla de 1/25" ó 1/30" etc
- 23 -
- En un tajeo la abertura a ser rellenada es de:
Ancho : 8 m
Longitud : 30 m
Altura : 25 m.
- Cada tajeo es rellenado inmediatamente después de ser
abiertos completamente y culminado la extracción de mi-
neral roto
3.3. LABORES DE PREPARACIÓN
3.3.1 Galerías y Cruceros
Las labores preparatorias consisten en galerías de ac-
ceso a la rampa de 4 x 4 m, cruceros de acceso al tajeo de
3,5 x 3,5 m.
A partir de la rampa se construyen galerías y cruceros
de acceso al cuerpo mineralizado.
Los cruceros se prepararan en el nivel inferior, en to-
do el límite de la extensión de los tajeos. De estos
cruceros, se perforan los taladros hacia arriba: vertica-
les y/o inclinados en anillos (abanico), para realizar
después la voladura.
Los cruceros se realizan siguiendo el límite lateral
- 24 -
del tajeo, para perforar desde allí taladros de precorte
verticales o de poca inclinación, para proteger los pila-
res o tajeos adyacentes.
3.4 ETAPAS DE EXPLOTACIÓN
3.4.1 Diseño de Perforación y Voladura
El diseño de perforación y voladura, consiste en los
siguientes conceptos:
3.4.1.1 Chimenea
Son labores verticales o de pendiente mayor
a 45°, el diseño de la chimenea consiste en: 2 ta-
ladros de 5 pulgadas y 17 taladros de 2 pulgadas
de diámetro, dispuestos en un área de 2 x 2 m.
La chimenea sirve como cara libre para disparar el
slot. (Fig. No.3.3)
3.4.1.2 Slot
Se denomina así o un espacio que se abre,
teniendo como cara libre la abertura de la chime-
nea, cuyas longitudes son: al lado de la chimenea
y el ancho del tajeo. El slot, sirve como cara
- 25 -
libre para empezar o disparar las filas del tajeo.
Los taladros son verticales, de 2 pulgadas
de diámetro.
Su perforación consiste de taladros largos
en abanico en filas orientadas en dirección longi-
tudinal al tajeo.
3.4.1.3 Filas
Son taladros dispuestos en abanico cubriendo
todo el ancho del tajeo.
Las filas distan una de la otra 2m que se
considera el valor de burden y se ubica a lo
largo del tajeo.
La primera fila se dispara teniendo como
cara libre el slot, y las demás filas en reti-
rado del tajeo.
3.4.1.4 Pre corte
Es un método especial de voladura, que tiene por ob-
- 26 -
jeto proteger la superficie remanente alrededor de la
excavación (tajeo).
Su objetivo es: obtener superficie lisa y proteger la
roca del agrietamiento.
Pre corte y recorte son dos métodos utilizados cuando
interesa dar un tratamiento cuidadoso a la roca circun-
dante.
Se realiza mediante el empleo de un explosivo con una
reducida concentración de carga por metro y otras carac-
terísticas que se traducen en un efecto mas suave.
En la zona en que se va efectuar, el esquema de
perforación es considerablemente más denso de lo normal
en relación a las filas.
Cuando más deficiente sea la calidad de la roca, mas
necesario es la influencia de las voladuras subterráneas
en la roca circundante, juntamente con las leyes de la
mecánica de rocas, constituye un sector interesante de
la técnica minera.
Se hace detonar primero los barrenos del pre corte,
- 27 -
antes del tajeo propiamente dicho. Produce una grieta
entre los barrenos de pre corte.
La subsiguiente voladura del tajeo, la roca se des-
prende a lo largo de esta grieta.
La inclusión de taladros vacíos, entre los cargados,
hace mejor los resultados cuando sea preciso.
Es importante emplear espaciamiento y cargas correc-
tas para el tipo de roca que se trate.
3.4.2 Perforación
3.4.2.1 Equipo de Perforación
Los equipos son jumbos neumáticos y hidroneumáticos
y electrohidráulicos marca TAMROCK, cuya capacidad nomi-
nal es de 450 CFM y presión de aire comprimido requerido
es de 80PSI (16 pulg²), también se tiene un trackdrill.
Las partes importantes que requieren regulación,
son los siguientes:
- Las patas o gatas que se regulan con la guía de 2
niveles (1 longitudinal y otro transversal) para
- 28 -
ubicar en posición horizontal.
- El puente donde se desplaza el brazo o pluma del
equipo, su inclinación es en relación a la direc-
ción longitudinal del tajeo.
- El brazo o pluma, es donde se desplaza la perforada
o martillo, su dirección es en relación a la direc-
ción transversal del tajeo.
- La perforada o martillo, es neumática e hidráulica,
en donde es tan conectados las barras, coplas y ba-
rras, se desplaza por el brazo o pluma a medida que
se profundiza el taladro.
3.4.2.2 Accesorios de Perforación
El equipo de perforación, dispone de 15 barras, 15
coplas, 2 brocas, y un shanck adapter.
Las brocas se desgasta, según la dureza de la roca,
en este caso baritina y zinc, la vida útil es relativa-
mente alta para perforar roca blanda, siendo de 540 m
perforados con 5 afiladas.
Las barras y coplas, sufren desgastes por el es-
fuerzo del martillo (perforadora) que realiza para que
la broca penetre en el macizo rocoso. En baritina el
- 29 -
desgaste de barras, coplas y shanck, es mínimo, se con-
tinua utilizando en otras labores.
3.4.2.3 Mantenimiento de Equipo
A los operarios, se les proporciona regularmente,
grasa y aceite para lubricar partes importantes de la
máquina.
La empresa dispone de personal de mantenimiento,
las fallas mecánicas leves son reparadas en la misma la-
bor; si son más serias se trasladan al taller de mante-
nimiento.
3.4.2.4 Estudio de tiempos y eficiencia operativa y mecánica
Se realiza para planificar el tiempo de duración de la
perforación en una determinada labor en baritina, zinc, encon-
trándose parámetros reales en metros perforados por horas, ta-
rea, turno o día.
Tipo de Tareas
En el proceso de perforación se programa tareas de 12 horas
en 2 turnos diarios, pero también tareas de 8 h en 2 ó 3 turnos
diarios, dependiendo de las labores en perforación de manera
simultánea y la disponibilidad de personal.
- 30 -
Estudio de Tiempos Efectivos de Perforación por Guardia
Tipo de Guardia
Descripción
Unidad 12 horas 8 horas
Tiempo de trabajo
Entrada y salida a labor
Tiempo efectivo de trabajo
Prep. y Guard. de Equipos
Supervisión
Tiempos muertos
- Falla mecánica
- Falta de Aire comprimido
Tiempo efectivo de perforación
Efic. Operativa y Mecánica
Parámetros:
Metros perforados/g día
Metros perforados/hora
Horas
Horas
Horas
Horas
Horas
Horas
Horas
Horas
%
10
1,16
8,83
0,66
0,06
0,56
0,53
7,02
80
123
18,4
7
0,91
6,09
0,66
0,06
0,20
0,17
5,00
82
90,0
18,0
- 31 -
Estudio de Tiempos Netos de Perforación por Guardia
Descripción Unidad 12 horas
Tiempo de trabajo
No. de taladros perforados
No. de barras perforadas
Metros perforados
1.-
Tiempo de cambio de estación
No. de cambio de estación
2.-
Tiempo de cambio de inclinación
No. de cambio de inclinación
3.-
Tiempo de cambio de fila
No. de cambio de fila
4 = 1 + 2 + 3
Tiempo por cambio de posición
Tiempo neto de perforación
Parámetros:
Rendimiento. m. perf/hora
m
min
min
min
horas
horas
08
86
129
10
04
05
01
20
01
1,42
5,60
22
- 32 -
3.4.3 Taladros Largos en Abanico
El diseño de la perforación en abanico es distinto en cada
tajeo considerando sus dimensiones, forma y ubicación (figura
No.3.3).
3.4.3.1 Filas
El diseño de perforación en abanico de las filas se
basa en el diseño de la mina Juanita, en la recuperación
de pilares.
- Se considera como espaciamiento, a la separación má-
xima de los taladros en abanico, en su parte supe-
rior. Esta medida es de 2,6 m o 2,4 m.
- Se considera como burden, la distancia de la fila a
la cara libre (la cara libre iniciales es el slot), y
también a la distancia entre fila y fila. Esta medida
es de 2 m a 2,10 m.
- Los taladros en abanico, tienen una inclinación de
15° hacia el norte (dirección longitudinal al tajeo).
3.4.3.4 Pre Cortes
- El diseño de perforación de los pre cortes en abani-
co, se realizan con perforación mas denso en relación
a las filas burden de 2m – 1,5 m (ver Figura No.
- 33 -
4.1).
- El burden, es la distancia del pre corte a la última
fila del tajeo.
- Los pre cortes con taladros largos en abanico son di-
señados, como límites del tajeo, con la roca de con-
tacto o con otro futuro tajeo.
3.4.3.5 Slot
- El slot son filas de taladros en abanico perforados
en dirección longitudinal al tajeo.
- El espaciamiento es de 2,8m y la distancia entre fi-
las es de 2,0m.
3.4.4 Taladros largos verticales o inclinados
3.4.4.1 Chimenea
El número de taladros es de 17 de 2" de diámetro x
2 taladros de 5" de diámetro, con sección de 2 m x 2 m.
Su diseño es de arranque corte quemado, con la si-
guiente disposición de taladros:
- Taladros de 5 pulgadas de diámetro.
02 como primera cara libre (maricones).
- Taladros de 2 pulg. de diámetro.
- 34 -
05 arranque
04 ayuda arranque
08 cuadradores
Se perfora en 2 tramos
Ej. Longitud
NV 1085-1106 16m
NV 1109 - contacto techo 03m
3.4.4.2 Slot
Su diseño es de taladros verticales, dispuestos en
“V” en dirección de la chimenea.
