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Gestión para la optimización del proceso de perforación
y voladura para incrementar el avance por disparo
en las labores de la unidad minera Carahuacra
- Volcan Compañía Minera S.A.A, a través de la
aplicación del método de mejora continua PDCA
Item Type info:eu-repo/semantics/bachelorThesis
Authors Infantas Barrionuevo, Daniel Ernesto
Publisher Universidad Peruana de Ciencias Aplicadas (UPC)
Rights info:eu-repo/semantics/openAccess; Attribution-
NonCommercial-ShareAlike 4.0 International
Download date 27/08/2023 14:26:34
Item License http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0/
Link to Item http://hdl.handle.net/10757/657035

UNIVERSIDAD PERUANA DE CIENCIAS APLICADAS
FACULTAD DE INGENIERÍA
PROGRAMA ACADÉMICO DE INGENIERÍA DE GESTIÓN MINERA
Gestión para la optimización del proceso de perforación y voladura para
incrementar el avance por disparo en las labores de la unidad minera Carahuacra
- Volcan Compañía Minera S.A.A, a través de la aplicación del método de
mejora continua PDCA.
TESIS
Para optar por el título profesional de Ingeniero de Gestión Minera
AUTOR
Infantas Barrionuevo, Daniel Ernesto (0000-0003-1180-4218)
ASESOR
Perales Orellana, Javier Eduardo (0000-0002-9970-2760)
Lima, 22 de Julio de 2021

I
DEDICATORIA
Dedico esta tesis principalmente a mis padres por el apoyo y amor que me brindan cada día,
gracias a ellos hoy he llegado a cumplir una de mis metas.
A mis amistades, por su ayuda desinteresada brindada en cada obstáculo que en mi vida se ha
presentado.
Finalmente, a mis maestros, aquellos que marcaron cada etapa de mi camino universitario y
que me ayudaron a despejar todas mis eventuales dudas.
¡Gracias a todos ustedes!

II
AGRADECIMIENTOS
En primera instancia, quiero agradecer a la universidad por brindarme los recursos necesarios
para lograr mi titulación y por abrirme las puertas al mundo profesional.
Agradezco a mis maestros y asesores, personas de gran sabiduría quienes se han esforzado por
ayudarme a llegar hasta esta etapa profesional, sin ellos esto no hubiese sido posible.
Agradezco a mis familiares y amigos que me han visto crecer día a día y que han estado ahí para
mí sin esperar nada a cambio.
Finalmente, le doy gracias a mis colegas del trabajo por su excelente disposición para
asesorarme y darme facilidades para la elaboración de esta tesis.

III
RESUMEN
En la presente tesis se estudia la aplicación de la metodología de mejora continua PDCA (Plan:
Planear, Do: Hacer, Check: Verificar y Act: Ajustar) para optimizar los procesos de perforación
y voladura en la unidad minera subterránea Carahuacra de Volcan Compañía Minera S.A.A., en
la cual se identificaron resultados deficientes respecto al avance por disparo lineal en los frentes.
En esta mina la perforación efectiva es de 3.96 m, pero los avances en el año 2019 han logrado
sólo 2.7 m en promedio.
La aplicación de la metodología PDCA inició con la etapa de planificación, en la cual se reveló
el potencial de beneficio económico al incrementar el avance por disparo, se realizó la
observación y medición en campo, se identificaron las causas básicas y se analizaron con una
matriz de esfuerzo e impacto. Con esta información se desarrolló un plan de acción,
obteniéndose un total de 10 acciones.
La siguiente etapa es la ejecución, en la cual se lograron realizar todas las acciones relacionadas
principalmente a capacitación, diseño de mallas estándar de perforación y voladura y
adquisición de materiales y herramientas. En la tercera etapa se verificaron los resultados
obtenidos: se incrementó el avance por disparo de 3.02 a 3.53 m (14%), se redujo el factor de
avance de 38.59 a 33.28 kg/m (13.8%) y se redujeron los costos unitarios de suministros por
metro de avance de 146 a 65 dólares (55%). Finalmente, se concluyó que la aplicación del
método PDCA logró resolver el problema con eficacia y eficiencia.
Palabras clave: PDCA; perforación; voladura; Deming; avance; eficacia; eficiencia.

IV
ABSTRACT
This thesis studies the application of the continuous improvement methodology PDCA (Plan,
Do, Check and Act) to optimize drilling and blasting processes in the Carahuacra underground
mining unit of Volcan Compañía Minera SAA, in which deficient results were identified
regarding the linear advance per shot in the faces. In this mine the effective drilling is 3.96 m,
however, the advances per shot in 2019 have reached only 2.7 m on average.
The application of the PDCA methodology began with the planning stage, in which the potential
of economic benefit is shown by increasing the advance per shot, the observation and
measurement was carried out in the field, the root causes were identified and analyzed with an
impact effort matrix. With this information, an action plan was developed, obtaining a total of
10 actions.
The next stage is the execution, in which the actions related mainly to training, the design of
standard drilling and blasting schemes, and the acquisition of materials and tools were carried
out successfully. In the third stage, the results obtained were verified: the advance per shot was
increased from 3.02 to 3.53 m (14%), the advance factor was reduced from 38.59 to 33.28 kg /
m (13.8%) and the unit costs of supplies per meter of advance were reduced from 146 to 65
dollars (55%). Finally, it was concluded that the application of the PDCA method managed to
solve the problem effectively and efficiently.
Key words: PDCA; drilling; blasting; Deming; advance; effectiveness; efficiency.

V
ÍNDICE
1. INTRODUCCIÓN.................................................................................................................1
2. CAPÍTULO 1.........................................................................................................................3
2.1 IDENTIFICACIÓN Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA, FUNDAMENTACIÓN
Y JUSTIFICACIÓN ................................................................................................................. 3
2.1.1 Identificación y formulación del problema.................................................................... 3
2.1.2 Fundamentación............................................................................................................... 6
2.1.3 Justificación ...................................................................................................................... 6
2.1.3.1 Justificación teórica......................................................................................................... 6
2.1.3.2 Justificación metodológica.............................................................................................. 7
2.1.3.3 Justificación práctica....................................................................................................... 7
2.2 OBJETIVOS........................................................................................................................ 8
2.2.1 Objetivo general ............................................................................................................... 8
2.2.2 Objetivos específicos ........................................................................................................ 8
2.3 HIPÓTESIS ......................................................................................................................... 9
2.4 INDICADORES DE LOGRO DE LOS OBJETIVOS .................................................... 9
3. CAPITULO 2.......................................................................................................................12
3.1 ESTADO DEL ARTE Y MARCO TEÓRICO............................................................... 12
3.1.1 Estado del arte ................................................................................................................ 12
3.1.2 Marco teórico.................................................................................................................. 16
3.1.2.1 Marco Conceptual y técnico.......................................................................................... 16
3.1.2.2 Marco legal.................................................................................................................... 47
4. CAPITULO 3.......................................................................................................................49
4.1 DISEÑO Y DESARROLLO DE LA PROPUESTA ...................................................... 49
4.1.1 Área de estudio ............................................................................................................... 49
4.1.1.1 Acceso ........................................................................................................................... 49
4.1.1.2 Geología ........................................................................................................................ 51
4.1.2 Materiales y componentes ............................................................................................. 63
4.1.3 Metodología..................................................................................................................... 63
4.1.3.1 Identificación del problema........................................................................................... 64
4.1.3.2 Análisis del fenómeno................................................................................................... 75
4.1.3.3 Análisis del Proceso ...................................................................................................... 76

VI
4.1.3.4 Plan de Acción .............................................................................................................. 82
4.1.3.5 Ejecución....................................................................................................................... 84
4.1.4 Limitaciones sobre la implementación de la propuesta............................................ 100
5. CAPÍTULO 4.....................................................................................................................102
5.1 VALIDACIÓN DE LA PROPUESTA .......................................................................... 102
5.2 RESULTADOS................................................................................................................ 107
6. CAPÍTULO 5.....................................................................................................................115
6.1 DISCUSIÓN..................................................................................................................... 115
6.2 CONCLUSIONES........................................................................................................... 116
6.3 RECOMENDACIONES................................................................................................. 117
7. REFERENCIAS BILBIOGRÁFICAS ............................................................................118
8. ANEXOS ............................................................................................................................120

VII
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1: Relación de los objetivos específicos con sus indicadores de logro...........................10
Tabla 2: Características técnicas del Emulnor de FAMESA. ...................................................36
Tabla 3: Características técnicas del Fanel de FAMESA. ........................................................38
Tabla 4: Tiempos de retardo de los faneles de periodo corto y largo de FAMESA. ................39
Tabla 5: Características técnicas del PENTACORD de FAMESA. .........................................40
Tabla 6: Características técnicas del CARMEX de FAMESA. ................................................41
Tabla 7: Características técnicas de la mecha rápida de FAMESA. .........................................42
Tabla 8: Clasificación Geomecánica de Rock Mass Rating (RMR).........................................46
Tabla 9: Calificación del Rock Mass Rating (RMR). ...............................................................46
Tabla 10: Vías de Acceso a la UEA Carahuacra.......................................................................49
Tabla 11: Promedio quincenal de datos de perforación y voladura en el año 2019..................69
Tabla 12: Resumen de análisis de ahorro de costos potencial en voladura de frentes..............70
Tabla 13: Datos generales para simulación de costos de oportunidad en avance por disparo..72
Tabla 14: Datos de volumen y tonelaje por cada avance. .........................................................72
Tabla 15: Simulación de laboreo con avance diario de 2.81 metros por disparo......................73
Tabla 16: Simulación de laboreo con avance diario de 3.5 metros por disparo........................74
Tabla 17: Cuadro resumen de la simulación de costo de oportunidad en avance por disparo..75
Tabla 18: Resumen de base de datos de Perforación y Voladura. ............................................76
Tabla 19: Matriz de esfuerzo e impacto de las causas identificadas.........................................78
Tabla 20: Plan de acción con la técnica 5W1H.........................................................................83
Tabla 21: Temas de capacitación de jumbo frontonero. ...........................................................84
Tabla 22: Distribución de carga explosiva en la malla de 3.5 m x 3.8 m con RMR 30-40. .....89
Tabla 24: Distribución de carga explosiva en la malla de 4 m x 4 m con RMR 35-45. ...........92
Tabla 26: Datos descriptivos estadísticos del avance por disparo con el software SPSS. ......103
Tabla 27: Resumen del procesamiento de casos con el software SPSS..................................103
Tabla 28: Prueba de normalidad realizada con el software SPSS...........................................104
Tabla 29: Resultados de la prueba de Kruskal-Wallis para determinar la significancia.........105
Tabla 30: Resultados de avance por disparo. ..........................................................................108
Tabla 31: Resultados de factor de avance. ..............................................................................110
Tabla 32: Resultados de factor de carga promedio mensual...................................................113
Tabla 33: Resultados de cantidad promedio mensual de taladros perforados.........................113
Tabla 34: Resultados de longitud promedio mensual de taladros perforados.........................114
Tabla 35: Resultados de longitud promedio mensual de avance por disparo .........................114
Tabla 36: Resultados de eficiencia mensual de los disparos...................................................114

