Optimización de la producción y avance mediante diseño

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
TESIS
“OPTIMIZACIÓN DE LA PRODUCCIÓN Y AVANCE MEDIANTE DISEÑO
DE PERFORACIÓN Y VOLADURA EN RAMPA 650 EN LA EMPRESA
ESPECIALIZADA IESA S.A. CIA MINERA ARES S.A.C.”
PRESENTADO POR EL BACHILLER:
WALTHER TAPIA CONDORI
PARA OPTAR EL TÍTULO DE:
INGENIERO DE MINAS
Puno – Perú
2015
1

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
TESIS
“OPTIMIZACIÓN DE LA PRODUCCIÓN Y AVANCE MEDIANTE DISEÑO DE
PERFORACIÓN Y VOLADURA EN RAMPA 650 EN LA EMPRESA ESPECIALIZADA
IESA S.A. CIA MINERA ARES S.A.C.”
Presentado a la Dirección de Coordinación de Investigación de la Facultad de Ingeniería de
Minas de la Universidad Nacional del Altiplano, como requisito para optar el Título
Profesional de:
INGENIERO DE MINAS
PRESENTADO POR EL BACHILLER:
WALTHER TAPIA CONDORI
APROBADO POR:
Presidente del jurado : MSc. OSCAR ELOY LLANQUE MAQUERA
Primer Miembro : MSc. ESTEBAN AQUINO ALANOCA
Segundo miembro : MSc. ROBERTO CHAVEZ FLORES
Director : Ing. DAVID VELASQUEZ MEDINA
Asesor : Ing. AMILCAR TERAN DIANDERAS
Puno – Perú
2015
2

DEDICATORIA
Al Dios de Jacob por haberme otorgado la
vida y enriquecerme de sabiduría y
conocimientos.
A mis padres, hermanos y esposa; Demetrio
Tapia Quijo, Angélica Condori Flores,
Marleny Llanos Condori, Banesa F. Tapia
Condori, Fidel F. Tapia Condori y Dionila
Bernabé Huarcusi por su confianza, sacrificio
y apoyo que me inspiraron para cumplir mis
objetivos.
3

AGRADECIMIENTO
 Agradezco a mis compañeros de promoción: Lucio, Alan y Edwin quienes me
incentivaron y apoyaron para terminar mi proyecto de investigación.
 Agradezco a la Compañía Minera Ares S.A.C. y al Superintendente General Ing. Tito
Hinojosa, por haberme brindado la oportunidad para ejercer mi carrera y ampliar mi
experiencia en minería subterránea mecanizada.
 Agradezco a la Empresa Especializada IESA S.A. y al Residente Ing. Adolfo
Ninaraqui Lupaca, por facilitarme los documentos e instrumentos necesarios para
culminar el presente proyecto de investigación.
 A mi alma mater Facultad de Ingeniería de Minas U.N.A. - Puno, quienes guiaron con
éxito en mi formación académica y orientación que se constituyen en mi vida profesional.
 Por último y lo más importante, agradezco a Dios de Jacob, por concederme salud y
brindarme fuerzas para seguir trabajando y luchando por la vida.
4

ÍNDICE
Pag.
DEDICATORIA ………………………………………………………………………..
AGRADECIMIENTO…………………………………………………………………..
INTRODUCCIÓN………………………………………………………………………
RESUMEN………………………………………………………………………………
SUMMARY…………………………………………………………………………….
CAPÍTULO I……………………………………………………………………………
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA, ANTECEDENTES Y OBJETIVOS DE LA
INVESTIGACIÓN……………………………………………………………………..
1.1. DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA……………………...
1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA…………………………………………..
1.2.1. Problema general………………………………………………………
1.2.2. Problema específico…………………………………………………..
1.3. ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN…………………………………
1.4. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN……………………………………….
1.4.1. Objetivos generales……………………………………………………
1.4.2. Objetivos específicos………………………………………………….
1.4.3. Justificación de la investigación……………………………………..
1.4.4. Limitaciones del estudio………………………………………………
1.4.5. Viabilidad del estudio…………………………………………………
CAPÍTULO II…………………………………………………………………………...
MARCO TÉORICO, CONCEPTUAL E HIPOTESIS DE LA INVESTIGACIÓN……
2.1. MARCO TÉORICO……………………………………………………………..
2.1.1. Perforación…………………………………………………………….
2.1.2. Voladura……………………………………………………………….
2.1.3. Voladura en rampas…………………………………………………..
2.1.4. Avance de rampas……………………………………………………
2.1.5. Optimización de operaciones………………………………………….
2.1.6. Proceso de producción………………………………………………...
2.1.7. Geomecánica en la perforación y voladura……………………………
2.1.8. Clasificaciones geomecánicas…………………………………………
2.1.9. Clasificación geomecánica de Protodyakonov………………………..
2.1.10. Clasificación geomecánica de Bieniawski…………………………….
2.1.11. Resistencia compresiva de la roca………………………………….
2.1.12. Índice de la calidad de la roca – RQD…………………………….
2.1.13. Clasificación geomecánica de Barton………………………………..
2.2. MARCO CONCEPTUAL……………………………………………………….
2.2.1. Técnica sueca de voladuras (Rune Gustafsson)………………………..
2.2.2. Calculo de los barrenos de destroza con rotura en dirección horizontal
o hacia arriba…………………………….……………………………..
2.2.3. Calculo de los barrenos del piso………………………………………
2.2.4. Calculo de la carga para los barrenos de destroza con rotura hacia
abajo…………………………………………………………………..
5