3.4.4.3 Pre corte
Los taladros del pre corte, se perforan a lo largo de
los lados laterales de los tajeos, separados 0,7 m uno del
otro, para proteger los pilares adyacentes y obtener la
forma proyectada luego de realizar el minado.
3.4.5 Voladura
La secuencia de voladura es la siguiente:
1) El pre corte lado norte (en abanico) con el fin de crear un
plano de fractura que limite el tajeo, y ayude a la salida del
slot.
- 35 -
2) El slot, en abanico, para crear la cara libre que da salida a
las filas.
3) Las filas una a una y en retirada, para estar expuestos al te-
cho al momento de la extracción.
4) El pre corte lado sur, en abanico como límite del tajeo.
3.4.5.1 Sistema Eléctrico con Retardos
La voladura eléctrica se utiliza sólo para las
filas y se usan retardos de 30ms. Se dispara fila
por fila de acuerdo a la necesidad de mineral y a
sus leyes.
3.4.5.2 Sistema no eléctrica con retardos (chimenea)
Se utiliza FANEL o (TECNEL) periodo corto y
largo, el de periodo corto es de color rojo son los
iniciadores y son de miles segundos y periodo largo
son de color blanco y son de 1/2 segundo son para
las ayudas, cuadradores.
La carga de los taladros consiste en paquetes
de 3 cartuchos de dinamita o Iremita y ANFO.
Una vez cargados todos los taladros, los co-
- 36 -
nectores FANEL se conectan a una línea con cordón detonante
5P, la que a su vez es unido a 2 fulminantes común No. 8
con guías de seguridad de 3 pies, los cuales se chispean.
- La detonación de la carga explosiva de los taladros, con
mayor tiempo de retardo (mas espaciado) para asegurar
que la cara libre se vaya abriendo gradualmente, lo que
no se logrará con un disparo eléctrico.
- La presencia de agua en los taladros al momento de car-
garlas y ejecutar el disparo.
La cuadrilla de voladura es de 2 trabajadores (maestro
y Ayudante) con apoyo de equipo pesado ANFOCARD.
3.4.6 Extracción a Zona de Carguio
3.4.6.1 Equipos Utilizados
La extracción a la zona de carguío, se realiza con
equipo pesado y se tiene los siguientes scooptrams:
02 ST 1000 10 yd³
01 WAGNER 6C6 yd³
02 TORO 3,5 yd³
Las dimensiones del scooptrans están considerados
en las dimensiones mínimos de la galería de preparación
sea de 3,5 m x 3,5 m de sección, con una pendiente máxi-
ma de 15%.
- 37 -
La empresa tiene 5 scooptrans y todos tienen con-
trol remoto, para ser utilizados en condiciones críti-
cas, motivados por la caída de rocas del techo del ta-
jeo, al quedar mayor área libre expuesta, a medida que
se avanza con la extracción del mineral.
3.4.6.2 Distancias recorridas
El mineral se extrae del tajeo y se deposita en una
zona llamada de almacenamiento.
La longitud de un tajeo es de 35 m entonces las
distancias que recorre el scooptrams, para efectos de
estudio, depende si se encuentra al inicio, intermedio o
final del minado del tajeo, correspondiendo distancias
mayor, media y menor respectivamente, y si el recorrido
se hace en pendiente positiva o negativa.
3.4.6.3 Estudio de Tiempos
El estudio de tiempos se realizan para obtener pa-
rámetros de tiempos de extracción y ser utilizados en
fines de planeamiento de minado.
- 38 -
Carguío de mineral
Para el carguío de mineral o desmonte se utiliza 3
scooptrams, dependiendo de la operatividad de los scoop-
trams o de las tajeos, pero se usan los ST 1 000 o
el Wagner 6C.
Los equipos utilizados están en función a las zonas
de carguío, son especialmente preparados para realizar
el carguío, con scooptrams. Por contar la empresa con
suficiente número de estos, y además permite operar sin
necesidad de elevar demasiado el techo de la excavación.
3.4.7 Transporte Interno de Mineral
3.4.7.1 Equipo utilizados
El transporte interno, se realiza con los siguientes
equipos: volquetes. convencionales de propiedad particular
y que opera en la mina por sistema de cobro por tonelada de
mineral o desmonte transportado.
- Capacidad nominal 25-30 t y de 15 t
- Marca VOLVO (doble eje)
Equipo de carga de bajo perfil. De propiedad de la
empresa
Marca : Dumper K-250 (Kiruna)
Capacidad Nominal : 30 t
- 39 -
3.4.7.2 Distancias Recorridas
Los equipos de transporte, recorren la distancia
desde la zona de carguío, que se encuentra en el nivel
inferior del tajeo, hasta la planta concentradora Gra-
ciela en el NV: 1260 en superficie.
La vía de la rampa es de 4 x 4m² de sección recorri-
do con carga en pendiente de +10% a +12%.
3.4.7.3 Estudio de Tiempos de Transporte
Luego de efectuarse la carga, los volquetes viajan
con carga en pendiente positiva, al llegar a la planta
Graciela, se deben ubicar en la balanza donde se contro-
la el peso en tH, que transporta el equipo, luego efec-
túa la descarga en la cancha y luego nuevamente ingresa
a la balanza electrónica, para el pesaje del volquete
vacío, con el objeto de determinar si se ha quedado im-
pregnado parte de la carga especialmente cuando esta mo-
jada. Luego retorna vacío a la zona de carguío, reco-
rriendo la rampa en pendiente negativa.
Los volquetes y kirunas se distribuyen en la mina
en distintos tajeos, dependiendo de los tajeos en pro-
- 40 -
ducción y de las leyes de mineral.
3.5 RELLENO
Para reestablecer el equilibrio del macizo rocoso, inmedia-
tamente después de haber terminado la extracción de mineral roto
del tajeo, se procede a rellenarlo.
Se utiliza relleno cementado, de transporte hidráulico.
Este tipo de relleno, resultado de la mezcla de relaves y cemen-
to. Estos componentes tienen las siguientes características:
Relaves: totales (sin separar finos y gruesos)
Malla 325, finura de relave, indica el % de finos en el re-
lave que produce la planta 40-50% de finos (muestra tomada antes
que llegue al espesor). Relave que va ha la mina 35-40% de finos
(muestra tomada de la pulpa). La producción de relaves en la
planta, está en función, a los minerales que se trata, para los
cuales se determina su gravedad específica S.G. (kg/l), siendo
los principales los siguientes:
Relaves de:
S.G
Baritina 3,9
Zn + Ba + Fe 3,8
Mineral + desmonte 3,7
- 41 -
Cemento portland tipo I–SO1
3.5.1 Requerimiento de Relleno
Se estima a partir de la siguiente fórmula:
d × HRc = -----------------
1 + H/L
Donde:
Rc : Resistencia comprensiva no confinado de re-
lleno cementado (Kpa)
d : Densidad in situ del relleno (t/m³)
H : Altura del tajeo (m)
L : Longitud del tajeo (m)
Factor de conversión 9, 81 kn/t.
3.5.2 Características del Relleno Cementado
De los ensayos realizados, se encuentran los siguientes.
Mezcla : cemento / relave = 1/25
Tiempo de fraguado = 3 meses
Densidad In situ = 2,6 g/cm³
Resistencia comprensiva no confinado = 400-600 Kpa
3.5.4 Control de Calidad
- 42 -
Para que el relleno cementado, pueda llegar a la mi-
na con las características requeridas, se tiene que ejecu-
tar un minucioso control de calidad, mediante la toma sis-
temática de datos de campo de relaves totales cada hora y
de la pulpa (relaves totales + relaves secos filtrados cada
15 minutos).
3.5.3.1 Mediciones de Campo
Densidad y caudal de relaves totales, sólidos
del espesador. La densidad promedio es de 1750 kg/l.
El caudal resulta de medir el tiempo en seg. que de-
mora en llenar un recipiente de 206 l. El tiempo es
de 15 s. Por lo tanto el caudal es de 13,7 l/s
Cantidad de cemento. El cemento se alimenta
desde silos (en forma cilíndrica en la parte supe-
rior y tronco de cono en la parte inferior) de 41 t
de capacidad y 6 410 t/m. Se abre una pequeña com-
puerta y el cemento pasa a través, de un dispositivo
en forma de gusano que funciona con motor eléctrico,
regulando el flujo hacia el cajón mezclador en donde
llega también la pulpa. En un recipiente se toma una
- 43 -
muestra de cemento que cae en un tiempo aproximado
de +/- 5 segundos, se pesa en una balanza, dando un
valor promedio de 3 600 kg.
3.5.3.2 Cálculo de Campo
Con los datos encontrados de las mediciones de
campo, se produce inmediatamente a realizar cálculos
mediante fórmulas matemáticas, para encontrar pará-
metros que nos permitan evaluar si el envío de re-
lleno es correcto.
- Tonelada por hora de la pulpa (TPH pulpa)
TPH pulpa = 3,6 x caudal pulpa x densidad pulpa.
- Porcentaje en peso de sólidos (% sólidos)
S.G pulpa x (densidad pulpa-1)% sólidos = ------------------------------------ x 100
(S.G. pulpa -1) x densidad de pulpa
Donde:
S.G. gravedad específica.
Para un valor de S.G. = 3,7 se tiene un valor
promedio de 70% de sólidos.
- Tonelada por hora de sólidos (TPH sólidos)
TPH pulpa x % sólidosTPH = ------------------------
100
- 44 -
Este valor, nos indican si se está enviando relleno
de acuerdo a la capacidad de la bomba, sin que el motor de
esta se sobre caliente. los TPH de sólidos deben estar en
el rango de 75 a 80, para lograr este resultado, se debe
graduar la densidad de la pulpa que debe estar en el rango
de 12 a 15 l/s
- Toneladas por hora de cemento (TPH cemento)
Peso de cemento llenadoTHP cemento = 3,6 x ---------------------------------
Tiempo de llenado
El valor promedio es de 3,0 a 3,2 TPH de cemento.
- Proporción de mezcla, entre sólidos y cemento, expresado
en fracciones.