VIII
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1: Evolución del avance por disparo promedio mensual (metros/disparo)......................4
Figura 2: Árbol del problema esquematizando causas y consecuencias.....................................5
Figura 3: Correlación entre la metodología PDCA, los objetivos específicos y el objetivo
general. ......................................................................................................................................11
Figura 4: Ciclo de Deming o metodología PDCA. ...................................................................19
Figura 5: Método de minado corte y relleno ascendente en vista transversal...........................21
Figura 6: Método de minado corte y relleno ascendente en vista longitudinal.........................21
Figura 7: Secuencia de minado del método tajeo por subniveles. ............................................23
Figura 8: Elementos de perforación por rotopercusión.............................................................24
Figura 9: Adaptador de culata o SHANK. ................................................................................26
Figura 10: Acoples o COUPLING............................................................................................27
Figura 11: Varillas o barras de perforación...............................................................................27
Figura 12: Brocas de botones....................................................................................................28
Figura 13: Jumbo electrohidráulico de 1 brazo.........................................................................29
Figura 14: Representación gráfica de corte quemado. ..............................................................31
Figura 15: Representación gráfica de corte hexagonal. ............................................................31
Figura 16: Representación gráfica de corte piramidal o diamante............................................31
Figura 17: Esquema de distribución de taladros en una sección estándar. ...............................32
Figura 18: Nitrato de amonio en forma de esferas....................................................................34
Figura 19: Emulsión encartuchada de la marca FAMESA (Emulnor)......................................35
Figura 20: Tubo de choque FANEL de periodo corto (color rojo) y de periodo largo (color
amarillo) de la marca FAMESA................................................................................................38
Figura 21: Cordón detonante PENTACORD de la marca FAMESA. ......................................40
Figura 22: Detonador ensamblado de seguridad CARMEX de la marca FAMESA. ...............41
Figura 23: Mecha rápida de la marca FAMESA.......................................................................42
Figura 24: Mapa de ubicación de la UEA Carahuacra..............................................................50
Figura 25: Columna estratigráfica generalizada de la provincia de Yauli. ...............................54
Figura 26: Imagen de la veta Mary de la unidad minera Carahuacra. ......................................61
Figura 27: Imagen de la veta Maria Luisa de la unidad minera Carahuacra.............................62
Figura 28: Pasos del ciclo de mejora continua PDCA. .............................................................63
Figura 29: Ejemplo de un problema por no alcanzar la meta esperada.....................................64
Figura 30: Secuencia de procesos enfocada en Perforación y Voladura...................................65
Figura 31: Mapa de procesos de perforación. ...........................................................................66
Figura 32: Mapa de procesos de carguío de explosivos............................................................67
Figura 33: Promedio de avance por disparo mensual vs. meta mínima esperada.....................68
Figura 34: Gráfico de optimización del avance por disparo. ....................................................71
Figura 35: Nuevo formato de reporte de avance por disparo....................................................76
Figura 36: Diagrama de Ishikawa o “Espina de Pescado” con las causas identificadas del
problema....................................................................................................................................77
Figura 37: Diagrama de esfuerzo e impacto de causas. ............................................................80
Figura 38: Diagrama de Pareto con la priorización de las causas identificadas. ......................81

IX
Figura 39: Acta de asistencia de capacitación de jumbo frontonero.........................................85
Figura 40: Capacitación en buenas prácticas durante el carguío de explosivos........................85
Figura 41: Capacitación en campo acerca de buenas prácticas durante el carguío de explosivos.
...................................................................................................................................................86
Figura 42: Guiadores metálicos para perforación. ....................................................................87
Figura 43: Tipo de arranque con corte hexagonal.....................................................................88
Figura 44: Diseño de Malla de 3.5 m x 3.8 m con RMR 30-40................................................88
Figura 46: Diseño de Malla de 4 m x 4 m con RMR 35-45......................................................91
Figura 48: Plantilla de arranque con corte hexagonal...............................................................94
Figura 49: Seguimiento y control del pintado de malla según diseños.....................................95
Figura 50: Utilización de plantilla de arranque en el frente......................................................95
Figura 51: Capacitaciones in-situ y corrección de desvíos. ......................................................96
Figura 52: Seguimiento y control durante la perforación del frente. ........................................96
Figura 53: Seguimiento y control durante el carguío de explosivos.........................................97
Figura 54: Aplicación de cañas con carga espaciada para el control en corona. ......................97
Figura 55: Formato de reporte diario de avance por disparo. ...................................................98
Figura 56: Stock de seguridad de pernos y mallas electrosoldadas en interior mina................99
Figura 57: Aplicación de atacadores de tubería de 4 m de longitud. ......................................100
Figura 58: Diagrama de cajas comparativo entre ambas muestras. ........................................106
Figura 59: Histogramas comparativos entre ambas muestras. ................................................106
Figura 60: Evolución del avance por disparo durante el año 2019. ........................................108
Figura 61: Evolución del factor de avance desde agosto hasta diciembre..............................110
Figura 62: Gráfico de la evolución de los metrajes, costos unitarios (suministros) y avances
por disparo semanales. ............................................................................................................112

1
1. INTRODUCCIÓN
En la actualidad, a pesar de los constantes avances tecnológicos y científicos, aún existen
muchos problemas que resolver y aspectos que mejorar en todos los ámbitos, y el sector minero
no es ajeno a esta realidad. En este sector se busca siempre la forma de reducir costos, mejorar
la productividad, minimizar tiempos, optimizar procesos, etcétera, de tal forma que las
ganancias sean mayores, pero muchas veces lograr lo antes mencionado es un verdadero reto
debido a las complicadas condiciones en las que opera una mina (ESAN, 2016). Aun así, las
oportunidades de mejora están presentes en innumerables actividades individuales a lo largo de
todo el ciclo minero, desde los procesos de exploración mineral, explotación y tratamiento
metalúrgico hasta su comercialización.
La presente tesis se centra en el proceso de explotación propio de la minería subterránea, dentro
del cual encontramos a la perforación y voladura como una de las actividades principales. Esta
actividad es la que permite la apertura de los túneles para el acceso a las estructuras
mineralizadas y su subsiguiente explotación, por lo que es un factor clave para cualquier
compañía del rubro. Lograr un óptimo avance por disparo en cada labor se traduce como un
ahorro de costos y un menor tiempo para llegar a una zona de mineral.
Por consiguiente, el presente trabajo está enfocado en mejorar el proceso de perforación y
voladura para incrementar el avance lineal, reduciendo los costos por metro y el tiempo para
alcanzar las estructuras mineralizadas. Esta oportunidad de mejora se ha identificado en la
unidad minera Carahuacra, perteneciente a Volcan Compañía Minera S.A.A. En esta mina
subterránea se presenta un deficiente avance por disparo debido a la inadecuada realización de
la actividad de perforación y voladura. Se tienen todos los recursos para lograr un avance
promedio mayor a 3.5 metros por disparo, pero el promedio actual se encuentra en 2.7 metros.
Mediante la metodología de mejora continua “PDCA” (Plan, Do, Check, Act en inglés; Planear,
Hacer, Revisar, Ajustar en español), se plantea identificar las problemáticas que han causado
esta deficiencia. A partir de esta identificación se propondrán una serie de acciones a ser tomadas
para optimizar el avance por disparo en las diferentes labores de esta unidad minera. Finalmente,
se llevará a cabo el plan de acción y se medirán los resultados.

2
El contenido de esta investigación se planea dividir en 5 capítulos. En el capítulo 1 se
desarrollará un análisis del tema y problema de investigación, explicando detalladamente la
justificación y fundamentación de la tesis. A partir de esto, se plantearán los objetivos generales,
objetivos específicos, los indicadores de logro y la hipótesis. En el capítulo 2 se presentará una
revisión de estudios anteriores relacionados a nuestro tema y problema, más conocido como
“Estado del Arte”; y también el marco teórico en el que se exponen algunos conceptos y
explicaciones para un mejor entendimiento de la tesis. El capítulo 3 estará compuesto por la
descripción de la ejecución de la metodología de mejora continua PDCA en nuestro caso de
estudio. Aquí se mostrará todo el paso a paso del proceso abarcando cada objetivo específico
propuesto, por lo que este capítulo será el corazón de la presente investigación.
Los resultados obtenidos de la investigación serán analizados en el capítulo 4. Aquí se mostrarán
distintas gráficas para facilitar la visualización de los resultados obtenidos por la aplicación de
la mejora continua y se verificará el cumplimiento de los indicadores de logro. Finalmente, la
discusión de resultados, así como también las conclusiones y recomendaciones, se expondrán
en el capítulo 5. Adicionalmente, se colocarán las referencias bibliográficas y los anexos de la
investigación.
Este estudio y su aplicación será de gran importancia para Volcan Compañía minera S.A.A., no
solo para la unidad minera Carahuacra sino para cualquier mina subterránea que planee
incrementar su avance lineal. Esto se debe a que permitirá optimizar el indicador de costo por
metro y reducir los costos totales, acortar el tiempo necesario para el acceso y la explotación de
una estructura mineralizada y obtener beneficios económicos más pronto.

3
2. CAPÍTULO 1
2.1 IDENTIFICACIÓN Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA, FUNDAMENTACIÓN
Y JUSTIFICACIÓN
2.1.1 Identificación y formulación del problema
En la unidad minera Carahuacra se realizan actualmente 3 métodos de explotación: corte y
relleno ascendente, tajeo por subniveles y cámaras y pilares con breasting. El método de corte
y relleno ascendente se aplica cuando se tienen vetas con un buzamiento menor a 50° y consiste
en realizar una galería inferior, rellenarla y luego continuar con una galería superior. Se debe
repetir este ciclo de manera ascendente hasta culminar con la cantidad de cortes recomendados
y dejar puentes de seguridad para mantener la estabilidad geomecánica. El método de tajeo por
subniveles se aplica en vetas con buzamiento mayor a 50° y consiste en realizar subniveles
inferiores y superiores y luego minar con taladros largos desde el subnivel superior, mientras
que el mineral se extrae por el inferior. Al finalizar, se debe rellenar y repetir el método de
manera ascendente. Finalmente, el método de cámaras y pilares con breasting se realiza en
mantos horizontales y cuerpos, y consiste en realizar cámaras de explotación dejando pilares
para mantener la estabilidad geomecánica. Finalizado un primer corte, se debe rellenar y
continuar de manera ascendente.
En los últimos dos años ha prevalecido la explotación de los tajeos y se ha priorizado la
producción, prácticamente “descremando” la mina para cumplir con los objetivos de tonelaje.
Por ello, ahora ya casi no quedan tajeos de taladros largos y es necesario desarrollar y preparar
la mina con rampas, accesos y subniveles lo más pronto posible para continuar con la producción
en la profundización y en algunas zonas que han quedado con estructuras mineralizadas en los
niveles superiores. Sin embargo, los resultados de avance por disparo del proceso de perforación
y voladura no son los óptimos. Teniendo en cuenta que la compañía posee 3 jumbos frontoneros
con una capacidad de barra de 14 pies y 1 jumbo frontonero con capacidad de barra de 16 pies,
el avance por disparo en promedio debería ser mínimo 3.5 metros. A pesar de ello, se analizaron
las bases de datos de las mediciones topográficas y de los reportes diarios de voladura
obteniéndose los resultados presentados en la figura 1.