2.2.5. Cálculo de la carga en los barrenos de los hastiales…………………
2.2.6. Cálculo de la carga en los barrenos del techo……………………….
2.2.7. Nueva teoría para calcular el burden…………………………………
2.2.8. Diámetro del taladro…………………………………………………..
2.2.9. Presión de detonación del explosivo………………………………….
2.2.10. Factor de carguío “Fc”…………………………………………………
2.2.11. Acoplamiento del explosivo “Ae”……………………………………..
2.2.12. Longitud de carga explosiva “Lc”…………………………………….
2.2.13. Longitud del taladro “Ltal”……………………………………………..
2.2.14. Presión de detonación del taladro “PoDtal”…………………………
2.2.15. Determinación del taco mínimo……………………………………..
2.2.16. Índice de calidad de la roca (RQD)………………………………….
2.2.17. Resistencia a la comprensión simple de la roca o mineral “δr” …….
2.2.18. Factor de seguridad “Fs”……………………………………………….
2.2.19. Determinación de factor de seguridad en voladura subterránea……….
2.2.20. Factores que influyen en la desviación de taladros…………………….
2.2.21. Desviación de perforación con barra…………………………………..
2.2.22. Determinación del diámetro de alivio…………………………………
2.2.23. Labor de desarrollo en exploración…………………………………..
2.2.24. Perforación de la rampa………………………………………………
2.2.25. Perforación de cunetas………………………………………………..
2.2.26. Perforación para servicios…………………………………………….
2.2.27. Carguío con dinamitas………………………………………………..
2.2.28. Fanel (Fulminante no eléctrico de retardo)…………………………..
2.2.29. Carmex (Sistema abastecedor de energía)…………………………….
2.2.30. Jumbo…………………………………………………………………..
2.2.31. Scoops………………………………………………………………….
2.2.32. Ventilación……………………………………………………………..
2.2.33. Regado y desate……………………………………………………….
2.2.34. Acarreo…………………………………………………………………
2.3. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS Y VARIABLE…………………………
2.3.1. Hipótesis general………………………………………………………
2.3.2. Hipótesis específica……………………………………………………
2.4. VARIABLES E INDICADORES……………………………………………….
2.4.1. Variable independiente (V.I)…………………………………………..
2.4.2. Variable dependiente (V.D)…………………………………………..
2.5. OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES………………………………….
CAPÍTULO III………………………………………………………………………….
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN…………………………………………
3.1. DISEÑO METODOLÓGICO……………………………………………………
3.1.1. Tipo de investigación………………………………………………….
3.1.2. Nivel de investigación…………………………………………………
3.1.3. Fases de metodología del estudio…………………………………….
3.1.4. Metodología empírica y analítica…………………………………….
3.1.5. Diseño y técnicas de recolección de datos de campo para la
caracterización del macizo rocoso diseño de perforación y
voladura………………………………………………………………..
3.2. POBLACIÓN Y MUESTRA…………………………………………………….
3.2.1 Población……………………………………………………………….
6

3.2.2 Muestra…………………………………………………………………
3.3. TÉCNICAS DE RECOLECCIÓN DE DATOS………………………………..
3.4. TÉCNICAS PARA EL PROCESAMIENTO DE LA INFORMACIÓN……….
3.4.1. Codificación……………………………………………………………
3.4.2. Tabulación……………………………………………………………..
3.4.3. Consistencia……………………………………………………………
CAPÍTULO IV………………………………………………………………………….
CARACTERIZACIÓN DEL AREA DE INVESTIGACIÓN………………………….
4.1. ASPECTOS GENERALES DE LA OPERACIÓN MINERA ACTUAL……….
4.1.1. Ubicación política……………………………………………………..
4.1.2. Ubicación geográfica………………………………………………….
4.2. ACCESIBILIDAD A LA MINA………………………………………………...
4.3. TOPOGRAFÍA Y FISIOGRAFÍA……………………………………………….
4.3.1. Hidrología………………………………………………………………
4.3.2. Geología regional y local……………………………………………
4.3.3. Empresa especializada IESA S.A……………………………………...
4.3.4. Zonas de trabajo en la actualidad…………………………………...
CAPÍTULO V…………………………………………………………………………..
EXPOSICIÓN Y ANALISIS DE LOS RESULTADOS……………………………….
5.1. DISEÑO Y SELECCIÓN DE LA MALLA DE PERFORACIÓN……………...
5.1.1. Criterios para la selección de la sustancia explosiva…………………..
5.1.2. Utilizando el Método sueco de perforación y voladura (Rune
Gustafsson)…………………………………………………………….
5.1.3. Diseño de la nueva sección de la rampa……………………………….
5.1.4. Dimensiones de la sección……………………………………………..
5.1.5. Dimensiones de la nueva sección de la rampa…………………………
5.1.6. Sección luz……………………………………………………………..
5.1.7. Sección optima…………………………………………………………
5.1.8. Sección de explosión…………………………………………………...
5.1.9. Calculo de la sustancia explosiva………………………………………
5.1.10. Calculo del coeficiente que toma en cuenta la sección de la rampa a
volarse (v)………………………………………………………………
5.1.11. Calculo de la cantidad de carga para volar 1m3 de roca (q1)………….
5.1.12. Calculo de la superficie de la sección del barreno (w)…………………
5.1.13. Calculo de sustancia explosiva para 1m3 de roca (q)………………….
5.1.14. Calculo de sustancia explosiva para 1m de barreno (j)………………...
5.1.15. Cantidad de carga de los barrenos de piso……………………………..
5.1.16. Cantidad de carga de los barrenos de los hastiales…………………….
5.1.17. Cantidad de carga de los barrenos del techo…………………………..
5.1.18. Cantidad de carga de los barrenos de destroza…………………………
5.1.19. Cantidad de carga de los barrenos del contra cuele……………………
5.1.20. Aplicación del diseño de mallas de perforación y voladura
subterránea……………………………………………………………..
5.1.21. Aplicación en el avance de la rampa…………………………………...
5.1.22. Aplicación del modelo matemático…………………………………….
5.2. ESTABILIDAD DE LA ROCA………………………………………………….
5.3. CONTRASTACIÓN DE HIPÓTESIS…………………………………………..
5.4. COMPARACIÓN CON OTRAS FUENTES……………………………………
5.5. CICLO DE MINADO Y REDUCCIÓN DE COSTOS………………………….
7