1Mezcla = -----------------
TPH sólidos------------------
TPH cemento
La proporción de mezcla con los valores obtenidos es
un promedio de 1/25 (1 cemento por 25 de relaves).
3.5.3.3 Reporte de Mediciones y Cálculo de Campo
El personal responsable, debe llenar un formato con
cada medición y cálculos realizados, cada 15 minutos; lue-
go se saca un promedio del total de las mediciones, obte-
- 45 -
niéndose:
TPH de sólidos
TPH de cemento
Horas de envío de relleno cementado a la mina.
Con estos datos se puede obtener las toneladas de
relleno que ingresan a la mina y las t de cemento consumi-
das.
El consumo de cemento calculado es confrontado con la
medición de los silos. Esta medición se realiza al inicio
y al final de la operación de envío de relleno cementado a
la mina. La diferencia en metros se multiplica por 6,410
t/m dando el consumo real de cemento. Entre ambos valores
obtenidos no debe existir significativa diferencia, esto
indicará que el control de calidad de relleno cementado
está bien efectuada.
3.5.4 Equipos de Preparación y Envío de Relleno Cementado
El circuito de preparación de relleno cementado, (ver figu-
ra No.3.1) consta de lo siguiente:
- Espesador de relaves
- Acondicionador de pulpa
- Silos (cemento)
- Cajón mezclador (pulpa y cemento)
- 47 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.3.1
FLOW SHEET PLANTA CONCENTRADORA Y DE RELLENO
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 48 -
Este relave seco filtrado es alimentado a una tolva
por un cargador frontal y llevado mediante una faja trans-
portadora portátil al acondicionador de pulpa donde se mez-
cla con el relave espesado proveniente directamente del es-
pesador.
3.5.5 Envío de Relleno a la mina
Tubería de polietileno de 3" de diámetro, instalado
desde la planta (NV1260), por superficie hasta el NV 1178
(Graciela) luego en mina subterránea por la rampa hasta el
NV 1130 donde están las llaves maestras para llevar el re-
lleno a los tajeos a rellenar, donde están perforados tala-
dros de 5" de diámetro que llegan a los techos de los ta-
jeos a rellenar.
El relleno cementado de transporte hidráulico es im-
pulsado por la bomba eléctrica a través de la tubería y
luego por los taladros de 5 pulg de diámetro hasta llegar
al tajeo.
3.5.6 Preparación del Tajeo para el Relleno
3.5.6.1 Instalación de Tapones
Los tapones tienen como función el sellar las
- 49 -
aberturas de acceso al tajeo cubriendo totalmente la
sección de estas.
Los materiales que se usan son los siguientes:
- Maderas de eucalipto de 8" x 8" x 14' (troncos)
que son colocados verticalmente como parantes, y
otros en forma horizontal, como refuerzo.
- Maderas de eucalipto de 2" x 8" x 12' (tablas) que
son colocados en forma horizontal y fijaos sobre
los pilares, del lado fuera del tajeo, cubriendo
la sección de la abertura, espaciados 10 cm uno
del otro.
- Fierro de construcción de 1" de diámetro, son tra-
bajados en talleres dándole la forma de grampa, se
utilizan en taladros de 3' que previamente han si-
do perforados.
- Terran, es una tela especial que se coloca cu-
briendo totalmente la sección de la abertura, del
lado dentro del tajeo, es fijado sobre la madera
con clavos y pegamento terokal.
- Para cubrir los bordes del techo, piso y paredes
de la abertura se prepara cemento con yeso (dia-
blo) una mezcla de armado inmediato.
3.5.6.2 Instalación de Tuberías de Drenaje
- 50 -
Se utiliza tubería plástica de 4" de diámetro
de color amarillo ó negro, flexadren de polietileno
de alta calidad, muy flexible con perforaciones
transversales en las ranuras de ondulación Figura
No.3.2).
Para ser instalados se forran con tela de te-
rrán, en forma de mangas. El forro con el fin de
proteger las tuberías evitando que el relleno pene-
tre.
Estas tuberías se instalan de la siguiente ma-
nera:
- Del nivel superior del tajeo son perforados 3
taladros de 5" de diámetro que comunican al te-
cho del tajeo pasar el tubo de drenaje y se re-
cupera en el nivel inferior del tajeo.
- El otro extremo de la tubería de drenaje sale
por un orificio en uno de los tapones del tajeo.
- 51 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.3.2
MINA CECILIA – SISTEMA DE R H C
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 52 -
La manera como funciona el drenaje es cuando
el relleno llega al tajeo, el sólido se asienta y
el agua queda en la parte superior, el agua entra a
través de la tela terrán hacia la tubería por sus
pequeños orificios, luego conducida hacia el tapón
y eliminada del tajeo.
Al iniciar el envío de relleno cementado al
tajeo, hasta que se pase al tapón se envía una hora
por turno, para que se vaya asentando poco a poco y
evitar que el tapón ceda a la presión que ejerce el
relleno sobre el. Luego de pasar el tapón el envío
es continuo en 3 turnos de 8 horas, interrumpidos
sólo por defectos mecánicos en las instalaciones de
planta, o escapes de relleno por paredes adyacentes
o por el tapón del tajeo en mina.
3.6 SOSTENIMIENTO
El sostenimiento que se realiza en Cecilia Norte y Sur, se rea-
liza en Cruceros a los tajeos, cruceros de exploración, rampa prin-
cipal, by pass, zonas de carguío y en los tajeos de producción.
3.6.1 Cruceros a los tajeos
- 53 -
El sostenimiento se realiza en los cruceros donde se
va ha perforar con el jumbo y estos tienen una vida tempo-
ral.
3.6.2 Cruceros de Exploración
Se realiza siguiendo las mineralización, hasta lle-
gar al contacto y luego preparar los futuros tajeos y estos
tienen una vida intermedia.
3.6.3 Rampa Principal
Esta labor tiene una sección de 4 x 4m² y se hace en
roca y tiene una vida permanente.
3.6.4 Tipo de Roca
Los tipos de roca que tenemos en la mina son:
- 54 -
Color Labor Tipo
Calcosilicatos y
tufos
gris verdoso con veni-
llas de calcita.
Rampa Cecilia Pobre
Baritina y Zinc Gris claro con pirita y
esfalerita.
Cecilia Norte Regu-
lar,
mala
Zinc y Baritina Esfalerita, galena, ba-
ritina y pirita color
negro de aspecto masivo.
Cecilia Sur Regular
3.6.5 Clasificación Geomecánica de Rocas
Se realiza de acuerdo al valor de masa rocosa (RMR)
RMR Q g/cm³densidad
Calidad
Baritina, Zinc Cecilia Norte
Cecilia Norte
48
40-30
1,68
1,68
4,16
4,16
Regular
mala
Zinc - Baritina Cecilia Sur 60-41 4,22 4,00 Regular
Tufos, colcocilicatos rampa Ce-
cilia
30-21 0,20-0,43 3,55 Mala
- 55 -
3.6.6 Tipos de Sostenimiento
Los tipos de sostenimiento, se tiene en dos modalidades.
3.6.6.1 Refuerzo
Los split set de 5' x 7' de largo con su platina,
los pernos mecánicos como de mariposa, cuña de 4' 6' y
8' y los pernos de fierro corrugado con resina, cembol
de 7'y 10' de largo, los pernos Swelley y cables de ace-
ro de 5/8" de diámetro cementados.
3.6.6.2 Soporte
Concreto lanzado, malla concreto lanzado con fibra,
cimbras metálicas, cuadros de madera, postes metálicas.
Cuando se combina el refuerzo y soporte, se tiene
los siguientes tipos de sostenimiento:
- Split con malla.
- Split con malla y concreto lanzado
- Split set con concreto lanzado y fibra.
- Fierro corrugado con cembolt, malla y concreto lan-
zado.
- 56 -
3.6.6.3 Trazos de Perforación para Pernos
Los trazos de perforación para el colocado de pernos es por
filas y en zig zag. En la mina Cecilia, se utilizaba el tra-
zo de zig zag como se observa en la figura I y II.
3.6.6.4 Sostenimiento con cables de Acero
Este tipo de sostenimiento se utiliza en los tajeos, para
evitar desprendimiento de roca y para estabilizar las zonas de
carguío parámetros de sostenimiento (fig. No.3.3):
- Diámetro de cable de acero = 3/4"
- Diámetro del taladro = 2"
- Longitud del cable = 10 a 25 m
- Relación agua cemento =
- Malla de perforación = 2,0 x 2,0m
- 57 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.3.3
VISTA TRIDIMENSIONAL TAJEO 200 AL CONTACTO TECHO
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 58 -
TRAZOS DE PERFORACIÓN PARA SOSTENIMIENTO
Figura I
Número de pernos: 17
Area : 2 x 7,2 = 14,4 m2
Factor : 1,18 pernos/m2
Nota:
- En un terreno de baritina - zinc con un RMR de (60) (Roca Regu-
lar) debe usar la distribución de pernos de la figura (I).
- En tufos, calcosilicatos con un RMR de (38-48) usar la distribu-
ción de pernos de la figura (II).
- Cuando en un crucero de baritina - zinc, calcocilicatos - tufos,
se levanta el techo debe lanzarse un shocrete preventivo.
- 59 -
Figura II
Número de pernos: 20
Area : 2 x 6,4 = 12,8 m2
Factor : 1,56 pernos/m2
3.7 SERVICIOS AUXILIARES
3.7.1 Ventilación
En la mina de Cecilia tenemos ventilación forzada, me-
diante ventiladores eléctricos (figura No.3.4).
Tenemos:
- Equipos Succión - ventilador axial de 100 000 cfm
Auxiliares para cada nivel de 20 000 a 30
000 cfm.