4
2.6 2.7
3.2
2.5 2.5 2.4
3.1
1.0
1.5
2.0
2.5
3.0
3.5
4.0
ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO JULIO
AVANCE POR DISPARO (m/disparo) - 2019
Figura 1: Evolución del avance por disparo promedio mensual (metros/disparo).
Se puede observar fácilmente que no se está logrando avanzar lo suficiente por cada disparo,
notándose una clara oportunidad de mejora. En este sentido, se formula la siguiente pregunta de
investigación:
¿Cómo incrementar el avance por disparo en las labores de desarrollo, preparación y explotación
de la unidad minera Carahuacra – Volcan Compañía Minera S.A.A.?
Ante este problema ya se han identificado una serie de causas. Entre las principales se tiene:
falta de capacitación y compromiso de los operadores de equipo y los cargadores de explosivo,
insuficiente longitud de perforación y falta de paralelismo de taladros, inadecuadas o
inexistentes mallas de perforación para las condiciones del terreno específicas, no se consideran
aspectos geomecánicos referidos a la calidad del macizo rocoso en la perforación de taladros ni
en el carguío de explosivos (RMR ni RQD), falta de materiales o materiales inadecuados para
el carguío de explosivos y tiempo insuficiente para un óptimo desarrollo de las actividades de
perforación y voladura. Todo esto se puede apreciar en el siguiente diagrama de árbol del
problema (figura 2).
Estas causas representan las variables independientes, mientras que las variables dependientes
son los indicadores como el avance por disparo y el factor de avance. La variable independiente
más resaltante es la aplicación de los controles de calidad durante los procesos de perforación y
carguío de explosivos. La propuesta de solución busca asegurar la ejecución de estos controles
para generar una variación en la variable independiente mencionada.

5
Avance por disparo
deficiente
Tiempo insuficiente para
las actividades de
perforación y voladura.
Falta de capacitación y
compromiso de los
operadores y cargadores.
Insuficiente longitud
efectiva de perforación.
Incumplimiento de los
programas de preparación y
explotación.
Sobre rotura en frentes y
sobre costos en
sostenimiento.
Elevado consumo de
explosivos y accesorios de
voladura.
Causas
Consecuencias
Inadecuadas o inexistentes
mallas de perforación para
cada tipo de roca (RMR).
Falta de paralelismo de los
taladros.
Sobrecostos por voladuras
secundarias.
Falta de materiales o materiales inadecuados
para el carguío de explosivos.
Figura 2: Árbol del problema esquematizando causas y consecuencias.

6
2.1.2 Fundamentación
La propuesta que se plantea para solucionar el problema es aplicar el método PDCA, o también
conocido como “Ciclo de Deming”, con el propósito de optimizar la ejecución de las actividades
que conforman el proceso de perforación y voladura. Esta técnica constituye una estrategia de
mejora continua de la calidad en cuatro pasos y es muy utilizado por los diversos sistemas
utilizados en las organizaciones para gestionar aspectos tales como calidad (ISO 9001), medio
ambiente (ISO 14001) y salud y seguridad ocupacional (ISO 45001) (Gonzalez, 2010). Los
requisitos de las normas ISO especificados en cada una de sus cláusulas se organizan de tal forma
que crean un sistema de gestión en un formato PDCA para todos sus procesos, con un enfoque al
contexto de la organización y análisis de riesgos. Su interpretación es así: cuando se quiere obtener
algo lo primero es planificar cómo lograrlo (Plan), después se deben realizar las acciones
planificadas (Do), después se comprueban los resultados (Check) y finalmente se implementan los
cambios necesarios para no volver a cometer errores anteriores (Act).
Esta metodología de mejora continua ya ha sido utilizada en la unidad minera Arcata, perteneciente
a la Compañía Minera Ares, en la cual se logró incrementar el avance por disparo de 2.5 m a 3 m
en promedio. Además, lograron minimizar las sobre roturas en un 80% (Arotaipe, 2019). También
se ha utilizado el ciclo de Deming en Compañía Minera Poderosa S.A., en la cual se logró obtener
la reducción del costo por disparo en un 19% en rampas y 16% en galerías, así como reducir la
sobre rotura a 11% (Narro y Villanueva, 2014).
Otras metodologías de mejora continua han sido también utilizadas para optimizar el proceso de
perforación y voladura en minas subterráneas. Tal es el caso de la mina Atahualpa donde se aplicó
el método de los 7 pasos del control de calidad para mejorar el avance por disparo de 1.26 m a
1.59 m en promedio (Apaza y Sedano, 2012).
2.1.3 Justificación
2.1.3.1 Justificación teórica
A nivel teórico, existen diversos estudios técnicos y manuales para asegurar el éxito de una
voladura. Los factores que influyen de forma concreta en las voladuras son las acciones ejercidas
por los explosivos, los mecanismos de rotura de la roca, las propiedades geomecánicas del macizo
rocoso, los modelos de predicción de la fragmentación y sus técnicas de evaluación, la trayectoria

7
de los taladros, el ensayo de los diferentes tipos de explosivos para su caracterización, entre otros
factores como la pericia y experiencia de los artilleros (López et al, 2019). Sin embargo, existe
baja eficiencia en las labores mineras con respecto al avance que se programa mensualmente, esto
en gran parte se debe a que la perforación y voladura no es del todo óptima (Palomino, 2016). La
forma correcta de realizar estas actividades es conocida, el problema es que no se hacen de esa
forma específica.
Asimismo, la metodología de mejora continua PDCA ha sido estudiada y aplicada en diferentes
industrias de todo el mundo, logrando reducir los recursos consumidos, reducir los tiempos
empleados, aumentar la productividad y reducir el número de errores (Iso Tools Excellence, 2017).
Existe vasta teoría sobre la técnica de perforación y voladura y sobre el método PDCA, las cuales
confirman que este proceso puede ser óptimo si se aplican las medidas necesarias. Por ende,
teóricamente la aplicación de esta propuesta permitirá conseguir los resultados esperados.
2.1.3.2 Justificación metodológica
Se aplicarán los pasos metodológicos del PDCA (Planear, Hacer, Verificar y Actuar). En la etapa
de planificación se identificará el problema y se realizará un análisis del fenómeno y un análisis
del proceso de perforación y voladura. Con esta información recopilada se creará un plan de
acción. La segunda etapa corresponderá únicamente a la ejecución de dicho plan de acción. En la
tercera etapa se verificarán y analizarán los resultados. Finalmente, en la cuarta etapa se corregirán
los errores encontrados para generar un estándar y concluir el ciclo. Esta metodología es conocida
a nivel mundial y ha logrado resultados favorables para las empresas (Iso Tools Excellence, 2017),
por lo cual resulta viable aplicarlo en este caso.
2.1.3.3 Justificación práctica
La adopción de medidas para la mejora continua en perforación y voladura ya ha sido realizada en
diferentes minas obteniendo resultados favorables, tal como lo han demostrado Arotaipe, Narro,
Villanueva, Apaza y Palomino en sus respectivos estudios, logrando incrementar los avances por
disparo, minimizar la sobrerotura y reducir costos. La unidad minera Carahuacra presenta
condiciones similares a los casos anteriores, por lo que sería totalmente factible aplicar esta
metodología para este caso en particular. Este trabajo permitirá incrementar el avance por disparo
permitiendo alcanzar los objetivos de la empresa respecto a sus avances programados utilizando

8
menos recursos y menos tiempo, lo cual se comprobará con una comparación de los resultados
obtenidos.
Los problemas durante los procesos de perforación y voladura son una realidad en las diferentes
minas subterráneas del país, ya que corresponden a la última etapa del ciclo de minado y son
afectados directamente por las etapas previas. Cualquier demora operativa o desvío durante las
etapas de ventilación, limpieza, desate y/o sostenimiento va a acortar los tiempos efectivos de
perforación y carguío de explosivos, imposibilitando la aplicación de controles de calidad para
óptimos resultados. Además, no siempre se han contemplado o planificado adecuadamente los
recursos idóneos (materiales y herramientas) según las condiciones de la mina (calidad del macizo
rocoso, temperatura, presencia de agua, etcétera). A esto se le suma la falta de compromiso y la
limitación de conocimiento por parte de los operadores y cargadores, quiénes no se preocupan por
obtener resultados efectivos ni eficientes, o no saben cómo lograrlos. Los desvíos operativos son
causados principalmente por los 3 factores mencionados, los cuales se pueden resumir en saber,
poder y querer. Saber se refiere a tener los conocimientos necesarios, poder se refiere a tener los
recursos y el tiempo requerido, y querer se refiere a tener la intención de lograr algo.
Los desvíos en perforación más comunes son la falta de pintado de la malla de perforación o la
aplicación de mallas inadecuadas por calidad de roca, la desviación de taladros y la falta de
simetría. Por otro lado, en el carguío de explosivos es común el inadecuado confinamiento de
explosivos, la incorrecta secuencia de retardos, el desconocimiento de voladura controlada o de
contorno y el desuso de tacos inertes.
2.2 OBJETIVOS
2.2.1 Objetivo general
Optimizar el proceso de perforación y voladura para incrementar el avance por disparo en las
labores de la unidad minera Carahuacra aplicando la metodología PDCA.
2.2.2 Objetivos específicos
 Recopilación de mediciones diarias de los resultados de avance actuales para generar una
línea base general.

9
 Realización de una memoria de cálculo proyectada y una simulación de costo de oportunidad
para revelar el potencial económico de la mejora.
 Análisis in-situ del proceso de perforación y voladura para identificar los principales desvíos y
generar un plan de acción.
 Ejecución del plan de acción según la priorización de las causas de los desvíos.
 Comparación de los resultados de avance lineal obtenidos luego de ejecutar el plan de acción
versus la línea base.
 Comparación de los resultados de ahorro económico obtenidos versus la línea base.
2.3 HIPÓTESIS
La metodología de mejora continua PDCA optimiza el proceso de perforación y voladura logrando
incrementar el avance por disparo en las labores de la unidad minera Carahuacra.
2.4 INDICADORES DE LOGRO DE LOS OBJETIVOS
 Base de datos con los resultados medidos en metros de los avances por disparo diarios de las
diferentes labores de la mina.
 Porcentaje de ahorro de costos y de beneficio económico potencial que generaría la mejora del
avance por disparo.
 Diagrama de priorización de causas de los desvíos en perforación y voladura y plan de acción
con plazos de ejecución y responsabilidades.
 Tabla con el estatus de ejecución del plan de acción planteado.
 Gráfico comparativo de la variación del avance por disparo luego de la implementación del plan
de acción y porcentaje de mejora.
 Gráfico comparativo de la variación de costos luego de la implementación del plan de acción y
porcentaje de ahorro.
En la tabla 1 se puede apreciar la correspondencia entre los objetivos específicos con sus
respectivos indicadores de logro. Asimismo, en la figura 3 se puede observar la correlación entre
la metodología a aplicarse (PDCA), los objetivos específicos y el objetivo general.