CONCLUSIONES ……………………………………………………………………...
RECOMENDACIONES………………………………………………………………..
BIBLIOGRAFÍA………………………………………………………………………..
ANEXO…………………………………………………………………………………
LISTADO DE ANEXOS
Pag.
Anexo 01 Matriz de consistencia …………………………………………………..
Anexo 02 Estándar grafico rampa Isabel …………………………………………..
Anexo 03 Malla de perforación actual ……………………………………………..
Anexo 04 Malla dé perforación propuesta …………………………………………
Anexo 05 Consumo de explosivos …………………………………………………
Anexo 06 Datos de campo (Utilizado en los cálculos) …………………………….
Anexo 07 Calculo de los taladros del piso………………………………………….
Anexo 08 Calculo de los taladros del techo ……………………………………….
Anexo 09 Calculo de los taladros de los hastiales ………………………………….
Anexo 10 Calculo de los taladros de destroza ……………………………………..
Anexo 11 Calculo de los taladros de subayuda …………………………………….
Anexo 12 Plano general del proyecto ………………………………………………
Anexo 13 Costo de operaciones unitarias ………………………………………….
Anexo 14 Tabla de valoración q de Barton ………………………………………...
Anexo 15 Calculo del RMR ………………………………………………………..
Anexo 16 Calculo del q de Barton ………………………………………………….
LISTADO DE TABLAS
Pag.
Tabla 2.1. Tabla de resistencia de las rocas según Protodyakonov …………………
Tabla 2.2. Carga especifica según diámetro de barreno ……………………………
Tabla 2.3. Carga específica y carga de fondo ……………………………………….
Tabla 2.4. Carga y columna de carga de acuerdo al diámetro de barreno ………….
Tabla 2.5. Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos del piso …………...
Tabla 2.6. Carga especifica de los barrenos de destroza ……………………………
Tabla 2.7. Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos de destroza ……….
Tabla 2.8. Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos de los hastiales ……
Tabla 2.9. Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos del techo ………….
Tabla 2.10. Índice de calidad de roca ………………………………………………..
Tabla 2.11. Cuadro de factor de seguridad …………………………………………..
Tabla 2.12. Faneles por color de la manguera y conector ……………………………
Tabla 2.13. Serie universal de faneles periodo corto, largo ………………………….
Tabla 2.14. Características del equipo ………………………………………………..
Tabla 2.15. Operacionalización de variables …………………………………………
Tabla 4.1. Ruta Arequipa Orcopampa …………………………………………….
Tabla 5.1. Criterios para la selección de la sustancia explosiva ……………………
Tabla 5.2. Carga de los barrenos del arrastre ……………………………………….
Tabla 5.3. Carga de los barrenos de los hastiales …………………………………..
Tabla 5.4. Datos de la rampa ……………………………………………………….
Tabla 5.5. Descripción de los parámetros de la rampa abovedada ………………….
Tabla 5.6. Dimensiones de los parámetros de la rampa …………………………….
Tabla 5.7. Recopilación de datos ……………………………………………………
8

Tabla 5.8. Valores de espaciamiento y piedra en función al diámetro de perforación
Tabla 5.9. Cantidad de carga para los barrenos del piso ……………………………
Tabla 5.10. Cantidad de carga para los barrenos de los hastiales ……………………
Tabla 5.11 Valores de carga de fondo en función al diámetro y longitud de
perforación ………………………………………………………………
Tabla 5.12. Cantidad de carga para los barrenos del techo …………………………..
Tabla 5.13. cantidad de carga para los barrenos de destroza ………………………...
Tabla 5.14. Dimensiones del diseño del cuele y contracuele ………………………..
Tabla 5.15. Cantidad de carga para los barrenos del contracuele - segundo rombo …
Tabla 5.16. Cantidad de carga para los barrenos de subayuda cuarto rombo ………..
Tabla 5.17. Resumen de magnitud del burden factor de seguridad y número de
taladros ………………………………………………………………….
Tabla 5.18. Numero de taladros de la malla actual …………………………………..
Tabla 5.19. Numero de taladros de malla propuesta …………………………………
Tabla 5.20. Comparativo del presupuestado- real- propuesto en la Rampa 650 ……..
LISTADO DE FIGURAS
Pag.
Figura 2.1. Cargas específicas ……………………………………………………..
Figura 2.2. Numero de taladros para diferentes secciones de túnel ……………….
Figura 2.3. Área de influencia de un taladro después de la voladura ……………...
Figura 2.4. Representación gráfica del área de influencia de un taladro…………..
Figura 2.5. Área de influencia del taladro con relación al burden y espaciamiento..
Figura 2.6. Taladro cargado ……………………………………………………….
Figura 2.7. Taladro cargado para voladura controlada ……………………………
Figura 2.8. Representación gráfica de un taladro con CF y CC …………………..
Figura 2.9. Diagrama de cuerpo libre para determinar el taco …………………….
Figura 2.10. Esquema de malla de perforación y voladura………………………….
Figura 2.11. Curva de desviación con barrenos integrales o cónicos de perforación.
Figura 4.1. Ubicación Cia. Minera Ares. S.A.C. ………………………………….
Figura 5.1. Parámetros para una galería abovedada ……………………………….
Figura 5.2. Esquema del cuele …………………………………………………….
Figura 5.3. Tabla G.S.I. ……………………………………………………………
Figura 5.4. Características del macizo rocoso …………………………………….
Figura 5.5. Costo por avance lineal ……………………………………………….
Figura 5.6. Programado vs realizado de la malla actual …………………………..
Figura 5.7. Programado vs ejecutado de la malla propuesta ………………………
Figura 5.8. Kilogramos de explosivo por disparo …………………………………
Figura 5.9. Malla actual vs malla propuesta ……………………………………….
9