Temperatura = 21°C
Humedad relativa = 97 %
- 60 -
Necesidad de aire = 4487 m³/min
Ingresa = 4750 m³/min
Velocidad = 235 m/min
El esquema general del sistema de ventilación para la mina
Santa Cecilia está básicamente planeado en su ingreso del
aire limpio y fresco a interior mina de una forma descen-
dente hasta el nivel inferior, cuyo ingreso es por la ram-
pa, en su recorrido fluye también por los tajos con una ve-
locidad dentro del rango de aceptación por el “Reglamento
de Seguridad e Higiene Minera”. Finalmente el aire viciado
es evacuado por chimeneas hacia superficie, donde se en-
cuentra un ventilador de succión de 100 000 cfm. También se
tiene ventilación secundaria o ventilación auxiliar, con
ventiladores de 20 000 a 30 000 cfm. Con sus respectivos
ductos. En este sistema de ventilación tiene por objeto
brindar y mantener un ambiente adecuado de trabajo y permi-
ta evacuar los humos y gases como consecuencia de la ex-
tracción y de los disparos producidos.
- 61 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.3.4
SISTEMA DE VENTILACIÓN – MINA CECILIA
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 62 -
- Se tiene chimeneas de 5' x 7' de diámetro de RAISE BO-
RING
- Ventanas regulables en los diferentes niveles de produc-
ción.
3.7.2 Aire Comprimido
En la actualidad se cuenta con una casa de compresoras
estacionarias que a continuación detallamos:
Casa compresoras:
Se encuentran compresoras estacionarias que generan un cau-
dal total de:
Q = 2 760 CFM
A continuación vemos sus características:
- Presión atmosférica : 1 000 BAR
- Temperatura ambiente: 25 °C
- Humedad relativa : 75%
- Q = caudal entregado a: 1 250 m.s.n.m.
- 63 -
Compresor Marca Modelo Serie No. CFM
1
2
3
4
Joy
Gadner Denuer
Atlas Copco
Gardner Denuer
WNA112
565765..
XA
4ND40
5666
------
------
29327
600
760
350
1 050
Total 2 760
Estas 4 compresoras se arrancan paulatinamente según
la demanda manteniendo una presión de 100 lb., como máximo.
El circuito comprende al inicio con tubería de 8" que
recorre el troncal y va repartiendo a todos los ramales,
reduciendo el diámetro de 6", 4", 2" respectivamente.
3.7.3 Agua para Perforación
Esta necesidad está solucionada con las filtraciones de
agua que hay en interior mina y que se capto en los niveles
superiores en tanques de los cuales se distribuye por tube-
rías de 2" a los diferentes niveles y labores en interior
mina.
CAPITULO IV
PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS
4.1 GEOMECÁNICA DEL MACISO ROCOSO
En la mina se tiene los cuerpos WEBS, Rimac, Cecilia Norte y
Cecilia Sur. De acuerdo al estudio de D. Córdova en 1995 en la
mina Cecilia, se tiene lo siguiente:
4.1.1 Propiedades Físicas, Mecánica y Elástica de la Roca
Roca Peso Especí-fico(g/cm³ )
Resistencia a laComprensión
Módulo de Elas-ticidad
Mineral 4,16 695,3 370,000
Calcosilato 3,35 1 177,2 920,000
Lava Volcánica 2,72 1 050 775,000
- 65 -
4.1.2 Clasificación Geomecánica - RMR (BIENIAWSKI)
LABOR RMR CALIDAD ROCA TC(Mpa)
TAJEOS
41-60 Regular Zn.Ba (Mineral de Zinc) 90-120
21-40 Mala Ba,Zn (Min,Baritina,Zinc) 25-71
RAMPA 21-30 Mala Lavas, Calcosilicatos 25-97
Nc = Resistencia comprensiva uniaxial de la roca intacta
Nt = 1/6 Nc = Resistencia a la atracción de la roca
Dimensiones de los Tajeos:
- Anteriormente : 14 x 60 x 10 a 50 m
- Después del estudio de mecánica de rocas, la dimensión del ta-
jeo es de:
7 x 15 x 25 m.
4.2 TAJEOS
4.2.1 Tajeos de Cámara Superior e Inferior
Cálculo del burden de perforación (B2):
12/)11/(()2/1(3/122
223/1
12 xDexVeSGxVeSGxdrdrxKBB
Donde:
- 66 -
Ve1 = Velocidad de denotación de la dinamita = 12000
pies/seg.
SG1 = Gravedad específica de la dinamita = 1,3
KB1 = Relación de carga promedio = 30
De = Diámetro de explosivo = 2"
Dr1 = Densidad de la roca = 160lb/pies 3 = 2,6 t/m3
Ve2 = Velocidad de denotación del ANFO = 15881 pies/seg.
Dr2 = Densidad de mineral = 3,8 t/m3= 234lb/pie
3
SG2 = Gravedad especifica del ANFO = 0,88
B2 = 30 x (160/234,08)1/3
[ ]B x x x2 30 160 23408 088 15881 13 12000 4716513 2 2 1 3= =( / , ) ( , , )/( , , ) , '/ /
B2= Burden de perforación teórico = 1,44 metros.
Después de las pruebas de voladura, se quedó con un burden de
perforación de 1,7 metro a 1,80 metro en terreno regular.
- 67 -
Método de carguío:
Carga Desacoplado continuo
Recorte (paredes) con maconita.
Carga con ANFO con taco de 1,8 m y fulminante eléctrico
de 30 ms (taladros del 1 al 7)
Labor Nv. 1207 al Nv. 1219 (21)
Longitud deltaladro m
Taco m Número defulminantesunidad
ANFOkg
Dinamita7/8” x 7”unidad
Maconita5/8”x20”unidad
Factor decarga kg/mpared
9 1,8 31 175 62 144 0,26
Factor de carga del tajeo: 0,08 kg/t
- 68 -
Método de carguío:
Carga Desacoplado discontinuo con pentacord 3P
Precorte y Recorte (paredes del tajo).
Carga de baja densidad espaciada con pentacord 3P Los
taladros del 2 al 7)
Labor Nv. 1207 al Nv. 1193 (24)
Longitud deltaladro m
Factor decargakg/t
Número defulminantesunidad
ANFOkg
Dinamita7/8” x 7”unidad
Densidad decarga kg/mpared
10,5 0,033 31 70 347 0,135
Fulminante eléctrico de 30 ms
Diámetro del taladro: 2”
- 69 -
MINERAL DE BARITINA, ZINC
B = 1,80 metro
S = B x Ks = 2,0 metros Ks = 1,18
T = B x Kt = 1,8 metros Kt = 1,0
H = B x Kh = 10,5 metros Kh = 6,17
MINERAL DURO (WEBS RIMAC)
B = 1,50 m
S = B x Ks = 1,80 m Ks = 1,18
T = B x Kt = 1,60 mKt = 1,06
H = B x Kh = 9,25 m K h = 6,17
4.2.3 Tajeos sin Cámara Superior
El espaciamiento de los taladros en una fila de un aba-
nico y el burden se tomó del diseño anteriormente menciona-
do, se ajustó al tipo de roca de Cecilia.
B = 2,0 m
S = 2,0 a 2,20 metros
H = Longitud de carga = 2/3 de longitud de taladro
= 2/3H
PC = Longitud de carga = 2/3 de la longitud de ta-
ladro = 2/3
T = 1/3 de la longitud del taladro = 1/3 H
- 70 -
PRECORTE
El objetivo principal del presente informe es determinar el
espaciamiento óptimo en los taladros del precorte en los diferen-
tes tipos de terreno, de tal modo que ocurra fracturación de las
y el techo de los tajeos.
En consecuencia es diseñar el mejor explosivo que no genere
mucha presión dentro del taladro entre la resistencia comprensiva
y tracción de la roca.
El precorte sirve para proteger las paredes adyacentes al mo-
mento de minar los slots o las filas, y estos están distanciados
de acuerdo al tipo de roca, que va de 0,50 a 0,70 uno de otro.
Como se dice el precorte se dispara antes de las últimas fi-
las, y tenemos precortes en abanico y verticales y su forma de
carguío es distinto.
Se utiliza las siguientes fórmulas:
1) Pt = 1,69 x 10-3
p D2Carga acoplado al 100%
2) Pt dc = 1,69 x 10-3
p D2
(rc/rh)2,4
Carga desacoplada conti-
nua.
3) Pt dc= 1,69 x 10-3
p D2(rc/rh C )
2,4carga desacoplada
y espaciada.
- 71 -
4) S 2rh ( )Pt T
T
+
Donde:
Pt = Presión dentro del taladro en psi
p = Gravedad específica del explosivo
D = Velocidad de detonación de explosivo en pies/s
rc = Radio de la carga explosiva en pulgadas
rh = Radio del taladro en pulgadas
S = Máximo espaciamiento entre taladros del precorte en
pulgadas.
T = Resistencia a la tracción de la roca (psi)
C = Porcentaje de la longitud de carga (en decimal)
Entre los explosivos usados en el precorte tenemos al ANFO, Dina-
mita y maconinta y sus características son:
Dinamita y Maconita : Velocidad de detonación = 11333 pies/s
Gravedad especifica = 0,93
Remplazando estos datos en las secuencias 1), 2), 3),4) se tiene
la siguiente tabla.
Explosivo rcpulg.
rhpulg.
rc/rh Ptpsi
Ptdepsi
Ptdspsi
S1m
S2m
ANFO
2 2 1 375081 - 41597 1,76 3,74
11/4 2 0,625 - 121405 - - -
- 72 -
1 2 0,5 - 71064 - 1,3 219
Dinamita 7/8 2 0,4375 - 27759 - 0,71 0,81
7/8 2 0,4375 12082 0,30 0,41-1,0
Manconita 5/8 2 0,3125 - 12379 - - 0,71
Dinamita 7/8 1,77 0,494 - 37166 - 0,80 -
S1 = Espaciamiento entre taladros en un terreno de zinc, baritina.
S2 = Espaciamiento entre taladros en un terreno de baritina, zinc.
En la práctica de las voladuras del precorte, se tiene lo si-
guiente:
En Zinc, Baritina S = 1,00 m, Cuando se usa ANFO.