10
Tabla 1: Relación de los objetivos específicos con sus indicadores de logro.
Objetivo específico Indicador de logro
Recopilación de mediciones diarias de los
resultados de avance actuales para generar
una línea base general.
Base de datos con los resultados medidos en
metros de los avances por disparo diarios de
las diferentes labores de la mina.
Realización de una memoria de cálculo
proyectada y una simulación de costo de
oportunidad para revelar el potencial
económico de la mejora.
Porcentaje de ahorro de costos y de beneficio
económico potencial que generaría la mejora
del avance por disparo.
Análisis in-situ del proceso de perforación y
voladura para identificar los principales
desvíos y generar un plan de acción.
Diagrama de priorización de causas de los
desvíos en perforación y voladura y plan de
acción con plazos de ejecución y
responsabilidades.
Ejecución del plan de acción según la
priorización de las causas de los desvíos
Resultados de la ejecución de cada acción del
plan elaborado.
Comparación de los resultados de avance
lineal obtenidos luego de ejecutar el plan de
acción versus la línea base.
Gráfico comparativo de la variación del
avance por disparo luego de la
implementación del plan de acción y
porcentaje de mejora.
Comparación de los resultados de ahorro
económico obtenidos versus la línea base.
Gráfico comparativo de la variación de costos
luego de la implementación del plan de acción
y porcentaje de ahorro.
Fuente: Elaboración propia.

11
Verificación
Identificación
del problema
Análisis del
fenómeno
Análisis del
proceso
Plan de Acción Ejecución
Incrementar el
avance por
disparo
OBJETIVO
GENERAL
Comparar los
nuevos resultados
de avance por
disparo versus la
línea base
Comparar los
nuevos resultados
de costos versus la
línea base
Ejecutar el plan
de acción
Desarrollar un
plan de acción
Identificar
desvíos en
perforación y
voladura
Revelar el
potencial
económico de la
mejora
Generar una
línea base
general
OBJETIVOS
ESPECÍFICOS
PLANEAR HACER VERIFICAR
Figura 3: Correlación entre la metodología PDCA, los objetivos específicos y el objetivo general.

12
3. CAPITULO 2
3.1 ESTADO DEL ARTE Y MARCO TEÓRICO
3.1.1 Estado del arte
Los antecedentes a este trabajo son muy diversos debido a que compañías y negocios de todo el
mundo han buscado mejorar su productividad desde los inicios de la industria, para lo cual se han
creado y desarrollado diferentes metodologías de mejora continua. Este concepto ha evolucionado
a partir de la experiencia, reflexión y conceptualización de profesionales buscando mejorar el
desempeño en el trabajo. Se podría definir como la transformación de los procesos en una
organización a partir del entendimiento de su situación actual y a través del establecimiento de
objetivos, realización de planes de acción y seguimiento (Membrado, 2002). Sumanth (1999), por
su parte, explica que la gestión para la mejora de la productividad debe lograr que se movilice la
totalidad de los recursos estratégicamente y debe involucrar a todas las áreas de la organización,
desde los niveles más operativos hasta la alta gerencia. Toda mejora continua debe ser precedida
por una evaluación, no sólo para identificar lo que funciona mal o puede mejorar, sino también
para identificar qué debe mantenerse tal cual está. Una evaluación compara resultados respecto a
expectativas, encuentra los conductores apropiados y las barreras respecto al desempeño esperado
y produce planes de acción para la mejora (Guerra-López, 2007).
La industria minería ha participado activa y constantemente en esta búsqueda de productividad y
uso racional de los recursos con programas de mejora continua y competitividad del negocio
minero. Un ejemplo es el caso de la empresa Boart Longyear, dedicada a la perforación minera, la
cual implementó un programa de mejora continua demostrando que los pequeños cambios, cuando
se miden y se llevan a cabo de forma consistente, pueden generar un gran impacto en la
productividad y la eficiencia (Kirkey, 2017). Este programa se denominó “ciclo de trabajo
intenso”, el cual utiliza un sistema de procesos e indicadores clave de rendimiento (KPI) como
herramientas para garantizar la mayor productividad y eficiencia y más metros perforados en línea
recta. Como parte de su enfoque principal incluye la generación, priorización e implementación
de ideas continuamente, provenientes de todos los colaboradores a través de estrategias de
comunicación. Este programa dio como resultado un aumento significativo en el número de

13
equipos operando por turno y en el total de metros perforados por turno, y fue monitoreado y
medido para garantizar la efectividad.
La empresa Matsa implementó también un proceso de mejora continua en Minas de Aguas Teñidas
(España) como respuesta al desfavorable entorno de precios de los metales desde el año 2011 (De
las Heras, 2015). Como base del proceso utilizaron el muy conocido “brainstorming” y el análisis
de causa raíz logrando la generación de ideas para determinar mejoras en costos, calidad y
desempeño. Estas ideas fueron evaluadas y priorizadas según su impacto y facilidad de
implementación, y luego se le realizó seguimiento periódico a su evolución en el tiempo. Matsa
logró identificar 100 medidas de mejora que pasaron por el proceso de estudio e implantación,
dentro de las cuales se encuentran la perforación ascendente más rápida y eficaz utilizando brocas
de mayor diámetro, la instalación de cañones de aire para eliminar las obstrucciones en los
alimentadores de molienda de mineral, la simplificación de la cadena de suministros con la
eliminación de un depósito de transferencia de concentrado de plomo y la mejora del avance por
voladura mediante la implementación de estándares de perforación, barras guiadoras, seguimiento
continuo y capacitación a los empleados. Adicionalmente, Pablo de las Heras indica que un factor
clave para asegurar el desarrollo adecuado de las iniciativas de mejora fue la implicación de todos
los niveles de la organización.
En la mina Atahualpa (La Libertad, Perú), propiedad de Compañía Minera Poderosa S.A., se aplicó
la metodología de los siete pasos del control de calidad para mejorar la voladura como parte de un
trabajo de investigación (Apaza y Sedano, 2012). Los responsables identificaron que el resultado
promedio respecto a los avances por disparo era de 1.26 m, cuando debería ser por lo menos 1.47
m para cumplir con el programa anual. Además, se tenían sobrecostos por perforación y excesiva
cantidad de explosivos utilizados. Decidieron utilizar la metodología de los 7 pasos del control de
calidad, los cuales son:
1. Seleccionar el problema y definir el tema
2. Comprender la situación y establecer el objetivo
3. Planear actividades
4. Analizar las causas
5. Considerar e implementar las contramedidas
6. Verificar los resultados

14
7. Estandarizar y establecer el control
Como parte de los principales cambios se establecieron nuevas mallas de perforación con
diferentes distribuciones de carga de explosivos aplicando el método de Holmberg. Se logró
mejorar el avance hasta 1.59 m por disparo en promedio, la sobre rotura se redujo de 5.59% a
2.98%, el promedio de pies perforados por frente se redujo de 130.6 m a 107.8 m y el factor de
avance (kilogramos de explosivo por metro de avance) también se redujo de 15.3 kg/m a 12.9
kg/m; todo esto generó un evidente ahorro de costos de 17% en el total de metros lineales de
avance.
En la mina Estrella (La Libertad, Perú), propiedad también de Compañía Minera Poderosa S.A.,
se tenía un problema similar respecto a los avances, ya que no se cumplían los metros programados.
Palomino (2016) empleó diversos métodos de investigación: inductivo, deductivo, descriptivo,
análisis y síntesis, con el objetivo de optimizar los avances de esta mina. La secuencia que se
planteó inició con el control y supervisión de las operaciones unitarias de perforación y voladura
(cumplimiento de los diseños de malla de perforación, pintado de malla adecuado, modo de
perforación, carguío y distribución de explosivos), luego se enfocó en el incremento del
rendimiento a través de la medición con indicadores clave de rendimiento (kpi) y finalmente
expresa los resultados en reducción de costos unitarios. Como parte de la optimización se vio
necesario rediseñar la malla de perforación a través del algoritmo de Holmberg y llevar un control
estricto de los tiempos de perforación y paralelismo de taladros. Con la aplicación de estas medidas
se logró mejorar el avance por disparo de 1.53 m a 1.66 m, se redujo el factor de carga de 3.03
kg/tal. a 2.44 kg/tal., se redujeron dos taladros menos por frente y se obtuvo un ahorro de $31.62
por metro de avance.
La mejora continua ha sido aplicada igualmente en procesos de perforación y voladura en minería
superficial o tajo abierto. Arana (2019) realizó un modelo de mejora continua para optimizar la
fragmentación de la roca y generar cambios significativos en los costos de operación en el proyecto
Shougang, en San Juan de Marcona. Se enfocó en el concepto “Mine to Mill”, el cual indica que
una pila de roca bien fragmentada conlleva mejores operaciones de carguío y acarreo y menores
tiempos y costos en los procesos de transporte, chancado y molienda. A través de la observación
científica, el diagnóstico del problema, el análisis descriptivo y el método experimental, logró

15
identificar mejoras en la malla de perforación, secuencia de salida y diseño de carga explosiva. Se
cambió el diseño rectangular por un diseño tipo “V” y se implementaron voladuras tipo DECK
(cámaras de aire), logrando aumentar 597 toneladas de mineral por cada taladro perforado, mejorar
la fragmentación, reducir la carga explosiva y las vibraciones.
La metodología PDCA es sólo una de las tantas alternativas de mejora continua, la cual tiene un
enfoque en gestión. Fue propuesta inicialmente por científicos japoneses, pero fue mejorada y
ampliamente publicitada por el Dr. William Edwards Deming, un científico norteamericano,
alrededor de la década de 1950 (Wang, 2017). Durante la operación, las 4 fases de este ciclo
(planear, hacer, revisar, ajustar) están constantemente circulando, el problema se resuelve y la
eficiencia de la producción es mejorada continuamente. Una vez acabada la etapa final (Act o
Ajustar) se debe de volver a la primera etapa y repetir el ciclo de nuevo, de forma que las
actividades son reevaluadas periódicamente para incorporar nuevas mejoras. Esta metodología
busca mejorar de manera integral un proceso, producto o servicio, a través de la optimización de
la calidad, la reducción de costos y el incremento en la rentabilidad; y logrando disminuir fallas,
aumentar la eficacia y eficiencia, solucionar problemas y prever y eliminar riesgos potenciales. Ha
sido ampliamente utilizada en diversas empresas y organizaciones a nivel mundial generando
óptimos resultados y haciendo evidente su eficacia.
Esta metodología basada en los conceptos de Deming fue utilizada en la Unidad de Producción
Marañón, específicamente en la Mina Papagayo (La Libertad). Narro y Villanueva (2014)
buscaron optimizar la actividad de voladura con el objetivo de cumplir los metrajes en las labores
de avance e incrementar la obtención del mineral (oro). Los autores implementaron los 7 pasos del
Círculo de Deming para atacar 3 factores de importancia para la empresa: reducción de costos,
disminución de accidentes y disminución de sobre rotura. Dentro de las herramientas que aplicaron
se tienen: lluvia de ideas, diagrama de afinidad, matriz de priorización, establecimiento de metas,
diagramas de líneas, histogramas, plan de actividades, diagrama de Gantt, análisis de causas con
diagrama de Ishikawa y Pareto, herramienta 5W+1H, verificación y estandarización. La principal
mejora fue el establecimiento de un estándar de malla de perforación y distribución de carguío de
explosivos, así como un procedimiento escrito bien detallado y definido. Como resultados en