INTRODUCCIÓN
Considerando que la mayor parte de los costos radica en las operaciones de perforación y
voladura de rocas, se requiere mejorar cada vez mas utilizando las técnicas modernas de
perforación y voladura de rocas.
La presente tesis tiene como objetivo contribuir al desarrollo de los conocimientos actuales en
perforación y voladura de rocas y sus aplicaciones en las operaciones mineras. La presente
tesis se desarrolla en la Unidad Operativa Ares, una empresa afiliada a Hoschild Mining, que
es una empresa líder en metales preciosos que cuenta con 40 años de experiencia y está
enfocada básicamente en la exploración, extracción, procesamiento y venta de plata y oro.
La mina en si explota un yacimiento de oro y plata, cuyo cuerpo mineralizado se presenta en
vetas que varía en su explotación, se considera en esta tesis a estos metales por su alta
criticidad que representa la fluctuación de sus precios en el mercado; y se demostrará que
mediante la optimización de la producción y avance mediante el diseño de perforación y
voladura en la rampa 650 de la compañía minera Ares S.A.C., se podrá aumentar la
producción y reducir los costos y así contrarrestar el efecto negativo generado por la baja de
los precios de estos metales.
Como se mencionó en el párrafo anterior, una variable muy importante es el precio de los
metales, el cual no puede ser controlado por las empresas mineras, es por ello que actualmente
todas las minas del mundo realizan grandes esfuerzos de ingeniería e incluso abren concursos
públicos para obtener ideas o proyectos que permitan reducir sus costos, en especial los costos
operativos y en otros casos por maximizar sus recuperaciones metalúrgicas. Sin embargo se
recalca que el precio de los metales es una variable que las compañías mineras no pueden
manejar, es por ello que este estudio busca la optimización de la producción y el avance y así
reducir los costos operativos de perforación y voladura, por ende el ciclo de minado para así
obtener mayores márgenes de beneficio.
El proceso de desarrollo de esta tesis obtuvo en principio un diagnóstico de la situación actual
de las operaciones unitarias de minado, que se muestran en deficiencias de perforación y
voladura ocasionando aumento de costos en operación y por consecuencia directa en;
limpieza – acarreo y sostenimiento. Estos problemas mencionados repercuten en la actualidad
en el desarrollo de la rampa 650, considerando el cumplimiento de los compromisos de
producción y avance con la Compañía Minera Ares S.A.C.
10

Esta primera etapa permitió detectar deficiencias en las operaciones de perforación y
voladura, siendo los errores en perforación son significativos, especialmente cuando afectan al
arranque del disparo. En perforación se observa una serie de deficiencias debido a las
desviaciones en paralelismo, (ausencia de guiadores durante la perforación) teniéndose que el
burden no se mantiene uniforme y resulta mayor al fondo del taladro, lo que afectara al
fracturamiento y al avance esperado; los espaciamientos irregulares entre taladros
proporcionan una fragmentación gruesa o que el disparo sople, la irregularidad de longitud de
los taladros influye en la reducción del avance esperado, especialmente si los taladros de
alivio son de menor longitud que los de producción, insuficiente diámetro o taladros de alivio
esto produce que no se tenga una adecuada cara libre donde se puedan reflejar las ondas de
tensión que son las que provocan la fragmentación de la roca, provocando que se sople el
disparo o se produzca tiros cortados.
La ineficiente administración de los explosivos por parte del departamento de logística de la
mina se diferencia por la mala suministración de lotes de explosivos y accesorios sin un
adecuado control de degradación y envejecimiento de los mismos, ya que se detectaron lotes
de explosivos y accesorios de voladura con su vida útil vencida o escondida. Otras
deficiencias en voladura están referidas al carguío de la columna explosiva la cual en
promedio debería ser el 75% del taladro, el secuenciamiento de los tiempos de retardo debe
iniciarse siempre de la cara libre y en orden progresivo hasta el último grupo de taladros.
Por otra parte el sostenimiento se realiza con shotcrete vía seca y pernos Splitset, sin embargo
se presentan serias ineficiencias debido a la calidad de insumos y a las malas prácticas de
lanzado de shotcrete, lo cual aumenta el factor de rebote a 48% por encima del estándar en vía
seca 30%.
En lo que respecta a costos se ha observado que las operaciones unitarias más ineficientes son
de perforación, voladura y sostenimiento y que representan el mayor costo dentro del ciclo
total de minado.
RESUMEN
La presente tesis trata sobre la optimización de la producción y avance mediante el diseño de
perforación y voladura en la rampa 650 de la empresa especializada IESA S.A. en la
11

Compañía Minera Ares S.A.C, su objetivo principal es optimizar la producción y avance con
un diseño adecuado de malla de perforación y voladura en la rampa 650, su Hipótesis general;
es determinar una malla adecuada de perforación y la voladura lo cual permite optimizar la
producción y el avance lineal en la rampa 650, como problema principal se planteo cómo
optimizar la producción y avance lineal con un diseño adecuado de malla de perforación y la
voladura con carga explosiva adecuada en la rampa 650. La ubicación del yacimiento minero
de Ares se encuentra a 300 km, al Noroeste de la ciudad de Arequipa en el paraje de
Cajchaya, jurisdicción del distrito de Orcopampa, provincia de Castilla y departamento de
Arequipa, a una altitud de 4,950 msnm, el presente proyecto de investigación es del tipo
descriptivo, explicativo, empírico y analítico, la mayor parte del trabajo se realizo con la
ayuda de una investigación de campo, se utilizo la información recolectada para su
representación en tablas de contingencia, los principales instrumentos de investigación están
constituidos por el martillo Schmidt, brújula, wincha, flexometro y cartilla geomecánica para
realizar la medición de la rampa en lo que respecta a calidad del macizo rocoso, con lo que
concluimos que el análisis efectuado a la malla de perforación que actualmente se aplica para
la rampa 650 de la Compañía Minera Ares, demostró falencias en el número de taladros,
cantidad de carga, velocidad de detonación, avance del frente y tiempo destinado a la
perforación y carguío de la sustancia explosiva y con ello el incremento del costo de
producción y avance. Con la nueva malla de perforación y voladura que consta de 41 taladros,
se redujo la carga explosiva, y se obtiene mejoras en el avance y mejor uso del tiempo en
perforación y carguío de explosivos, lo que reduce los costos de operación e incrementa la
producción y el avance de la rampa 650.
12