En Zinc, Baritina S = 80 cm. Cuando se usa Dinamita y maconita
(figura No.4.1).
En Baritina, Zinc S = 1,0 m Cuando se usa dinamita (figura
No.4.4).
En Baritina, Zinc S = 2,00 m Cuando se usa ANFO
En Baritina, Zinc S = 0,50 m, Cuando se usa Dinamita espaciada
ROCA Jc (Mpa) Jc ( Kg/cm²) Jc (PSI) JT (PSI)
Zn,Ba 90-120 900-1 200 12 800-17 067 2 133-2 844
Ba,Zn 25-21 250-210 3 555-10 098 592-1 683
Lavas,calcosilicatos 25-97 250-970 3 555-12 793 592
1 Mpa = 10 kgf/cm²
- 73 -
1 Kg-F/cm² = 14,22 psi
Las condiciones para no crear fracturas alrededor del taladros,
son:
- La presión del explosivo dentro del taladro no debe ser mayor
que la resistencia compresiva de la roca.
- El radio de acoplamiento entre el diámetro del taladro y el
diámetro del explosivo debe ser mayor o igual que 2, ya que la
presión del explosivo decrece con el radio de acoplamiento.
Explosivo Diámetro taladro Diámetro explosivo Radio acoplamineto
Dh Dc Dh/Dc
2 2 1
ANFO 2 2 2
2 1/2 4
DINAMITA 2 7/8 2,28
MACONITA 2 5/8 3,2
4.3 VOLADURA CONTROLADA CON TALADROS LARGOS EN TAJEOS
En tajeos primarios donde ambas paredes son mineral, se pre-
sentan dos casos:
4.3.1 Tajeos sin cámara superior
En esta clase de tajeos se presenta dos casos.
- 74 -
Desde un crucero paralelo al tajeo, se hace la perforación
de los taladros del precorte de techo de tajeo a lo largo
del crucero, con el Jumbo Neumático Tamrock o el Jumbo Hi-
dráulico Tamrock (Figura 4.1).
Los taladros del techo tienen una ligera inclinación más
o menos 7°, esto es con la finalidad de compensar la des-
viación sufrida por la caída de los taladros, por el propio
peso del varillaje (16 metros) esto es en el caso de tener
un solo crucero, cuando hay dos cruceros paralelos, se ne-
cesita perforar 13 metros.
Entre los taladros de la voladura primaria y los tala-
dros del techo hay una distancia de 1 metro, que será el
burden (B) ver figura No. 4.1
- 75 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.4.1
TAJEO SIN CAMARA SUPERIOR
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 76 -
Hay dos secuencias de voladura, una de ellos es disparar
los taladros primarios y luego los taladros del disparo
controlado, utilizando pequeños periodos de retardo con la
finalidad de efectuar un mejor corte.
La otra secuencia de voladura es disparar los taladros
del disparo controlado y luego los taladros de la voladura
primaria.
4.3.1.1 Método de Carguío
a. Carga Desacoplada Continua
-a.1 Se cargó el anfo manualmente en tubos de plás-
tico de 1 1/4", 1" de diámetro por 3 metros de
largo acoplándose una a continuación de otro
con línea de pentacord o fulminante eléctrico
de MS (milisegundo), en cada tubo de 3 metros,
se coloca un medio cartucho de dinamita para
asegurar la detonación total de taladro, ver
figura No. 4.2.
Se usa retardo de MS de corto periodo para
mejorar la acción de corte entre taladro y ta-
ladro.
- 77 -
- a.2 Para los taladros del precorte del techo y
paredes laterales del tajeo, se uso tubos de
maconita de 5/8" de diámetro y fulminante
eléctrico a lo largo del taladro, al inicio
del taladro se taponea con yute.
La secuencia de voladura fue disparar los
taladros de producción y luego los taladros
del disparo controlado en forma simultánea con
retardos del mismo número, ver fig N°4.3.
b. Carga Desacoplado Discontinuo
Se amarra los cartuchos de dinamita en una línea
de pentacord distanciados 20 centímetros una a con-
tinuación de otro y en la entrada del taladro, se
amarra un fulminante eléctrico de MS. Ver figura
No.4.4
Todos estos taladros se dispararon en forma si-
multánea, usando retardos del mismo período y creó
más vibraciones sobre el techo o las paredes del ta-
jeo.
- 79 -
La perforación para estos taladros del precorte,
se realizó del Slot o de un crucero paralelo al ta-
jeo.
4.3.2 Tajeos con cámara superior
Cuando el terreno es bueno, se abre la cámara con máquina
perforadora Jack Leg, que nos permite hacer un techo uniforme
disminuyendo el riesgo potencial futuro de caída de rocas.
En un terreno de Baritina, Zinc, se efectúa un crucero y lue-
go un Slot de 3,5 m x 3,5 m de sección, cada metro de avance es
enmallado y shocreteado, la distancia vertical entre cada nivel
varía de 10 a 25 m. La perforación descendente es realizada por
los jumbos neumáticos y la ascendente por el Jumbo hidráulico de
los diferentes niveles
4.3.2.1 Método de Carguio
Carga de Baja Densidad Espaciada
En un terreno bueno como los cuerpos de Juanita, Webs
los taladros del precortes se carga uno si y el otro se
deja vacío en este caso la longitud de carga, es igual
que los taladros de producción.
- 80 -
En un terreno de Baritina, Zinc, cuando el car-
guío del precorte es del nivel superior, se coloca
un taco al fondo del taladro, luego ANFO, luego el
Cebo con una línea de pentacord o fulminante eléc-
trico, luego se agrega ditritus de la perforación y
nuevamente una columna de ANFO.
Si el carguío es del nivel inferior, se usó el
método a1, a2 y el método es cargar un taladro con
ANFO y dejar vacío el otro taladro.
La secuencia de voladura fue: primero sale todos
los taladros de producción y luego los taladros de
la voladura controlada.
4.4 VOLADURA CONTROLADA EN LA RECUPERACIÓN DE PILARES
Previamente los tajeos primarios deben estar rellenados con un
tiempo de curado de 30 días a 56 días, teniendo las siguientes
propiedades del relleno cementado:
Relación de Cemento/relave : 1/25
Tiempo de curado : 56 días
Resistencia comprensiva : 400 Kpa
Módulo de deformación : 70 Mpa
- 81 -
Cohesión : 90 Kpa
K = 0,5 Relación de esfuerzo horizontal / esfuerzo verti-
cal.
La recuperación de pilares (figura No.4.5), se realiza una vez
que los tajeos adyacentes han sido rellenados con relleno hidráu-
lico cementado.
El avance del crucero y el Slot es a lo largo del tajo como
malla electrosoldada, Split y Shocrete en un terreno de Baritina,
Zinc.
En algunos casos se atraviesa una área de relleno hidráulico
cementado con cuadros de galería, se topea y encriba al techo y
paredes, hay una distancia de 2 metros de cuadro a cuadro. Estos
van a soportar las vibraciones de las voladuras eléctricas.
4.4.1 Paredes Mineral y la otra RHC
La altura de los niveles varía de 10 a 25 metros, a mayor al-
tura los esfuerzos se distribuyen en la altura media y se concen-
tra en la par te inferior y superior del RHC, el factor de segu-
ridad de este relleno es cercano a 1.
- 82 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.4.5
SISTEMA DE MINADO (RECUPERACIÓN DE PILARES)
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 83 -
La perforación es mediante anillos o abanicos de taladros, ca-
da uno con un grado de inclinación apropiado y todos ellos sobre
un mismo plano. Las longitudinales de cada taladro son variables
que están en función del arreglo del abanico y la forma del pilar
a recuperar.
Los taladros del precorte son verticales junto al pilar de mi-
neral y al otro extremos los taladros del precorte son inclinados
a 45° (Buttres) que va a llegar a la pared del RHC.
Método de carguío
Se carga un taladro “si” y el otro “no” con ANFO y fulminan-
te eléctrico.
En los taladros del buttres el carguío es igual que el ante-
rior, pero se coloca una caña o un tubo de plástico atacado con
yute en una longitud de 1.0mt con la finalidad de no dañar la pa-
red del RHC.
4.4.2 Ambas Paredes es Relleno Hidráulico Cementado
La altura máxima es de 25 metros, ambas paredes presenta signo
de inestabilidad (Fs< I).
- 84 -
En un terreno de Baritina, Zinc los taladros verticales es-
tán a una distancia de 20cm de RHC y los taladros del But-
tres llegan a RHC.
En un terreno bueno (Webs, Juanita) los taladros verti-
cales están a una distancia de 1,0 metro del RHC y los ta-
ladros del buttres del nivel inferior llegan al RHC.
Método de Carguío
En un terreno de Baritina, Zinc. Los taladros verticales
no se cargan (Perforación en Línea), el próximo taladro de
producción está a una distancia de 2 metros.
En los taladros del buttres el carguio se explicó ante-
riormente, con excepción que los taladros de la fila se
cargan y los intermedios no se cargan.
La voladura es por secuencia de retardos en la misma fi-
la, disparándose un máximo de 2 filas de acuerdo a las ne-
cesidades de producción y las condiciones de seguridad
reinante en ese momento.
4.5 VOLADURAS ELÉCTRICAS
Para disparar los taladros largos se ha estandarizado el uso
- 85 -
de fulminantes eléctricos antiestáticos tipo MS (milisegundos)
por las siguientes razones:
- Permite verificar el circuito eléctrico rápidamente, antes
del encendido.
- Se realiza la denotación de gran número de taladros en for-
ma simultánea o con una secuencia de encendido.
- Hay una gran flexibilidad para la elección de los interva-
los de retardo.
4.5.1 Planeamiento del Circuito
Como las voladuras son pequeñas de 2 filas por disparo,
la capacidad de almacenaje de energía del explosor es dema-
siado para iniciar la voladura.
Los circuitos que se realiza en la mina son:
En serie:
Rt = RL + nRF
Rt = Resistencia Total
RL = Resistencia de la línea
n = Número de fulminantes.