16
ahorro de costos lograron reducir 22 dólares por disparo en rampas, 41 dólares por disparo en
galerías y 17 dólares por disparo en tajeos.
Asimismo, el modelo PHVA (Planear, Hacer, Verificar y actuar) fue aplicado en la unidad minera
Arcata de la Compañía Minera Ares (Arequipa) por Felipe Arotaipe (2019). El objetivo fue
optimizar el programa de avance de una rampa negativa de 225 metros. La mayor cantidad de
problemas dentro del ciclo de minado los identificaron en los procesos de perforación y voladura,
los cuales estaban relacionados al pintado de malla, gradiente, punto de dirección, falta de taladros
de alivio, falla en el carguío de explosivos y distribución de taladros. La mejora continua y el
control de calidad en el proceso del ciclo Hacer, Verificar y Actuar generaron que se incrementaran
los avances por disparo (2.5 m en promedio) hasta lograr entre 2.9 y 3 m, es decir, un 96% de
efectividad. Además, eliminaron las voladuras secundarias y minimizaron la sobre rotura en un
80%. El autor resalta también la importancia del cumplimiento de los estándares y procedimientos
por parte de todo el equipo de operaciones para la consecución del objetivo de avance de la rampa.
Existen diversas metodologías para la mejora continua en cualquier proceso que se requiera
optimizar, siendo el PDCA uno de los más conocidos y ejecutados a nivel mundial. Los resultados
que podría generar con un adecuado desarrollo y seguimiento serán benéficos de una u otra manera,
tal como lo demuestran los estudios previos analizados, los cuales además son referentes para las
condiciones actuales que presenta el problema planteado en la presente investigación de una
operación minera. Con toda esta información recopilada se propone la aplicación de esta
metodología para dar una solución eficaz en la unidad minera Carahuacra, beneficiando a la
compañía minera Volcan en el cumplimiento de sus metas a corto y mediano plazo.
3.1.2 Marco teórico
3.1.2.1 Marco Conceptual y técnico
a) Metodologías de Mejora Continua
La mejora continua implica supervisar, controlar, documentar e intervenir cuando los procesos lo
requieran y en cualquier etapa de la cadena de valor. Actualmente coexisten diversas herramientas
y técnicas enfocadas en potenciar estos procesos y mejorar la calidad de los productos o servicios
de las empresas, las cuales aspiran a alcanzar la excelencia operativa. Estas metodologías actúan

17
de forma diferente en cada organización, pero tienen en común que se basan en un enfoque
científico y metodológico para resolver un problema.
b) Principales Metodologías Actuales de Mejora Continua
 Ciclo PDCA
Es considerado el modelo clásico o modelo base de la mejora continua, siendo el más conocido a
nivel mundial. Sus siglas en español corresponden a Planificar, Hacer, Verificar y Actuar, y
conforman las 4 etapas esenciales de cualquier proceso de mejora. Al estar estructurado como un
ciclo, implica una revisión continua de los resultados y un reinicio permanente.
 Modelo de Análisis de Valor
Se enfoca en aumentar el valor añadido no comercial de un producto y en buscar la forma de
reducir los costos. Pretende lograr realizar las mismas acciones a precios menores.
 Lean Manufacturing
Metodología que busca mejorar continuamente la eficiencia en los procesos de fabricación de un
producto o prestación de un servicio. Para ello, considera la supresión de todo aquello que no
aporta valor dentro del proceso productivo, permitiendo un trabajo más eficiente con menor
consumo de recursos. Todas las iniciativas de mejora con Lean Manufacturing se van a centrar en
eliminar estos desperdicios y equilibrar la capacidad de producción con la demanda.
 Six Sigma
Proporciona un método para mejorar continuamente la calidad de un producto o un servicio. Busca
ahorro de costos, aumentar la satisfacción del cliente, optimizar la eficacia y eliminar la
variabilidad y el desperdicio. Se centra en dos grandes indicadores: la velocidad con que se realiza
un proceso (tiempo de ciclo) y el número de errores que llegan al cliente.
 Los 5 porqués
Plantea la revisión de todas las posibles causas que han provocado un fallo. El objetivo es trazar
una línea en sentido inverso al proceso hasta detectar el origen del problema o causa raíz, sacar
conclusiones y definir las soluciones.

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 Estratificación
Es una herramienta que divide la información en niveles. Una vez que se detecta un problema, se
seleccionan y agrupan los datos bajo diversos criterios, de forma que se puedan aislar las causas y
tratarlas de manera diferenciada. Además, permite priorizar la intervención en las áreas más
críticas.
 Teoría de las Limitaciones
Metodología que pretende mejorar continuamente la capacidad de producción atacando las
restricciones o cuellos de botella que marcan el ritmo y limitan la capacidad de los procesos. Se
basa en tres pilares principales: maximizar las ventas, reducir los inventarios y minimizar los
gastos operacionales (costos directos, indirectos y activos de la empresa).
c) Metodología PDCA o Ciclo de Deming
El Ciclo de Deming fue creado por Edwards Deming en la década de 1950, quien fue el encargado
de ayudar a Japón a reconstruir su economía en dicha época, de forma que las industrias japonesas
puedan competir en el mercado mundial en el futuro. Sin embargo, el concepto fue inicialmente
concebido por Walter Shewhart, quien fue un físico, ingeniero y estadístico estadounidense que
compartió sus ideas con Edwards Deming, quien se encargó finalmente de aplicarlas y difundirlas
a nivel mundial.
El concepto de la metodología PDCA está basada en el método científico, en el cual se ejecuta la
hipótesis, experimentación y evaluación, correspondiente a Planear, Hacer y Verificar del ciclo de
Deming. Además, uno de los principios fundamentes del método científico y el PDCA es la
iteración, ya que repetir el ciclo va a extender el conocimiento cada vez más, acercando más a la
consecución de los objetivos y perfeccionando los procesos y productos.
Esta metodología está compuesta por cuatro etapas cíclicas de forma que una vez acabada la etapa
final se debe repetir el ciclo nuevamente, de manera que las actividades son revaluadas
periódicamente para identificar nuevas mejoras. Estas etapas son: PLANEAR (en inglés PLAN),
HACER (en inglés DO), VERIFICAR (en inglés CHECK) y AJUSTAR (en inglés ACT), tal como
se puede apreciar en la figura 4.

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La primera etapa es PLANEAR, en la cual se identifican los problemas o actividades a mejorar, se
establecen los objetivos y procesos requeridos, se fijan los indicadores de control y se definen los
métodos y recursos para lograr los resultados esperados. Esta etapa enfatiza la habilidad para captar
y descubrir los problemas actuales. El rol de la planificación es unificar las actividades dentro de
la organización y el propósito para el futuro, y luego especificar cuál va a ser el proceso de las
actividades. La adecuada realización de la etapa de planificación afecta directamente la calidad de
todo el sistema o ciclo de mejora.
La segunda etapa es HACER, la cual consiste en la implementación del plan de trabajo mediante
la realización de las tareas planificadas, la aplicación controlada del plan y la verificación y
obtención de los datos necesarios para el posterior análisis. En esta etapa se aplican cronogramas
de ejecución y control de las actividades. Conviene también realizar pruebas piloto para probar el
funcionamiento antes de realizar cambios a gran escala. La selección del piloto debe realizar
teniendo en cuenta que sea suficientemente representativo, pero sin que suponga un riesgo
excesivo para la empresa.
Figura 4: Ciclo de Deming o metodología PDCA.

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La tercera etapa es VERIFICAR, en la cual se compara la situación actual con el plan, verificando
el efecto de su ejecución y la consecución de los objetivos planteados. La clave de esta etapa está
en haber determinado previamente los indicadores clave para la medición de los objetivos.
La cuarta y última etapa es AJUSTAR, en la cual se toman las medidas o ajustes necesarios que
permitan mejorar los resultados y eliminar los factores de riesgo, así como extender y aprovechar
los aprendizajes y experiencias adquiridas. Además, evaluar la posibilidad de estandarizar y
consolidar metodologías que han resultado efectivas. En caso de no haberse logrado los objetivos
del plan, se analizan las causas de las desviaciones y se generan acciones para eliminar las causas
raíz de estos errores.
El ciclo PDCA deber ser continuo, a pesar de que se solucionan viejos problemas, van a seguir
apareciendo nuevos que requerirán un nuevo ciclo de mejora. Algunos de los beneficios son la
reducción de tiempos y mejora de la productividad, disminución de errores y reducción de costos
generando más eficiencia en los recursos.
d) Métodos de Minado
 Corte y relleno ascendente
Como condición general para la aplicación de este método el buzamiento debe ser menor a 50°, y
se aplica también en zonas con intermitencia de mineral - desmonte (condición que requiere de
mayor selectividad). La preparación se inicia con una rampa en espiral al piso 0 de la estructura, a
partir de la rampa se desarrollan accesos de -15% de gradiente hacia la estructura. Una vez cortada
la estructura se desarrollan galerías este – oeste de longitudes variables según el límite del tajeo.
Con el objetivo de controlar la estabilidad en la corona la perforación se realiza de forma horizontal
(breasting). Para el cambio de piso es utilizado relleno mecánico, posterior uniformizado y sellado
de cajas mediante relleno hidráulico. Luego se realiza desquinche en la corona del acceso
(rebatido) e inicia el nuevo corte en ascenso. Este método se emplea en vetas de mayor potencia y
con terrenos de regular a malo. En la unidad minera Carahuacra su aplicación mayormente se da
en el cuerpo Huaripampa y en la veta Diana. En las figuras 5 y 6 se pueden apreciar una vista
transversal y longitudinal de este método de minado.

21
 Tajeo por subniveles
Se aplica en vetas con buzamiento mayor a 50° y consiste en la explotación por hundimiento de
subniveles mediante perforación de taladros largos por el subnivel superior y limpieza de mineral
Figura 5: Método de minado corte y relleno ascendente en vista transversal.
Figura 6: Método de minado corte y relleno ascendente en vista longitudinal.

22
en retirada por el subnivel inferior. Luego, se aplica relleno detrítico para la estabilización de las
cajas. En la unidad minera Carahuacra se adecuó la variación Avoca Back Fill, que consiste en la
explotación en tramos hasta un límite máximo de abertura, seguida por relleno detrítico, repitiendo
el ciclo de forma ascendente entre los subniveles. La infraestructura de extracción es diseñada en
forma paralela a la estructura mineralizada y con accesos perpendiculares a la estructura
mineralizada manteniendo una equidistancia de 100 metros. La profundización se ejecuta mediante
una rampa principal siempre orientada a la caja piso de la estructura.
La secuencia de minado ha sido diseñada de manera longitudinal, seccionando la estructura en
bloques de explotación de 100 metros de longitud y realizando una secuencia ascendente mediante
3 bancos de explotación de 15 metros de altura separados por 03 subniveles de perforación-
extracción y 1 nivel principal. Con respecto a la extracción se realiza rotura en retirada seguido
por relleno detrítico mecanizado (back fill) con longitud máxima de abertura (LMA) hasta de 30
metros horizontalmente (esto es variable según la clasificación de roca RMR). Este método se
aplica en veta Mary, veta ML y veta Melissa. Esta secuencia se puede apreciar en la figura 7.