SUMMARY
This thesis deals with the optimization of production and progress by designing drilling and
blasting on the ramp 650 company specializing IESA SA in Ares Mining Company SAC, its
main objective; Optimize production and advance with a suitable mesh design drilling and
blasting on the ramp 650, overall hypothesis; Determined appropriate mesh drilling and
blasting production and linear progress in the ramp 650, the main problem How to optimize
production and linear feed with a suitable mesh design of drilling and blasting with adequate
payload is optimized on the ramp 650. The location of the mining site of Ares is located 300
km northwest of the city of Arequipa in the place of Cajchaya, Orcopampa district, province
of Castilla and department of Arequipa, at an altitude of 4,950 meters, this project research is
descriptive, explanatory, empirical and analytical type, most of the work will be done with the
help of a field investigation, we use the information collected to be represented in contingency
tables, the main research instruments shall consist of the Schmidt hammer, compass, wincha,
flexometro and geomechanics primer for measuring the ramp with respect to quality of the
rock mass, which concluded that the analysis made of the current drilling grid is applied to the
ramp 650 Ares Mining Company showed weaknesses in the number of holes, amount of
charge, detonation velocity, forward of the front and time devoted to drilling and loading of
the explosive substance and thereby increasing the cost of production and development. With
the new drilling and blasting mesh consisting of 41 holes, the payload is reduced, and gets as
improvements in the advancement and better use of time in drilling and loading of explosives,
which reduces operating costs and increases production and advancing the ramp 650.
13

CAPÍTULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA, ANTECEDENTES Y OBJETIVOS DE LA
INVESTIGACIÓN
1.1. DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA.
La Empresa Especializada IESA S.A, Es subsidiaria de Cia. Minera Ares S.A.C. Que
en la actualidad está desarrollando labores para sus etapas de exploración y desarrollo
consistentes en galerías cruceros, subniveles, chimeneas y rampas (proyecto de
investigación).
Durante la operación unitaria que realiza tiene problemas en perforación y voladura
ocasionando aumento de costos en operación, demoras operativas en equipos, menor
rendimiento en producción de avance, falta de eficiencia y producción.
Estos problemas mencionados repercuten en la actualidad en el desarrollo de la Rampa
650, considerando el cumplimiento de los compromisos de producción y avance con la
compañía minera Ares S.A.C. es indispensable lograr mejoras en, las operaciones
unitarias de perforación y voladura.
1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.
1.2.1. Problema General.
¿Cómo optimizamos la producción y avance lineal con un diseño adecuado de
malla de perforación y la voladura con carga explosiva adecuada en la rampa
650 de la Empresa Especializada IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.?
1.2.2. Problema Específico.
a) ¿Cuál es el diseño adecuado de malla de perforación para optimizar la
producción y el avance lineal en la rampa 650 de la Empresa Especializada
IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.?
14

b) ¿Cuál es la selección adecuada de la carga explosiva para optimizar la
producción y avance lineal en la rampa 650 de la Empresa Especializada
IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.?
1.3. ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN.
Se trata del estado de conocimiento que se tiene acerca del problema de investigación es
decir es el estado en que se encuentra el conocimiento acerca del problema, se formula
sobre la base de los estudios previos realizados acerca del problema de investigación(G.
Platón Palomino Q. 2005),considerando el conocimiento de estudios previos realizados
acerca de la perforación y voladura se considerará los estudios realizados en la zona así
como también en otras empresas mineras en donde se han planteados experiencias muy
importantes:
1) WILLY JOSÉ CONTRERAS PÉREZ (2009) Tesis pregrado “Selección del
explosivo adecuado y carga máxima por retardo usando el monitoreo modelamiento
y análisis de vibración Aplicación en minas Ares” de la Universidad Nacional de
Ingeniería Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica respecto a las
operaciones unitarias perforación y voladura considera:
Que la mayor parte de los costos radica en las operaciones unitarias de perforación y
voladura de rocas, se requiere mejorar cada vez más utilizando las técnicas
modernas de voladura de rocas, desarrollo de los conocimientos actuales en
Voladura de Rocas y su aplicabilidad en las Operaciones Mineras, con la elección
del explosivo adecuado para la realización de un trabajo determinado minimizando
el daño al macizo rocoso remanente y el segundo, determinar la cantidad máxima de
explosivo permitido por retardo. Ambos trabajos se realizaron usando el monitoreo,
modelamiento y análisis de vibraciones. Mediante el monitoreo de vibraciones se
puede obtener diversos datos, entre los cuales se tiene las velocidades pico partícula
en las tres direcciones para poder realizar una base de datos, modelar, analizar y
evaluar el daño potencial que una voladura puede producir.
Los puntos más importantes que se deben considerar cuando se hacen voladuras son:
 Lograr un adecuado grado de fragmentación de la roca, de tal modo que se
obtenga un costo mínimo combinado de las operaciones de carguío, transporte,
chancado y molienda de la roca.
15