RF = Resistencia de un fulminante eléctrico en Ohmio
- 86 -
En paralelo:
RT = RL + RF/n
RT = Resistencia Total en Ohmios.
RL = Resistencia de la línea o alambre de cobre del explo-
sor.
Fulminante en Ohmios.
RF = Resistencia de un fulminante en Ohmio.
n = Número de fulminantes.
El explosor es un tipo condensador y que denota un número
determinado de fulminante.
Precauciones
Todos los alambres colgados del techo o el piso del tajeo
deben estar unidos entre si hasta el último momento.
El mismo alambre principal que va del explosor al fulmi-
nante debe estar unido entre sí.
Evitar que los volquetes y Scooptram, con control remo-
to, utilicen la frecuencia de radio, esta energía puede
iniciar el disparo.
El empalme de los cables mellizos que están colgados del
taladro deben efectuarse a diferente altura, para evitar un
CAPITULO V
VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”
La mecanización actual en la minería nos permite desarrollar una se-
rie de técnicas, las cuales tienen una alta incidencia en la productivi-
dad y eficiencia dentro de las operaciones mineras.
La perforación y voladura son operaciones unitarias que tienen estre-
cha relación en el proceso de minado, por lo tanto su diseño y ejecución
de los mismos deben llevarnos a un resultado eficiente; mediante el pre-
sente trabajo trasmitimos las experiencias logradas en el uso de tala-
dros largos y “DROP RAISING” en la voladura de chimeneas.
Este método de voladura de chimeneas se desarrolla con gran eficien-
cia y buenos resultados en Canadá, ya que un grupo de ingenieros del
grupo Glencor, visitaron ese país y recorrieron sus minas como: Mina
Doyon, Mina Kena y otras más. Trayendo esa tecnología a Perubar, y
aplicándola con buenos resultados, ya que es más seguro para el trabaja-
dor y se ahorra costos en perforación y voladura y hay mayor productivi-
dad.
La teoría de perforación y voladura ha logrado avances muy importan-
tes al implementar equipos de alto rendimiento. Estos dos elementos
- 89 -
interrelacionados con las características geomecánicas de las rocas, van
a determinar el éxito de una buena fragmentación de la roca.
5.1 FUNDAMENTOS DE LA CARGA ESFÉRICA Y CILÍNDRICA
5.1.1 Carga Esférica
El mecanismo de ruptura de la carga esférica es que las
fuerzas producidas por ésta carga son dirigidas radialmente
fuera del centro, en una acción esféricamente divergente en
todos los planos pasando a través del centro, de ello resul-
ta que toda la cavidad superficial del área que limita la
carta esférica, recibe toda presión de detonación en ese
instante el cráter se forma en una dirección hacia abajo, la
gravedad amplía la dimensión del cráter removiéndola y rup-
turando la roca.
La relación de la longitud de carga al diámetro del ta-
ladro es de 6 a 1.
5.1.2 Carga Cilíndrica
La energía del explosivo es dirigida predominante en
forma lateral al eje del taladro. Por lo tanto para asegu-
rar una distribución uniforme de la carga explosiva sobre la
roca, el taladro debe ser orientado paralelamente tanto como
- 90 -
se posible con la cara libre y con los otros taladros , bus-
cando el punto mas débil y encontrándole en el taladro vacío
más cercano donde se dirigirán la masa tributada.
El volumen total de los taladros vacíos y de la misma
triturada más su esponjamiento, debe permitir la limpieza
total del detritus, después de la voladura.
5.1.3 Drop Raising
Aplica el principio de carga cilíndrica Fig No.5.1).
5.1.4 Vertical Crater Retreat (VCR)
La carga esférica se coloca a la misma altura (Figura
No.5.2 y 5.3.
5.2 PERFORACIÓN
La perforación de chimeneas se realiza con los siguientes
equipos:
- Dos juntos Neumáticos Tamrock que perfora taladros descen-
dentes y ascendentes con un rango de 360° y hasta una lon-
gitud de 30 metros.
- Un Jumbo Hidráulico Tamrock que perfora taladros ascenden-
- 91 -
tes en un rango de 360° y hasta una longitud de 30 metros.
- Un Track Drill Ingersoll Rand que perfora taladros descen-
dentes.
CARACTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN
MARCA TAMROCK NEU-MÁTICO
TAMROCKHIDRÁULICO
INGERSOLLRAND
NOMBRE Solo
TIPO Track Drill
MODELO A 405M H506 MT
MARTILLO L410 HL-500 RST L 410
N° PERSONA 1 1 1
PRESIÓN DE AGUA ( Psi) 60 90 60
PRESIÓN DE AIRE (Psi) 90 90
LONGITUD BARRA (m) 1,5 1,5 1,5
DIÁMETRO BARRA pulg. 1,25 1,25 1,25
SECCIÓN DE OPERACIÓN 3,5x3,5m 3,5x3,5 m 3,5x3,5
DIÁMETRO BROCA pulg. 2,3,5 2,3,5 2,3,5
TRASLADO Remolque Remolque Remolque
- 92 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.1
DISEÑO DE PERFORACIÓN EN UNA CHIMENEA CON EL DROP RAISING
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 93 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.2
MALLA DE PERFORACIÓN Y DISTRIBUCIÓN DE CARGA PARA EL VCR
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 94 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.3
V.C.R.
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 95 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.4
DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN CHIMENEA CON DROP RAISING
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 96 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.5
DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN CHIMENEA CON EL DISEÑO ANTIGUO
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 97 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.6
CARGA DE BAJA DENSIDAD ESPACIADA
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 98 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.7
DISEÑO DE PERFORACIÓN EN CHIMENEA CON EL DROP RAISING
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 99 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.8
DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN UN TALADRO DE 18 m
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 100 -
5.2.1 Estándares de Perforación en Chimenea
Cuando se prepara una chimenea de producción, ventilación y de
servicios en Cecilia Norte, Sur y en la rampa la labor previamen-
te se ha colocado malla electrosoldada con perno de anclaje y se
lanza dos pulgadas de shocrete a la malla.
El piso donde se va estacionar el equipo de perforación debe
estar limpio y horizontal.
Cuando el tajeo tiene una cámara superior, de éste nivel se
perfora taladros verticales descendentes (5 barras) con el jumbo
neumático y el track drill, del nivel inferior se perfora 10 ba-
rras con el Jumbo neumático o hidráulico.
Cuando no se tiene una cámara superior, del nivel inferior se
perfora taladros verticales ascendentes con el jumbo neumático o
hidráulico hasta 15 barras. Para el caso de jumbo hidráulico el
tiempo de perforación es de 2,13 minutos/m general = 0,47 m/min;
el jumbo neumático 2,63 min/m = 0,38 m/min; el track drill 4,61
min/m = 0,217 m/min
5.2.2 Desviación de los Taladros
En la perforación de chimenea con taladro largo, se tiene los
- 101 -
siguientes factores que afecta a la desviación de los taladros.
- La incorrecta posición del equipo de perforación.
- Cuando la superficie a perforar no es plana, se desvía el
taladro. Este error no debe ser mayor de 1"
- Error de inclinación y alineamiento. Es error no debe ser
mayor de 1cm/m (1/2)actualmente el error es de 2° en un
terreno de Baritina, Zinc.
- Desviación del taladro, puede ocurrir por falla del equipo
de perforación o por penetrar geodas, estratos, que cam-
bian la desviación del taladro.
- La longitud incorrecta del taladro, ya sea en exceso de
perforación, influye en el incremento de los costos
de perforación y voladura.
5.2.3 Reducción de la Desviación
Hay cuatro factores que permiten reducir la desviación y por
ende reducir los costos de perforación y voladura.
- Observar el equipo de perforación.- Un desgaste del equipo
sobre todo en las guías, hace que los taladros se desvíen.
- Educar al perforista, para que entienda las implicancias de
una mal perforación.
- Montar un nivel, un clinómetro o un sistema de alineamiento
por rayo láser.
- 102 -
- Obtener más precisión al instalar el equipo.
- Más rapidez
- Mejorar la precisión y la eficiencia del operador.
- Usar barras estabilizadas.