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Figura 7: Secuencia de minado del método tajeo por subniveles.

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 Cámaras y pilares con breasting
Este método consiste en la explotación de cámaras separadas por pilares de sostenimiento para la
corona. Se aplica en mantos horizontales o semi horizontales y en cuerpos mineralizados. Una vez
finalizada la explotación de un nivel, se debe rellenar con relleno hidráulico y continuar con
breasting de manera ascendente desde el acceso.
e) Perforación Rotopercutiva
 Concepto
La perforación es la actividad inicial previa a la voladura, en la cual se realizan los taladros donde
serán insertados los explosivos. Los componentes principales de un sistema de perforación son las
fuentes de energía mecánica (el martillo de rotopercusión), el varillaje (medio de transmisión de
la energía), la broca (que ejerce sobre la roca la energía) y el fluido de barrido (efectúa la limpieza
y evacuación de detritos).
La perforación a rotopercusión es el sistema más clásico de perforación de taladros y su aparición
en el tiempo coincide con el desarrollo industrial del siglo XIX, inicialmente utilizadas con vapor
para luego utilizarse aire comprimido como fuente de energía. El principio de perforación se basa
en el impacto de una pieza de acero (el pistón) que golpea al varillaje y a su vez transmite la energía
al fondo del barreno por medio de un elemento final (la broca) (ver figura 8).
FLUÍDO DE
PERFORACIÓN
AVANCE
CVC
PERCUSIÓN
VARILLAJE
CV
ROTACIÓN
BARRIDO
BROCA
Figura 8: Elementos de perforación por rotopercusión.

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Las ventajas de la perforación rotopercutiva son las siguientes:
 Es aplicable a todos los tipos de roca.
 La gama de diámetros de perforación es amplia.
 Sus equipos son versátiles y tienen gran movilidad.
 Solo necesitan un operador para su manejo.
 Su mantenimiento es fácil y rápido.
 Los precios de adquisición son competitivos.
 Fundamentos de la perforación rotopercutiva
La perforación a rotopercusión se basa en la combinación de 4 acciones:
 Percusión: Los impactos producidos por el golpe del pistón originan ondas de choque que
se transmiten a la broca a través del varillaje. Es desplazamiento de esta onda se realiza a
alta velocidad y su forma depende del diseño del pistón. Cuando la onda de choque alcanza
la broca de perforación, una parte de la energía se transforma en trabajo, haciendo penetrar
la broca, y el resto se refleja y retrocede a través del varillaje. Además, se debe tener en
cuenta que en los puntos de unión del varillaje existen pérdidas de energía por reflexiones
y rozamientos que se transforman en calor y desgastes en las roscas.
 Rotación: Movimiento que hace girar la broca para que los impactos se produzcan sobre la
roca en distintos puntos al fondo del taladro. En cada tipo de roca existe una velocidad
óptima de rotación que produce detritos de mayor tamaño, al aprovechar la superficie libre
del taladro que se crea en cada impacto.
 Empuje: La energía generada por el martillo debe transmitirse a la roca, por lo que es
necesario que la broca se encuentre en contacto permanente con el fondo del taladro. Esto
se logra con la fuerza de empuje suministrada por un cilindro de avance. Un empuje
insuficiente tiene efectos negativos: reduce la velocidad de penetración, produce mayor
desgaste de barras y acoples y aumenta el calentamiento. Por el contrario, si el empuje es
excesivo, disminuye también la velocidad de perforación, dificulta el desenroscado del
barreno y aumenta el desgaste de las brocas, las vibraciones del equipo y la desviación de
los taladros.
 Barrido: El fluido del barrido es el encargado de evacuar los detritos del fondo del taladro
justo después de su formación. De lo contrario, se consumiría gran cantidad de energía en

26
la trituración de estas partículas, traduciéndose en desgaste, pérdidas de rendimientos y
riesgo de atascos. Los fluidos que se utilizan pueden ser aire, agua o espuma, que se
inyectan a presión hacia el fondo a través de un orificio central del varillaje y de aberturas
en las brocas de perforación.
 Columna de Perforación
La columna de perforación está constituida generalmente por adaptadores de culata (conocidos
como SHANK), acoples (conocidos como COUPLING), varillas de extensión (conocidas como
BARRAS) y brocas. Los aceros empleados en la fabricación de estos elementos deben ser
resistentes a la fatiga, a la flexión, a los impactos y a los desgastes en las roscas y culatas.
 Adaptadores de Culata o SHANK: Elementos que se fijan a las perforadoras para transmitir
la energía de impacto, la rotación del varillaje y el empuje (ver figura 9).
 Acoples o COUPLING: se utilizan para unir los barrenos con los adaptadores con el ajuste
suficiente para asegurar que los extremos estén en contacto y que la transmisión de energía
sea efectiva (ver figura 10).
Figura 9: Adaptador de culata o SHANK.

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 Varillas o Barras: elementos de prolongación de la columna de perforación. Tienen roscas
externas macho y son acopladas con los coupling (ver figura 11).
 Brocas: las más utilizadas en minería subterránea son las brocas de botones, las cuales
poseen insertos cilíndricos de carburo de tungsteno distribuidos sobre su superficie (ver
figura 12). Estas brocas se adaptan mejor a la perforación con rotación, obteniéndose
velocidades de avance superiores. También presentan una mayor resistencia al desgaste
debido no solo a la forma de sus botones sino también a la sujeción más efectiva del acero.
Existen brocas con diseños especiales tales como las brocas retráctiles, las cuales se usan
en aquellas formaciones rocosas donde las paredes de los taladros tienden a desmoronarse
y es preciso evitar atraques y pérdida de barrenos. Disponen de estrías y dientes por detrás
del frente que permiten realizar la perforación en retroceso. Además, existen tipos de
botones o insertos, los cuales pueden ser esféricos (para rocas duras), semi balísticos (para
Figura 10: Acoples o COUPLING.
Figura 11: Varillas o barras de perforación.

28
rocas intermedias) y balísticos (para rocas suaves). Adicionalmente, existen las brocas
escariadoras o rimadoras, las cuales son de mayor diámetro y se utilizan para ampliar
taladros preexistentes.
 Equipos de Perforación Mecanizada
Los jumbos (ver figura 13) son los equipos de perforación mecanizados que más se utilizan para
la excavación de túneles y galerías y para explotación por métodos de corte y relleno y cámaras y
pilares. Los componentes básicos de estos equipos son: tren de rodaje y bastidor, sistema de
accionamiento, cabina, brazos, deslizaderas y martillos. Estos equipos son capaces de adaptarse a
las condiciones cambiantes en los diferentes frentes, talos como diferentes secciones transversales
de los túneles, características de los macizos rocosos, diámetros de taladros y longitudes de malla,
variación de gradiente, radios de curvatura, entre otros.
Figura 12: Brocas de botones.

29
El tren de rodaje más utilizado en estos equipos es sobre neumáticos debido a la gran movilidad
que ofrece, a su resistencia frente a aguas corrosivas y por el menor desgaste en pisos irregulares.
Estos equipos logran alcanzar velocidades de entre 10 y 15 km/h. El bastidor o chasis generalmente
es articulado. En el bastidor trasero van montados todos los equipos de accionamiento y
transmisión, las bombas hidráulicas, los frenos, los depósitos de combustible, el carrete del cable
eléctrico, entre otros. En el bastidor delantero va instalada la cabina, los anclajes y articulaciones
de los brazos, las deslizaderas y los martillos.
Para el accionamiento del equipo se utilizan fuentes de energía diésel y eléctrica. Los motores
diésel sirven para el desplazamiento del equipo, mientras que el motor eléctrico se utiliza para el
accionamiento de todos los componentes de la perforación. El equipo eléctrico cuenta con un
conjunto de elementos de control automático como la presión de agua de barrido, la presión del
aire de lubricación de los adaptadores de culata, la temperatura y nivel del aceite hidráulico, el
bloqueo del filtro de aceite, el voltaje de alimentación, el sistema de alumbrado, entre otros.
 Factores Influyentes en la Perforación
Existen factores influyentes que van a afectar los resultados de la perforación de taladros. Dentro
de los factores internos encontramos el empuje sobre la broca, la velocidad de rotación, el desgaste
de las brocas y la evacuación de detritos; mientras que las variables externas son las características
del macizo rocoso y la habilidad del operador.
Figura 13: Jumbo electrohidráulico de 1 brazo.

30
El empuje o avance aplicado sobre la broca debe ser el suficiente para sobrepasar la resistencia a
la compresión de la roca, aunque sin llegar a ser excesivo para evitar desviación de taladros.
Asimismo, debe controlarse la velocidad de rotación según la calidad de roca que exista en el
frente. Utilizar brocas desgastadas no solo afectaría la rectitud de los taladros, sino que también
genera mayor desgaste en toda la columna de aceros de perforación y obliga a la perforadora a
generar mayores esfuerzos. La evacuación de los detritos es esencial para evitar que se atasquen
las barras y generando el espacio suficiente para los movimientos de la perforadora y la
continuación de la perforación.
Por otro lado, la calidad del macizo rocoso en el frente va a requerir variar las presiones de avance,
rotación y percusión según la roca sea más suave o sea más dura, así como también el tipo de broca
óptima. La presencia de fallas o fracturas geológicas favorecen a la desviación de taladros y
aumentan la posibilidad de atraques. Para todas estas situaciones se requieren operadores
capacitados, experimentados y hábiles que puedan hacer frente ante cualquier condición que se
presente durante la perforación de taladros.
 Malla de Perforación
Las voladuras en túneles y galerías se caracterizan por no tener, inicialmente, una cara libre de
salida salvo el propio frente de perforación. El principio de ejecución de mallas de perforación se
basa en crear caras libres con los taladros de arranque que van abriendo la sección. Las mallas de
perforación van a variar según el tipo de roca, el tipo de equipo de perforación, el tamaño de la
sección, entre otros. Los taladros deben distribuirse según su secuencia de salida y asegurando que
cubran toda la sección del túnel a realizar.
El diseño de la malla inicia con el arranque, el cual se ubica en la parte central de la sección y está
conformado por taladros de arranque y taladros rimados. Tiene la función de agregar caras libres
al frente, siendo fundamental para el éxito de la voladura. Existen diferentes tipos de arranque tales
como el corte quemado (ver figura 14), el corte hexagonal (ver figura 15), piramidal o diamante
(ver figura 16), entre otros.

31
Figura 14: Representación gráfica de corte quemado.
Figura 15: Representación gráfica de corte hexagonal.
Figura 16: Representación gráfica de corte piramidal o diamante.

32
Luego de los taladros de arranque se tienen los taladros de ayuda que sirven para ampliar la cara
libre formada por el primer corte, y los taladros cuadradores que permiten darle la forma a la
sección. El número de taladros cuadradores dependen de la dureza de la roca y el tamaño de la
labor. Finalmente, se tienen los taladros de corona que se distribuyen en la parte superior y los
taladros de arrastre que se distribuyen en la parte inferior de la sección. Esta distribución de
taladros puede observarse en la figura 17.
Figura 17: Esquema de distribución de taladros en una sección estándar.