 Minimizar el daño al macizo rocoso en su entorno permitiendo una operación sin
riesgos.
Para poder lograr satisfacer esos dos requisitos contradictorios necesitamos de una
correcta elección del explosivo, cuanto explosivo cargar por taladro o en su defecto,
la cantidad de explosivo deberá causar el menor daño posible al entorno de la
voladura pero cumpliendo con los objetivos antes mencionados.
2) ITALO FARJE VERGARAY (2006) en su informe profesional para
titulación de Ingeniero de Minas con el título de Perforación y voladura en minería
a cielo abierto de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos Facultad de
Ingeniería geológica, minera, metalúrgica y geográfica EP de Ingeniería de minas
menciona:
Es necesario tomar en cuenta las características del macizo rocoso para la toma de
decisiones mostrar de manera iterativa el cálculo de la malla de perforación de una
práctica basados en la caracterización del macizo por Lilly y el modelo matemático
de Kuz-Ram, para ello es necesario realizar la caracterización del macizo rocoso:
 Caracterización de la mina para el propósito de voladura: Las características
físicas de las rocas están en función a su génesis y a la meteorización.
 Propiedades de las Rocas
a) Densidad.
b) Resistencias dinámicas de las rocas.
c) Porosidad
 Caracterización del macizo rocoso: Las propiedades del macizo rocoso son
de fundamental importancia para conseguir un buen diseño de perforación y
voladura.
 Rigidez de la roca: Controla la distorsión que pueda haber en las paredes del
taladro.
 Resistencia a la compresión : controla la rotura de la roca en las paredes del
taladro
 Propiedades de atenuación: Da la atenuación de las ondas.
16

 La tensión dinámica: Tiene su influencia en la apertura de nuevas grietas
para generar fracturas de rotura en el macizo
 Característica, frecuencia y orientación de las fracturas in situ: Su influencia
se da en el tamaño de los bloques que se muestran de manera natural.
 La Constante “A”: Es un parámetro que lo da Lilly y partir del cual se
puede obtener factores de carga.
 Propiedades mecánicas: Se tiene dos parámetros que son susceptibles de
medir.
a) El modulo de Young: Es el comportamiento de la deformación a la tensión y
tracción lineal que sufre la roca.
b) Ratio de Poisson: Es La relación de la tensión lateral con la tensión
longitudinal en un esfuerzo uní-axial.
3) YURI ALBERTH PIÑAS ESTEBAN (2007) Tesis de pregrado “Aplicación
del principio de la velocidad pico de partícula (PPV) para minimizar el daño al
macizo rocoso, utilizando tecnología electrónica (Minera Aurífera Retamas S.A.-
Yacimiento el gigante – La Libertad)”. De la Universidad Nacional de Ingeniería,
Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica Escuela de Formación
Profesional de Ingeniería de Minas realiza una evaluación del macizo rocoso para
una aplicación de la voladura controlada con los objetivos de minimizar los daños
indebidos a la estructura de la roca al respecto considera:
De acuerdo a las características particulares de la Compañía Minera Aurífera
Retamas S.A. el autor del trabajo de investigación ha logrado determinar que el
costo radica en la operación unitaria de perforación y voladura, por lo que requiere
optimizar cada vez más utilizando las técnicas modernas de voladura de rocas. Para
cumplir los objetivos y controlar adecuadamente la influencia de esta operación
unitaria en los costos subsiguientes a este proceso, es necesario hacer uso de
Instrumentos de medición como: Mini Mate Plus, Vod Mate, utilizando el Software
aplicado a voladura de rocas y mecánica de rocas tales como: Blast Ware III, Roclab
10. Ya que es imposible interactuar efectivamente todos los parámetros que inciden
directamente en la voladura usando solamente los modelos matemáticos, en la
actualidad en la Unidad Minera Aurífera Retamas es necesario contar con una
17

información detallada de la parte de la geología y geomecánica, consolidarán la
caracterización del macizo rocoso por lo que cuyas características del terreno
deberán ser descritas al detalle.
4) WILLY JOSÉ CONTRERAS PÉREZ (2009) tesis “Selección del explosivo
adecuado y carga máxima por retardo usando el monitoreo, modelamiento y análisis
de vibraciones” “Aplicación en Minas Ares” de la Universidad Nacional de
Ingeniería Facultad de Ingeniería Geológica, Minera, y Metalurgia Escuela de
formación profesional de Ingeniería de Minas a la aplicación de la geomecanica en
la voladura respecto a las vibraciones como resultado de la voladura expone:
De acuerdo a los resultados de las vibraciones como producto de la voladura en la
compañía minera Ares se han logrado determinar que las vibraciones producidas por
las voladuras y el conocimiento de las propiedades geomecánicas del macizo rocoso,
permite estimar la probabilidad de ocasionar daño en dicho macizo. Los altos niveles
de vibración pueden dañar al macizo rocoso, produciendo fracturas nuevas o
extendiendo y dilatando fracturas existentes, en los trabajos realizados en Ares
algunos casos de aplicación de la técnica de monitoreo de vibraciones
particularmente en Minería Subterránea y su importancia en el diagnóstico, control,
modelamiento y optimización del proceso de la voladura. Se analiza su potencial en
términos de alcanzar substantivas mejoras técnico-económicas, aumentar los
rendimientos y minimizar los costos operacionales en esta etapa de la explotación
minera.
a) Modelamiento de vibraciones – Campo Lejano: Una de las grandes
problemáticas para la obtención de los modelos de vibraciones, es la calidad de
la información que se utiliza para ello, principalmente cuando se obtienen datos
a partir de mediciones de vibraciones realizadas en voladuras regulares de la
mina, ya sean en voladuras de producción o amortiguadas, la problemática en
cuestión es identificar claramente a que taladro o taladros están asociados los
diferentes peak de vibraciones que se obtienen en cada registro.
b) Datos de laboratorio: Se requieren para una caracterización real del macizo
rocoso datos que verdaderamente representen a toda la estructura del macizo
rocoso en estas perspectivas las muestras de bloques rocosos por cada tajeo han
18