5.2.4 Tiempos de Perforación
JUMBOHIDRÁULICO
JUMBONEUMÁTICO
TRACKDRILL
Primera barra 1'30" 2'25" 3'47"
Colocar otra barra 30" 10" 20"
Segunda barra 1'30" 2'05" 4'40"
Colocar otra barra 30" 15" 40"
Tercera barra 1'30" 2"06" 3'46"
- - 3'40"
Colocar otra barra 30" 10"
Cuarta barra 1'40" 3'01"
Colocar otra barra 30" 12"
Quinta barra 1'40" 3'05"
Colocar otra barra 30" 12"
Sexta barra 1'40" 3'05"
Recuperación de 6 barras -
Colocar otra barra 30" 15"
Séptima barra 1'40" 4'18"
- 103 -
Colocar otra barra 30" 10"
Octava barra (1/4) 1'50" 55"
Recuperación de 8 horas 3'13"
Ciclo parcial del taladro 31'04" 20'46"
Colocar otra barra 30"
Novena barra 2'00"
Colocar otra barra 30"
Décima barra 2'30"
Colocar otra barra 30"
Onceava barra 2'30"
Colocar otra barra 30"
Doceava barra 2'40"
Colocar otra barra 30"
Treceava barra 2'40"
Colocar otra barra 30"
Catorceava barra 2'50"
Colocar otra barra 30"
Quinceava barra 2'54"
Recuperar 15 barras 9'00"
Ciclo total 48'00" 31'04" 20'46"
5.2.5 Velocidad de Penetración
< Figura No.5.9
- 104 -
LONGITUD PERFORADcm
JUMBOHIDRÁULICOcm/min
JUMBONEUMÁTICOcm/min
TRACKDRILLcm/min
150
300
450
600
750
900
1050
1200
1350
1500
100
100
100
100
90
90
90
82
75
60
62
71,5
50
49
49
34,5
39,5
32
30
- 105 -
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.9
VELOCIDAD DE PENETRACION
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cor-nejo
- 106 -
5.3 RESUMEN DE COSTOS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN
TRACK DRILL JUMBO NEU-MÁTICO
JUMBO HIDRÁU-LICO
COSTO DE OPERACIÓN POR OBRA
Mano de Obra 4,167 4,167 4,167
Mantenimiento y Lubricación 3,33 9,242 12,846
Energía 3,1 5,43 0,032
Accesorios de Perforación 6,781 16,556 28,827
COSTO TOTAL ($/hr) 17,378 35,395 45,872
COSTO DE PROPIEDAD POR HORA
Adquisición 60 000 83 038 191 055
Años depreciados 5 5 5
Depreciación por año 12 000 16 607 38 211
Horas programadas por año 2 000 3 600 3 600
COSTO DE PROPIEDAD POR HORA 6 4,61 10,61
COSTO DE PROPIEDAD Y OPERACIÓN PORHORA
23,38 40 56,48
PRODUCTIVIDAD
Diámetro taladro (pulgada) 2 2 2
Profundidad (m) 1 1 1
Espaciamiento (m) 2 2 2
Burden (m) 1,5 1,5 1,5
Velocidad de perforación (m/h) 6,56 16,02 28,89
Productividad de perforación (m/tarea)
26,25 37,57 81,75
COSTO DE PERFORACIÓN
Por pie 1,13 0,76 0,61
Por metro 3,71 2,49 2
Por tonelada 0,31 0,2 0,16
- 107 -
5.3.1 Estándares de Perforación en Tajeos
TIPO DE ROCA CALIDADDE ROCA
JUMBO NEUMÁ-TICO BARRA
JUMBO HIDRÁU-LICO BARRA
RACKDRILLBARRA
Baritina, Zinc
Pirita, roca
Zinc.
Suave
duro
63
37
100 38
Plomo, Zinc ro-
ca, pirita
Muy duro 23
5.3.2 Rendimiento de los Accesorios de Perforación
TERRENO TIPO DEROCA
BROCAS mt/u BARRAS COPLAS SHANK
BOTON “X” m/u m/u m/u
Roca
Baritina
Regular
Suave
62
343
509 211 2215
Baritina Zinc Suave 277 178 2495
Pirita Zn, roca Duro 78 64 1090
Zn, roca Pb, piri-
ta
Muy duro 60 181 899
Marmatita,
dique Juanita
Muy Suave 646 885
- 108 -
5.5.3 Costo de Perforación y Voladura en Chimenea con Jumbo Hidráulico.
DROP
RAISING
DISEÑO
ANTIGUO
VCR
Altura del banco m 15 15 15
Sección: m x m 2 x 2 2 x 2 2 x 2
Diámetro del taladro (pulg.) 2 2 2
Número de taladros 16 18 18
Metros perforados por guardia 150 150 150
Total metros perforados 240 270 270
Costo de perforación para 2"( $/m) 2 2 2
Costo total de perforación $ 480 540 540
Taladros por rimar 4 3 3
Guardias de rimado 2 2 2
Costo de perforación con broca 5" ($/m) 5,13 5,13 5,13
Metros rimados m 60 45 45
Costo de rimado $ 307,8 230,85 230,85
Costo total de perforación $ 787 770 770
Costo total de perforación/metro $/m 2,62 2,44 2,44
Anfo Kg. 320 120 18
Costo del Anfo ($0, 55/kg) $ 176 66 9,9
- 109 -
Número de fulminante Pz 2 2 2
Costo de fulminante ($0,247/pz) $ 0,494 0,494 0,494
Dinamita Kg 4,128 7,74 15,48
Costo de dinamita ($0,015/k) $ 0,061 0,116 0,232
Guía lenta m 1,8 1,8 1,8
Costo de la Guía ($0,041/m) $ 0,0738 0,0738 0,073
Fanel Pz 12 15 15
Costo del Fanel ($0,041/m) $ 18,24 22,8 22,8
Cordón detonante m 132 5 5
Costo cordón detonante ($0,169/m) $ 22,308 0,845 0,845
Mecha rápida m 3 3 3
Costo de la Mecha ($0,119/) $ 0,357 0,357 0,357
Costo de la voladura por disparo $ 217,533 90,608 48,02
Costo total de voladura 15 metros $ 237,533 404,343 456,81
Costo de voladura por metro $/m 18,271 26,921 29,38
Número de tareas en voladura 2 12 10
Costo de tareas ($10/tareas) $ 20 120 100
Costo del andamio y otros (10%) $ 2 12 10
Costo total de tareas y otros $ 20 132 110
5.5.4 Resumen de Costos de Perforación y Voladura en Chimenea
- 110 -
Perforación Voladura Perforación yVoladura $/m
Drop Raising 2,62 18,271 20,89
Diseño Anti 2,44 26,921 29,361
VCR 2,44 29,38 31,82
UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.5.10
COSTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA EN CHIMENEA
Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo
- 111 -
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
CONCLUSIONES
2. Los métodos de voladura Drop Raising, VCR son indudablemente los
más seguros en cuanto a protección de personal y equipo.
3. El éxito de los tres métodos de voladura depende del paralelismo
de los taladros.
4. Para disminuir la desviación de los taladros debe cumplirse lo
siguiente:
- Observar el desgaste de las guías del boom.
- Montar un nivel, clinómetro o un sistema de alineamiento
por rayo láser.
- Usar barra estabilizadora.
- Capacitar el perforista en inculcarle las implicaciones de
una mala perforación.
2. Los costos de perforación y voladura por metro son:
Dropin raising : $ 19,384/m
Diseño : $ 29,396/m
VCR : $ 32,894/m
Con el método de “Drop Raising” hay dos formas de carguío como se
- 112 -
indica en la figura.
2. Para los disparos del “VCR” se puede aumentar el avance de 1,5
m.. Con dos cortes sucesivos utilizando los retardos y práctica
del personal de voladura.
3. Con el “diseño antiguo” después de el primer disparo del nivel
inferior (5 m) se inicia la perforación del nivel superior y lue-
go se utiliza el método “VCR”.
4. Después de una voladura con los métodos del “VCR”y el diseño an-
tiguo se realiza una limpieza de taladros con el Track drill o el
Jumbo Neumático del nivel superior.
5. Para disminuir la vibración se carga los taladros del arranque
con fanel de periodo corto y los cuadradores con el periodo lar-
go.
6. En un terreno duro como Webs, Rímac un taladro intermedio sin
cargar entre los taladros de producción de las paredes del tajeo
da buenos resultados.
7. En un terreno regular, los taladros del precorte del techo se
dispara después que los taladros de producción con un encendido
simultáneo, la densidad de carga de la dinamita o maconita es de
- 113 -
0,25kg/m en los taladros del precorte.
8. En un terreno malo como baritina, zinc el método de carguío es el
de acoplado continuo y desacoplado discontinuo, cuando se utiliza
maconita y dinamita respectivamente. Al utilizar ANFO debe com-
binarse con perforación en línea. La secuencia de voladura es con
iniciación y retardos en una misma fila.
9. En un terreno de baritina, zinc, cuando una pared del tajeo es
mineral y la otra RHC debe perforarse 2 taladros intermedios sin
cargar entre fila y fila en la línea del precorte. En la otra pa-
red se perfora taladros intermedios en el buttres y al cargar con
ANFO, se coloca un taco de carrizo ó tubo plástico de un metro de
largo y se taconea con yute, para evitar daños al RHC. La secuen-
cia de voladura es la misma que el anterior.
10. Cuando ambas paredes del tajeo está rellenado, los taladros se
perforan a 20 centímetros de la pared y están distanciados a 65
centímetros, los cuales no se cargan. El carguío del buttres es
como se describió anteriormente.
11. Para tener buena voladura del precorte, los taladros deben estar
bien alineados.
RECOMENDACIONES
- 114 -
1. Cuando hay una secuencia de retardos en la misma fila, ya sea que
se utiliza retardos demasiados largos, el espaciamiento (s), debe
ser casi igual al burden de perforación.
2. Cuando se utiliza retardos de periodo corto entre taladro y tala-
dro la relación del espaciamiento (s) el Burden (B) debe variar
entre 1 y 2. Si se dispara las filas en forma simultánea se debe
tener que el espaciamiento (s) entre taladros es aproximadamente
igual al doble del Burden (B). En la voladura de taladros lar-
gos, cuando se usa retardos cortos entre taladro y taladro, el
espaciamiento (s) es mayor que el Burden (B).
- 115 -
BIBLIOGRAFÍA
1. Córdova Rojas, David “Estudio Geomecánico de la mina Santa
Cecilia “ ( 1995)
2. Montestruque, Miguel “Practicas de perforación y voladura en
la mina Juanita” (1989)
3. Rodriguez Geldres,Joe M. “ Pruebas de perforación y voladura en
frentes de la mina Santa Cecilia“
(1997)
4. Oscar Cantorin Vilchez “Explotación de tajeos en la mina Santa
Cecilia” (1995)
5. A. Barreda, A. Tayaco. L. Nakayawa – “Monterrosas, Introducción
del Método VCR en Sud América”. Con-
vención de Ingenieros de Minas 1984.