33
f) Voladura
 Concepto
La voladura se refiere a la acción de fragmentar la roca, el suelo o el hormigón mediante el uso de
explosivos, los cuales generan una combustión supersónica denominada detonación. La
detonación es un drástico proceso de transformación de energía casi siempre de naturaleza
química. La presión de los gases generados por los explosivos origina una zona de alta
concentración de energía que produce una explosión con efectos de fragmentación y
desplazamiento. Las voladuras en túneles y galerías son complejas debido a que la única superficie
libre inicial es el frente de perforación, los consumos específicos son elevados y el confinamiento
de las cargas es alto.
 Explosivos
Los explosivos son sustancias capaces de liberar masas gaseosas a muy altas temperaturas y
elevadas presiones en un corto periodo de tiempo debido a reacciones químicas. Estos se dividen
en dos grandes grupos según la velocidad de su onda de choque: explosivos rápidos y detonantes
y explosivos lentos y deflagrantes.
Los explosivos deflagrantes poseen velocidades menores a 2000 m/s y comprenden a las pólvoras,
compuestos pirotécnicos y compuestos propulsores para artillería y cohetería. Estos explosivos no
tienen casi ninguna aplicación en la minería o ingeniería civil. La velocidad que logran es
subsónica, es decir, no supera la velocidad del sonido, y su reacción se inicia por activación termo
cinética (calor).
Los explosivos detonantes llegan a ser muy potentes por su velocidad supersónica de reacción.
Estos explosivos se subdividen en primarios y secundarios. Los primarios se caracterizan por su
alta energía y sensibilidad y se emplean como iniciadores para detonar a los secundarios. Entre
ellos se tienen a los compuestos utilizados en los fulminantes, tales como fulminato de mercurio,
pentrita, hexolita, entre otros. Los secundarios son aquellos que se aplican a la fragmentación de
rocas debido a que generan mayor trabajo útil, entre los cuales tenemos a los agentes explosivos y
a los explosivos convencionales.

34
Los agentes explosivos son mezclas que no llevan ingredientes intrínsecamente explosivos, tales
como el nitrato amónico, ANFO, ALANFO, emulsiones y ANFO pesado.
 Nitrato Amónico: Es una sal orgánica de color blanco que aisladamente no es un explosivo,
solo adquiere tal propiedad cuando se mezcla con una pequeña cantidad de combustible y
reacciona violentamente con él por su aporte de oxígeno. Se fabrica en forma de partículas
esféricas porosas debido a que poseen mejores características para absorber y retener los
combustibles líquidos (ver figura 18). La solubilidad del NA en el agua es alta y varía
ampliamente con la temperatura, motivo por el cual no se utiliza en taladros húmedos.
 ANFO: sus siglas provienen del inglés “Ammonium Nitrate – Fuel Oil”, es decir, Nitrato
de Amonio – Combustible Petróleo”. Este explosivo es la combinación entre el nitrato de
amonio previamente descrito y un combustible, el cual actualmente el más utilizado es el
gasoil debido a que no posee un punto de volatilidad tan bajo como el petróleo o el
kerosene, suponiendo un menor riesgo de explosiones de vapor. El agua es el principal
enemigo del ANFO pues absorbe una gran cantidad de calor para su vaporización y rebaja
considerablemente la potencia del explosivo, produciendo la insensibilización del
explosivo.
 ALANFO: Como la densidad del ANFO es baja, la energía que resulta por unidad de
longitud de carga es también baja. Para elevar esta energía se añaden productos como el
Figura 18: Nitrato de amonio en forma de esferas.

35
aluminio, convirtiéndose así en ALANFO, el cual logra buenos resultados técnicos y
económicos sobre todo cuando las rocas son masivas y los costos de perforación son altos.
 Emulsiones: Una emulsión es una solución de dos líquidos inmiscibles (que no se pueden
mezclar) de manera más o menos homogénea. En este caso se trata de una sustancia
oxidante con un aceite mineral. Las emulsiones explosivas son del tipo denominado agua
en aceite y mejoran dos características fundamentales: la potencia y la resistencia al agua.
En ellas, la fase acuosa está compuesta por sales inorgánicas oxidantes disueltas en agua,
mientras que la fase aceitosa está formada por un combustible líquido (inmiscible con el
agua) del tipo hidrocarbonado. Dentro de las ventajas de este explosivo se tiene el menor
precio, su excelente resistencia al agua, su elevada velocidad de detonación y su gran
seguridad de manipulación. Su presentación puede ser encartuchada (ver figura 19) o a
granel. Las características técnicas de la emulsión de FAMESA se pueden apreciar en la
tabla 2.
Figura 19: Emulsión encartuchada de la marca FAMESA (Emulnor).

36
Tabla 2: Características técnicas del Emulnor de FAMESA.
EMULNOR® EMULNOR®
1000 3000
Densidad relativa (g/cm3
) 1.13 ± 0.1 1.14 ± 0.1
Velocidad de detonación (m/s)
confinado* 5800 ± 300 5700 ± 300
s/confinar** 4500 ± 300 4400 ± 300
Presión de detonación (kbar) 95 93
Energía (kcal/kg) 785 920
Volumen normal de gases (L/kg) 920 880
Potencia relativa en peso (%)*** 87 102
Potencia relativa en volumen (%)*** 120 142
Sensibilidad al fulminante N° 8 N° 8
Resistencia al agua Excelente Excelente
Categoría de humos Primera Primera
*Velocidad de detonación en tubo de 1 ½ pulgadas de diámetro.
**Velocidad de detonación como cartucho de 1 pulgada de diámetro.
***Potencias relativas referidas al ANFO con potencia convencional de 100.
Fuente: Ficha técnica Emulnor FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
 ANFO pesado: es una mezcla de emulsión matriz con ANFO, la cual resulta ser una
alternativa con mayor energía de explosión, mayor resistencia al agua, de fácil uso y menor
costo.
Por otro lado, se tienen también a los explosivos convencionales, tales como las gelatinas
(mezcla de nitroglicerina y nitrocelulosa), los pulverulentos (mezcla de nitroglicerina o TNT,
oxidantes y combustibles), los explosivos de seguridad (utilizados en minas de carbón con
ambientes inflamables) y las pólvoras (mezcla de nitrato potásico, azufre y carbón utilizada en
la extracción de bloques de roca ornamental o yeso).
 Accesorios de Voladura
Los accesorios de voladura componen un conjunto de elementos utilizados como sistema de
iniciación para una explosión. Estos sistemas de iniciación han experimentado un fuerte desarrollo
tecnológico desde mediados del siglo XX, con el objetivo de ser más seguros, controlar mejor los

37
tiempos de iniciación, reducir el nivel de vibraciones y las proyecciones de roca, variar los tipos
de cebado y lograr mayor rapidez y flexibilidad en las operaciones de amarre. Actualmente se
cuentan con 4 tipos de sistemas de iniciación: convencional, eléctrico, no eléctrico y electrónico.
El más utilizado en mina subterránea en el país es el sistema de iniciación no eléctrico.
Los sistemas de iniciación con detonadores no eléctricos se basan en la onda de choque de baja
velocidad de detonación (2000 m/s). Esta onde se canaliza a través de un tubo de plástico (tubo de
choque) hasta la cápsula del detonador. Ofrecen una variada combinación de tiempos y pueden
usarse con todo tipo de explosivos (emulsiones, dinamitas, cordón detonante, entre otros). Para la
voladura de frentes se utiliza una combinación de accesorios de voladura, los cuales son los
siguientes:
 Tubo de choque o manguera FANEL: es un tubo de plástico multicapa que contiene una
sustancia reactiva capaz de conducir la onda de baja energía a una velocidad cercana a
2000 m/s. Esta onda no influye sobre la columna de explosivo contenida en el taladro y
permite que su iniciación ocurra en el fondo de éste. Al ser de naturaleza no eléctrica, no
puede ser iniciado por ondas de radiofrecuencia, electricidad estática, corrientes erráticas,
fricciones ni impactos comunes en la actividad normal de carguío de explosivos.
Se componen también del fulminante no eléctrico, el cual es una cápsula de aluminio que
contiene en su interior una carga base de pentrita, una carga primaria mixta (azida de
plomo), un elemento de retardo, un sistema amortiguador de onda de detonación y un tapón
de goma semiconductora que permite el acople con el tubo de choque. Además, los faneles
pueden ser de periodo corto o periodo largo según sus tiempos de retardo. Los de periodo
corto (ver figura 16) vienen en una serie de 20 números en milisegundos, desde los 25 ms
hasta los 1000 ms. Los de periodo largo (ver figura 20) vienen en una serie de 16 números
con tiempos de retardo desde los 0.5 segundos hasta los 8.6 segundos. Estos últimos son
los más utilizados en la voladura de frentes debido a que sus retardos facilitan el tiempo de
movimiento de la roca y crean las caras libres para la expansión de los siguientes taladros.
Las características técnicas del fanel de FAMESA se pueden apreciar en la tabla 3.
Asimismo, los diferentes tiempos de retardo se pueden apreciar en la tabla 4.

38
Tabla 3: Características técnicas del Fanel de FAMESA.
FANEL®
DEL FULMINANTE DE RETARDO
Diámetro (mm) 7.3
Longitud (mm) 60 / 68 / 88 / 92
Prueba de esopo, diámetro de perforación (mm) Min. 11
Volumen trauzl (cm3
) Min. 34
Resistencia al impacto 2 kg / 1 m No detona
DE LA ETIQUETA
Material Plástico
Color de letra Negro
Color de fondo En función del tiempo de retardo
DE LA MANGUERA FANEL
Material
Termoplástico flexible y de gran
resistencia mecánica
Diámetro (mm) 3.3 ± 0.2
Longitudes (m) Variable
Color periodo corto Rojo
Color periodo largo Amarillo
Velocidad de onda (m/s) 2000 ± 200
DEL CONECTOR PLÁSTICO TIPO "J"
Material Plástico
Color periodo corto Rojo
Color periodo largo Azul
Fuente: Ficha técnica Fanel de FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
Figura 20: Tubo de choque FANEL de periodo corto (color rojo) y de periodo largo (color
amarillo) de la marca FAMESA.

39
Tabla 4: Tiempos de retardo de los faneles de periodo corto y largo de FAMESA.
Serie Estándar Periodo Corto Serie Estándar Periodo Largo
N° de Serie TDR (ms) N° de Serie TDR (s)
1 25 1 0.5
2 50 2 1.0
3 75 3 1.5
4 100 4 2.0
5 125 5 2.5
6 150 6 3.0
7 175 7 3.5
8 200 8 4.0
9 225 9 4.5
10 250 10 5.0
11 300 11 5.6
12 350 12 6.2
13 400 13 6.8
14 450 14 7.4
15 500 15 8.0
16 600 16 8.6
17 700
18 800
19 900
20 1000
Fuente: Ficha técnica Fanel de FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
 Cordón detonante: cordón que contiene un núcleo de pentrita en cantidad variable, rodeado
por varias capas de hilos y fibras textiles y con un recubrimiento exterior de PVC que
permite su flexibilidad, impermeabilidad y resistencia a la tracción (ver figura 21). Su
velocidad de detonación es de 7000 m/s y se utilizan como líneas troncales para conectar
los faneles a una mecha de seguridad. Las características técnicas del PENTACORD de
FAMESA se pueden apreciar en la tabla 5.