sido llevadas a un análisis y evaluación a la Pontificia Universidad Católica del
Perú. Estas muestras son de los tajeos 052, 828 y 002.
 Ensayo de propiedades físicas
 Ensayo de compresión simple
 Ensayos de compresión triaxial
 Ensayos de constantes elásticas
 Ensayo de Propiedades Físicas:
 Los ensayos re realizaron según la norma ASTM D 2216 – 98
 Los resultados son evaluados y comparados con los resultados de laboratorio
de Mecánica de rocas de Pontificia Universidad Católica del Perú y
consultoría de Geomecánica latina.
c) Ensayo de compresión simple.
 Los ensayos se realizaron según la norma ASTM D 2938
 Los resultados son evaluados y comparados con los resultados de laboratorio
de Mecánica de rocas de Pontificia Universidad Católica del Perú,
Universidad Nacional de Ingeniería
 Nota: Estandarizado según Protodyakonov (L/D = 2)
d) Ensayos de compresión triaxial: Se ha ensayado 3 testigos por cada muestra
entregada. Los ensayos se realizaron según la norma ASTM 2664 – 95.Los
resultados son evaluados y comparados con los resultados de laboratorio de
Mecánica de rocas de: Pontificia Universidad Católica del Perú, Universidad
Nacional de Ingeniería, Geomecánica latina, etc.
e) Ensayos de propiedades elásticas: Los resultados son evaluados y comparados
con los resultados de laboratorio de Mecánica de rocas de: Pontificia
Universidad Católica del Perú y Universidad Nacional de Ingeniería,
Geomecánica Latina, etc.
f) Coeficiente o relación de Poisson: Es el radio de contracción transversal a
expansión longitudinal de un material sometido a esfuerzos de tensión, o sea, es
19

una medida de su fragilidad. Cuanto menor el radio de Poisson, mayor la
propensión a rotura.
g) Módulo de Young: Es una medida de la resistencia elástica o de la habilidad de
una roca para resistir la deformación. Cuanto mayor el módulo de Young mayor
dificultad para romperse.
5) OSCAR ALBERTO JAUREGUI AQUINO (2009) Tesis “Reducción de
Costos Operativos en Mina, Mediante la Optimización de los Estandares de las
Operaciones Unitarias de Perforación y Voladura” de la Pontificia Universidad
Católica del Perú, Facultad de Ciencias e Ingeniería, menciona:
La perforación y voladura en frentes y tajos, presenta problemas en lo que respecta
al avance obtenido (tanto en metros de avance obtenidos producto del disparo o en
las toneladas rotas obtenidas producto también del disparo), debiéndose esto a la
falta de control en el diseño de malla de perforación (delineando o marcado de los
puntos donde se debe perforar cada taladro, en base al espaciamiento y burden
establecido), control del modo de perforación (paralelismo entre taladros y con la
estructura mineralizada, perforación completa penetrando todo el barreno de
perforación), control de la distribución de la carga explosiva en la mina y adecuada
secuencia de salida explosiva en la voladura.
Otro grave problema generalizado en la mina está en el manipuleo de explosivos, es
decir de la distribución de la carga explosiva en mina, la cual se debe a que los
supervisores de operaciones piden una cantidad excesiva de explosivos (debido a la
falta de capacitación y entrenamiento en temas de perforación y voladura) al
polvorín y remanente a la mina no se interna nuevamente al polvorín. Situación que
además de generar un sobrecosto de voladura por materiales, genera también una
condición subestandar de la seguridad en mina.
1.4. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN.
1.4.1. Objetivos generales.
Optimizar la producción y avance con un diseño adecuado de malla de
perforación y voladura en la rampa 650 de la Empresa Especializada IESA S.A.
CIA Minera Ares S.A.C.
1.4.2. Objetivos específicos.
20

a) Diseñar la malla adecuada de perforación para optimizar la producción y el
avance lineal en la rampa 650 de la Empresa Especializada IESA S.A. CIA
Minera Ares S.A.C.
b) Seleccionar la carga explosiva adecuada para optimizar la producción y el
avance lineal en la rampa 650 de la Empresa Especializada IESA S.A. CIA
Minera Ares S.A.C.
1.4.3. Justificación de la investigación.
En la actualidad con el avance de la tecnología y el incremento de la actividad
minera en el país trae como consecuencia de alza de precios del metal dando
mayor rentabilidad al yacimiento minero, pero para lograr esto se debe tener una
eficiencia optima en las operaciones mineras para así reducir los costos de
operación, esto permitirá implementar programas de optimización para el
cumplimiento de los objetivos planteados. Con un diseño adecuado de
perforación, una buena distribución de taladros y un adecuado carguío con
explosivos y accesorios de voladura todo esto con el fin de realizar un trabajo
optimo y seguro cumpliendo las normas de seguridad.
En consecuencia el presente trabajo proyecto de investigación es de mucha
importancia, que servirá como modelo para realizar la actividad de perforación
y voladura en labores de desarrollo y exploración en un sistema mecanizado.
1.4.4. Limitaciones del estudio.
El presente trabajo de investigación no tiene limitaciones en sus resultados para
cumplir los objetivos señalados.
1.4.5. Viabilidad del estudio.
El trabajo de investigación está íntegramente relacionado con la actividad
minera. Ya que la minería es una fuente de desarrollo del país en económico,
infraestructuras, desarrollo social de la misma manera su importancia a nivel
internacional. Conociendo su grado de importancia es viable para desarrollo de
nuevas expectativa según la tecnología minera.
21