6. Pat. Mc. Laughlin. “Percussive Drilling and Practice”.
7. R&M Ingenieros “Prueba de tracción “ (1997)
- 116 -
ANEXO No.1
CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD, 5,6 yd³
Dimensiones principales
Longitud total 9,45m Altura 1,92m
Ancho máximo 2,44m Altura con protector de seguridad 2,30m
Carga en operación aprox. 2 200 kg
Carga por eje Sin carga: Eje delantero 9 500 Kg
Eje posterior 12 500 Kg
Con carga: Eje delantero 24 000 Kg
Eje posterior 7 600 Kg
Características de funcionamiento
Fuerza de rotura (Cilindro del aguilón) (18 700 kg)
Fuerza de rotura SAE (bom cyl) (13 450 kg)
Fuerza de rotura (Cilindro del cucharón) (17 400 kg)
Carga de volteo 22 800 kg
Capacidad de arrastre 9 600 kg
Medida del cucharón normal 3,8 - 4,6 m³
Tiempos para el movimiento del cucharón
Levantando 5,9 segundos
Bajando 4,4 segundos
Arrastrando 4,0 segundos
- 117 -
Velocidades de manejo con carga (hacia adelante y en reversa)
Primera 5,1 km/h
Segunda 10,3 km/h
Tercera 17,0 km/h
Motor Diesel Deutz F10L 413 FW
Potencia de salida 158 kW/2200 rpm (215 hp)
Torque 765 Nm/1500 rpm
Número de cilindros V10
Diámetro cilindro/carrera 125/130 mm
Desplazamiento 15,953 cm 51/3
Sistema de enfriamiento air cooled
Sistema eléctrico 24 V
Principio combustión swiri - chamber, 4 tiempos
Purificador gas de escape water scrubber or purifier
- 118 -
ANEXO No.2
CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD 3,5 yd³
Con carga : Eje delantero 15 500 kg
Eje posterior 5 200 kg
Características de funcionamiento
Fuerza de rotura (Cilindro del aguilón) (12 100 Kg)
Fuerza de rotura (Cilindro del cucharón) (10 900 Kg)
Carga de volteo 14 500 kg
Capacidad de arrastre 6 200 kg
Medida del cucharón normal 3,0 - 2,7 y 3,3m³
Tiempos para el movimiento del cucharón
Levantado 6,0 segundos
Bajando 4,5 segundos
Arrastrando 4,0 segundos
Velocidades de manejo con carga (hacia adelante y en reversa)
Primera 5,0 km/h
Segunda 10,0 km/h
Tercera 25,0 km/h
Motor Diesel Deutz F6L 413 FW
Potencia de salida 102 kW/2300
Torque 487 Nm/1500 rpm
Número de cilindros V6
- 119 -
Diámetro cilindro / carrera 125/130 mm
Desplazamiento 9,572 cm³
Sistema de enfriamiento Air cooled
Sistema eléctrico 24 V
Principio combustión swirl-chamber, 4 tiempos
Purificador gas de escape water scrubber or purifier
Peso (w/o starter and gen) 660 kg
- 120 -
ANEXO No.3
JUMBO HIDRAULICO PARA TALADROS LARGOS
Dimensiones del equipo:
Altura 2,10 m ó 1,80m (ver espec. No. 7-032)
Ancho 1,25 m ó 1,60 m (ver espec. No. 7-032)
Largo 5,50 m
Longitud cadena de avance (5'barra) 3,16 m
Peso Total 8500 kg
Velocidad (horizontal) 0,8 km/h (con motor eléctrico)
Velocidad (14% = 1:7 = 8°) 0,8 km/h (con motor eléctrico)
Gradiente 16° = 1:3,5 = 28%
Radio de giro, salida 4,60 m
Angulo de rotación 360°
Angulo de inclinación 60° adelante, 20° atrás
Mov. lateral para taladros paralelos 2,60m
Potencia de entrada sin opciones65 kw
Perforadora hidráulica
Accesorios de perforación Barra de perforación 32 mm
ShanK R38, T 38
Diámetro de Taladros
Túneles 43 - 51mm
Rimado 76 - 127 mm
Taladros largos 48 - 64 mm
- 121 -
Peso: 130 kg Longitud : 1,00 m Ancho : 76 mm
Mecanismo de percusión
Presión de operación 120-175 bar
Percusión rate 59 Hz
Energía de impacto 270 Nm
Flujo (at 170 bar) 100 I/min
Acumulador de gas Nitrogeno: N2
Presión Máx- (HP): 50 bar Mín- (LP) : 4 bar
Mecanismo de rotación
Motor Gerotor type, 80 ccm
Flujo (at 250 rpm) 46 I/min
Presión máx- 175 bar
Torque (at 175 bar) 400 Nm
Velocidad de rotación 0-250 rpm.
- 122 -
ANEXO No.4
JUMBO NEUMÁTICO PARA TALADROS LARGOS
Dimensiones del equipo:
Altura 3,12 m ó 1,73 m
Ancho 2,50 m ó 1,65 m
Largo 4,30 m
Longitud cadena de avance (5' barra) 2,70 ,
Velocidad (horizontal) 0,5 l/h (con motor neumático)
Velocidad (14% = 1:7 =8°) 0,4 l,/h (con motor neumático)
Angulo de Rotación 360°
Angulo de inclinación 20° adelante. 20° atrás
Mov. lateral para taladros paralelos 2,40,
Perforadora neumática
Peso 95 kg 205 lbs
Longitud 890mm 35"
Diámetro 130 mm 5 1/8"
Carrera 34 mm/6 bar 2760 golpes/min/6 bar(90 psi)
(Independiente de la rotación)
Torque max. 110 Mm/6 bar 81 pies-lbs/90 psi
Consumo de aire
Perforación 10,3 m³/min/5 bar 360 cfm-/70 psi
Perforación 12,0 m³/min/6 bar 420 cf./90 psi
- 123 -
Barrido de agua 25-35 ñ/min 6-9 US gallon
Mangueras
- Percusión JIC 1 5/8 - 12
- Rotación JIC 1/16 - 12
- Barrido JIC 1 1/16 – 12
CAPACIDAD
Kg. (Lbs)
Capacidad del vagón 10 000 (22,046)
Fuerza de excavación 31751 (70,000)
Fuerza hidráulica 14958 (33,000)
VELOCIDAD DEL VEHÍCULO CARGADO
Forward or Reverse with 3% Rolling Resistance
Gear 1st 2nd 3rd 4th
Speed in Km/h 4,6 8,0 14,0 22,6
Speed in mph 2,8 5,0 8,7 14,0
MOTOR
Detroit Diesel (4-Cycle) Model Series 50
MSHA Rating @ 2,100 rpm 187 kW (250 hp)
Maximum Torque @ 1,200rpm 1058 Nm (780 ft-lbs)
- 124 -
Number of Cylinders 4In Line
Displacement 8,5L (518 in 3)
Cooling Water
MSHA Ventilation 192 m³/min (28,000 cfm)
DDEC Electronic Control System
SISTEMA ELECTRICO
24 Volt Arranque, 24 Volt Accesorios
TRANSMISSION / CONVERTER
Automatic Power Shift, with Integral Converter Modulated
4 Speed Shifting, Modulated Forward/REverse
Rock Tough TV 100Q Series
EJES
Spiral Bevel Differential, Full Floating, Planetary
Rock Tough A100J
FRENOS
Service SAHR
Spring Applied Hydraulically Released; Fully Enclosed.
Force-Cooled Multiple Wet Discs at Each Wheel End.
- 125 -
Parking and Emergency Same (SAHR)
LLANTAS
Tubeless, Nylon, Smooth Tread Design.
For Underground Mine Service, on demountable rims.
Tire Size, Front & Rear 18,00 x 25,24 Ply, L-S
STEERING
Articulated Hydraulic Power Steering Pilot Operated.
Mono - Stick control
Turning Angle 85° (42,5 each way)
System Pressure 22,4 Mpa (3,250 psi)
SISTEMA HIDRAULICO
Dump and Hoist Control Pilot Operated, Joystick
Cylinders Double Acting, Chrome Plated
Stems
Pumps Heavy Duty Gear Type
Filtration Return Line: 4 Micron
System Pressure 20,7 Mpa (3,000 psi)
- 126 -
CAPACIDAD DEL TANQUE
Liters (gallons)
Fuel 321 (85)
Hydraulic* 189 (50)
* Is equipped with heat exchanger cooler
OSCILACION
Rear Axle, Trunion Mounted Total 20 Degrees
EXHAUST CONDITIONER
Exhaust Silencer & Purifier
OPERATOR’S ARRANGEMENT
Side Seating For Bi- Directional Operation & Maximum Visibility ISO
ROPS/FOPS Canopy with Back Protection
(Canopy is MSHA Certified).
OPERATING WEIGHT
Kg (lbs)
Empty 25,000 - 27,000 (55,000 - 59,500)
Loaded 35,000 - 37,000 (77,200 - 81,600)
- 127 -
ANEXO No.5
COSTOS DE PRODUCCIÓN
COSTOS DE PRODUCCION 1999 2000MINA ‘000 USD COSTO UNI-
TARIO $/t‘000 USD Costo Unita-
rio ($/t)Perforación
Voladura
Extracción y Carguío
Sostenimiento
Transporte interno
Servicios auxiliares
Relleno hidráulico
Geología
Ingeniería
Mantenimiento
Supervisión
Total costo Mina
Total costo Concentr.
Total costos Indirectos
51 333
18 355
24 222
35 540
40 083
30 583
145 348
11 066
6 027
20 564
14 178
397 289
148 367
141 516
1,14
0,41
0,54
0,79
0,88
0,68
3,23
0,25
0,13
0,43
0,32
8,33
3,23
3,08
51 985
13 263
25 121
36 508
57 023
30 530
111 970
9 338
5 854
16 041
12 331
369 963
138 174
126 912
1,11
0,26
0,57
1,02
1,00
0,68
2,33
0,20
0,15
0,39
0,31
7,54
2,98
2,74
COSTO TOTAL PRODUCCION 141 516 14,98 635 249 14,01
- 128 -
Costo de PerforaciónMano Obra Lab.Critica Provision Servicios Enegía Total
Real 5834 6551 7597 22580 11084 53646Proyectado 5333 7167 9167 18500 10000 50167
- 129 -
Costo de perforación US$
0
10000
20000
30000
40000
50000
60000
Mano Obra Lab.Critica Provisiones Servicios Energía Total
Gasto
US
$
Real Proyectado
- 130 -
Costo de VoladuraMano Obra Lab.Critica Provision Servicios Total
Real 3098 7681 2067 1028 13874Proyectado 2833 7500 1000 2000 13333
Top Related