40
Tabla 5: Características técnicas del PENTACORD de FAMESA.
3P 3 PE
Peso de carga (g/m) Min. 4 Min. 4
Resistencia a la tracción (kg)* Min. 60 Min. 70
Velocidad de detonación (m/s) Min. 6800 Min. 6800
*Fuerza de rotura evaluada en un equipo de tracción a una velocidad de 65 mm/min.
Fuente: Ficha técnica de PENTACORD de FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
 Detonador ensamblado de seguridad: es la combinación entre un fulminante común, una
mecha se seguridad y un conector para cordón de ignición (ver figura 22). El fulminante es
una cápsula cilíndrica que contiene un explosivo primario y uno secundario, muy sensible
a la chispa. La mecha de seguridad o mecha lenta posee un núcleo central de pólvora que
transmite el fuego hasta el fulminante a una velocidad uniforme. Está recubierto con varias
capas que garantizan la continuidad de la combustión y aseguran la impermeabilidad y la
resistencia a la humedad, abrasión y a esfuerzos mecánicos. Su tiempo de combustión es
generalmente de 2.6 minutos por metro. El conector es una cápsula de aluminio que
contiene una carga pirotécnica en su interior y se utiliza para conectar la mecha lenta con
la mecha rápida. Las características técnicas del CARMEX de FAMESA se pueden
apreciar en la tabla 6.
Figura 21: Cordón detonante PENTACORD de la marca FAMESA.

41
Tabla 6: Características técnicas del CARMEX de FAMESA.
CARMEX®
DEL FULMINANTE COMÚN
Diámetro del fulminante (mm) 6.3
Longitud del fulminante (mm) 45
Prueba de esopo, diámetro de perforación (mm) Min. 9.0
Volumen trauzl (cm3
) Min. 23
Resistencia al impacto 2 kg / 1 m No detona
Resistencia a la humedad relativa del 100% por 24 horas Detona
Sensibilidad a la chispa de la mecha de seguridad Buena
DE LA MECHA DE SEGURIDAD
Color de recubrimiento plástico Verde
Núcleo de pólvora (g/m) 6.1 ± 0.7
Tiempo de combustión a.n.m. (s/m) 160 ± 10
Diámetro externo (mm) 5.2 ± 0.2
DEL CONECTOR
Diámetro del conector (mm) 6.3
Longitud del conector (mm) 45
Ancho de la ranura (mm) 2.3 ± 0.3
Carga de material pirotécnico (g) 0.5 ± 0.1
Altura de carga (mm) 11.0 ± 3.0
DEL BLOCK DE SUJECIÓN
Diámetro del block de sujeción (mm) 10 ± 0.3
Longitud total (mm) 14 ± 0.2
Color del block de sujeción Anaranjado
Material Plástico
Fuente: Ficha técnica de CARMEX de FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
Figura 22: Detonador ensamblado de seguridad CARMEX de la marca FAMESA.

42
 Mecha rápida o cordón de ignición: cordón de iniciación compuesto por una masa
pirotécnica, dos alambres y una cobertura exterior de plástico (ver figura 23). Esta mecha
produce una llama incandescente durante su combustión que activa la masa pirotécnica del
conector y asegura el eficiente encendido de la mecha de seguridad. Su tiempo de
combustión es de 35 m/s aproximadamente. Las características técnicas de la mecha rápida
de FAMESA se pueden apreciar en la tabla 7.
Tabla 7: Características técnicas de la mecha rápida de FAMESA.
Mecha Rápida Z - 18
Color de la mecha rápida Rojo
Material de la cobertura exterior Plástico
Tiempo de combustión a.n.m (s/m) 35 ± 5
Diámetro externo (mm) 2 ± 0.3
Peso total (g/m) Min. 6.0
Fuente: Ficha técnica de Mecha Rápida de FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C.
 Propiedades de los Explosivos.
Los explosivos poseen propiedades diferenciadoras que se aprovechan para una selección correcta
según el tipo de voladura que se planea realizar y las condiciones en las cuales se llevará a cabo.
Permiten además predecir resultados de fragmentación, desplazamiento y vibraciones. Las más
importantes son las siguientes:
Figura 23: Mecha rápida de la marca FAMESA.

43
 Potencia y Energía: la potencia define la energía disponible para producir efectos
mecánicos, es decir, su capacidad de trabajo. Se expresa en calorías por gramo o Joules por
gramo.
 Velocidad de detonación: conocida como VOD, es la velocidad a la que la onda de
detonación se propaga a través del explosivo y define el ritmo de liberación de la energía.
A mayor velocidad mayor poder rompedor. Se expresa en metros por segundo. Esta
propiedad es afectada por factores como la densidad de carga, el diámetro, el
confinamiento, la iniciación y el envejecimiento del explosivo.
 Densidad: medida de la cantidad de masa sobre un determinado volumen, expresada en
gramos por centímetro cúbico. Al igual que el VOD, cuánto mayor es la densidad, más
intenso es el efecto rompedor que proporciona.
 Presión de detonación: es función de la densidad y del cuadrado del VOD y se expresa en
mega pascales. Esta propiedad influye en la fragmentación de las rocas según la calidad
que posean.
 Estabilidad: se refiere al tiempo máximo que los explosivos pueden estar almacenados sin
que se puedan ver mermados sus efectos en las voladuras. Los explosivos deben ser
químicamente estables y no descomponerse en condiciones ambientales normales.
 Resistencia al agua: capacidad para resistir una prolongada exposición al agua sin perder
sus características. Se mide en cinco niveles: nula, limitada, buena, muy buena y excelente.
 Sensibilidad: Por un lado, la sensibilidad a la iniciación se refiere a la capacidad de
detonación por medio de un iniciador. Por otro lado, la sensibilidad a otros factores como
el calor, la fricción o el impacto. Cada explosivo se somete a pruebas para determinar esta
sensibilidad teniendo como prioridad la seguridad en su utilización.
 Transmisión de detonación: conocida como simpatía, es el fenómeno que se produce
cuando un cartucho detona en induce a la explosión de otro próximo. Una buena
transmisión dentro de los taladros es la garantía para conseguir la completa detonación de
la columna de explosivos.
 Humos: la detonación de todo explosivo comercial produce vapor de agua, nitrógeno,
dióxido de carbono, óxidos de nitrógeno y monóxido de carbono. Según los gases tóxicos
producidos, los explosivos se pueden clasificar en permisibles y no permisibles, definiendo
si pueden utilizarse en labores subterráneas o solo en superficie.

44
g) Geomecánica del Macizo Rocoso
 Conceptos Generales
La geomecánica es el estudio del comportamiento mecánico de las rocas y del macizo rocoso.
Concierne a la respuesta geológica ante los esfuerzos físicos propios del ambiente. Esta respuesta
va a variar dependiendo de las propiedades de las rocas, tales como la dureza, la resistencia, la
elasticidad, la plasticidad, la abrasividad y la textura. Asimismo, el macizo rocoso presenta ciertos
factores influyentes tales como la litología, las discontinuidades, la presencia de cavidades y agua
o la temperatura. A continuación, una breve descripción de estos conceptos:
 Dureza: es la resistencia de una capa superficial ante la penetración en ella de otro cuerpo
más duro. Para su clasificación de utiliza la escala de Mohs.
 Resistencia: es la propiedad de oponerse a su destrucción debido a una carga exterior de
compresión o tracción. Depende fundamentalmente de la composición mineralógica de la
roca.
 Elasticidad: es la capacidad de sufrir deformaciones reversibles ante la acción de fuerzas
exteriores, recuperando la forma original una vez eliminadas estas fuerzas. La mayoría de
los minerales presentan un comportamiento elástico-frágil y se destruyen una vez superado
el límite de elasticidad.
 Plasticidad: es la capacidad de deformación permanente e irreversible debido a la acción
de fuerzas por encima de su rango elástico.
 Abrasividad: capacidad para desgastar las superficies de contacto de otro cuerpo en un
proceso de rozamiento. Depende principalmente de los granos constituyentes de las rocas
y su estructura, es decir, de la textura.
 Litología: influyen los cambios litológicos bruscos tales como los que ocurren entre áreas
estériles y minerales, debido a la variación de las propiedades resistentes de las rocas.
 Discontinuidades: todos los macizos rocosos presentan algún tipo de discontinuidad que
influyen de manera decisiva en sus propiedades mecánicas y en los resultados de las
voladuras, tales como planos de estratificación, planos de laminación y foliación, planos
de esquistosidad y pizarrosidad, fracturas y juntas.

45
 Presencia de cavidades: las cavidades son aberturas o espacios vacíos dentro del macizo
rocoso las cuales generan caída de presión y escape de los gases de la voladura.
 Presencia de agua: la saturación de agua genera reducción de la resistencia a la compresión
de las rocas y aumenta la velocidad de propagación de las ondas en terrenos porosos y
agrietados, intensificando la rotura.
 Temperatura: la influencia de la temperatura radica principalmente en la elección del
explosivo a utilizar para que el trabajo sea seguro.
Esta caracterización del macizo rocoso según sus propiedades mecánicas va a determinar el tipo
de explosivo requerido para la eficiente voladura de rocas logrando que sea técnica y
económicamente viable. Además, su estudio permite determinar los tipos de sostenimiento
necesarios para que las excavaciones subterráneas sean estables y seguras.
 Clasificación Geomecánica de Bieniawski
Es un sistema de clasificación del macizo rocoso según sus características mecánicas denominado
Rock Mass Rating (RMR), presentado en 1973 por el ingeniero Z. T. Bieniawski y modificado
sucesivamente los años posteriores hasta su versión final de 1989. Permite hacer una clasificación
in-situ del macizo rocoso y consta de un índice de calidad según las estructuras y de un factor de
corrección. Se obtiene estimando 5 parámetros: resistencia de la roca inalterada, el RQD (Rock
Quality Designation), el espaciamiento entre fisuras, el estado de las fisuras y las condiciones de
agua subterránea. Al resultado de estos parámetros se le asigna un valor y con la suma de estos se
obtiene el índice RMR. Finalmente, a este índice se le resta un factor de ajuste según la orientación
de las discontinuidades obteniéndose la calificación final. La tabla con las puntuaciones del RMR
se pueden apreciar en la tabla 8 y la calificación final en la tabla 9.
Es importante definir también el Rock Quality Designation, el cual es uno de los parámetros
necesarios para obtener el RMR. El índice RQD establece la calidad de la roca de forma
cuantitativa directamente a partir de los núcleos extraídos de sondeos geomecánicos. Se define
como la relación (en porcentaje) de la longitud total de núcleos sanos de 10 cm o más de longitud
en un tramo de 1 m de sondeo.

46
Fuente: Manual de diseño y construcción de túneles de carretera – SCT Estados Unidos Mexicanos.
Tabla 9: Calificación del Rock Mass Rating (RMR).
Fuente: Manual de diseño y construcción de túneles de carretera – SCT Estados Unidos Mexicanos.
Clase Calidad Valoración RMR
I Muy buena 100 - 81
II Buena 80 - 61
III Media 60 - 41
IV Mala 40 - 21
V Muy mala < 20
Tabla 8: Clasificación Geomecánica de Rock Mass Rating (RMR).

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