CAPITULO II
MARCO TÉORICO, CONCEPTUAL E HIPOTESIS DE LA INVESTIGACIÓN
2.1. MARCO TÉORICO.
2.1.1. Perforación.
La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su
propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar al
explosivo y sus accesorios e iniciadores, denominados taladros, barrenos, hoyos
o blast holes.
Se basa en principios mecánicos de percusión y rotación, cuyos efectos de golpe
y fricción producen el astillamiento y trituración de la roca en un área
equivalente al diámetro de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud
del barreno utilizado. La eficiencia en perforación consiste en lograr la máxima
penetración al menor costo.
En perforación tienen gran importancia la resistencia al corte o dureza de la roca
(que influye en la facilidad y velocidad de penetración) y abrasividad. Esta
última influye en el desgaste de la broca y por ende en el diámetro final de los
taladros cuando esta se adelgaza (brocas chupadas).(1
)
2.1.2. Voladura.
La voladura (Tronadura) tiene como propósito fundamental maximizar la energía
liberada por el explosivo para fragmentar lo mejor posible una parte del macizo
1
LOPEZ JIMENO C. “Manual de perforación y voladura de rocas” Instituto Geológico y Minero España.
22

rocoso, mientras que por el lado contrario, el deseo es a su vez minimizar la
energía del mismo hacia la otra parte del macizo rocoso (remanente) para así
producir el menor daño posible. (2
)
2.1.3. Voladura en rampas.
El propósito voladura es convertir una masa rocosa del frente de la rampa en
tamaños muy pequeños, capases de ser removidos o excavados con equipos de
acarreo. La roca generalmente presenta mayor resistencia a la comprensión que
a la tensión.
Un explosivo al detonar sobre la roca produce un efecto de impacto o impulso o
sea la aplicación de una presión de gran intensidad en fracciones de segundo.
Cuando un taladro con explosivos es detonado habrá una rápida aplicación de
altas presiones dentro de una roca circundante.
Para una voladura óptima se evalúa el terreno después de la perforación del
frente para seleccionar el tipo y la cantidad del explosivo requerido y las
condiciones del terreno y una buena distribución de los accesorios de voladura
fanel (fulminante no eléctrico de retardo) para una salida secuencial y correcta.
El amarre del fanel con cordón detonante (Cordón explosivo resistente y
flexible con núcleo de Pentrita) después con carmex (mecha de seguridad unida
con un fulminante y un conector) y ultimo mecha rápida o de ignición. (3
)
2.1.4. Avance de rampas.
La mina que basa sus operaciones en equipos diésel está obligada a usar
una red de transporte-comunicación con niveles horizontales conectados por
chimeneas y pozos verticales o empinados. Las máquinas de accionamiento
diésel sobre ruedas de goma que se usan ahora en muchas minas, pueden
desplazarse por calzadas inclinadas. (4
)
Rampa es la denominación de una galería inclinada. Las rampas han
llegado a ser un elemento común en una disposición de preparación de
una mina, al mismo tiempo que se realiza la conversión de equipos para
uso sin carriles.
2
EXSA. S.A. 2007 “Manual práctico de voladura”, Perú.
3
4
ATLAS COPCO. “Guía de la minería subterránea métodos y aplicaciones 1988”.
23

Las rampas sirven de vías de conexión entre elevaciones verticales en una
mina, la rampa es por esto un elemento indispensable de preparación para
la explotación de criaderos con extensión vertical. Las máquinas con
ruedas de goma pueden desplazarse hacia arriba y hacia abajo por las
rampas, lo que resulta en una alta utilización del equipo que es caro.
Las dimensiones de una rampa, en analogía con secciones de galerías, son
determinadas por las máquinas que se desplazarán por la misma. Las
máquinas sobre ruedas de goma son generalmente más anchas que los
equipos sobre carriles y requieren un espacio libre más grande a las
paredes, y así las secciones suelen ser más grandes ,no hay reglas fijas
para determinar la inclinación de una rampa.
Una cargadora o un jumbo de perforación con tracción en las cuatro
ruedas debe poder desplazarse por una pendiente de 1:3 en una calzada
seca.
El ángulo empinado implica un fuerte esfuerzo en la maquinaria, y lleva
consigo un posible riesgo, a pesar de los sistemas dobles de frenado.
La práctica normal en la minería es de preparar rampas con inclinaciones
de entre 1:5 y l:7, por las que se pueden desplazar también vehículos con
una tracción menos potente. Las rampas son preparadas con los mismos
jumbos de perforación sobre ruedas de goma que se desplazarán más tarde
por las mismas.
La excavación se arregla preferiblemente para avanzar hacia abajo, ya que
se facilita el desescombro cuando la gravedad ayuda a la cargadora a
cavar en la pila de escombros. (5
)
2.1.5. Optimización de operaciones.
La optimización consiste en la selección de una alternativa mejor de la que ya
existe con posibles cambios. Las variaciones de cambio están sujetas a los
cálculos matemáticos como maximizar y minimizar una variable independiente
intentando aportar respuestas a un tipo general del problema con el objetivo de
seleccionar el mejor elemento. El hecho de mejorar u optimizar una operación
unitaria durante el ciclo de minado no quiere decir que se haya llegado su fin
5
ATLAS COPCO. “Guía de la minería subterránea métodos y aplicaciones 1988”
24

todos los problemas. En esta forma de mejorar falencias en la operación como
un perfeccionamiento como una acción correctiva con diseños, métodos
adecuados a bajos costos lo más óptimo posible en una operación para el
objetivo se analizan los resultados obtenidos en el campo luego se lleva a un
cuadro de estadísticas para sacar un resultado apropiado. (6
)
2.1.6. Proceso de producción.
La exploración es la primera parte de un largo proceso. En esta se perfora el
terreno en lugares previamente establecidos donde posiblemente se puedan
encontrar yacimientos de mineral. Al ser encontrados estos cuerpos
mineralizados, previa autorización de la autoridad competente, se procede a la
construcción de las instalaciones de minado (plantas de procesos, accesos de
acarreo del mineral, pilas de lixiviación, etc.). Una vez construidas, se inician las
fases conocidas como pre minado y minado; y posteriormente al carguío del
mineral para procesarlo.
Todo el material que contiene oro es enviado a la llamada pila o PAD de
lixiviación; aquel material ausente de mineral es enviado al depósito de
desmonte, en donde se almacena para posteriormente ser rehabilitados.
La pila o PAD de lixiviación es una estructura a manera de pirámide escalonada
donde se acumula el mineral extraído. A este material se le aplica, a través de un
sistema de goteo, una solución cianurada de 50 miligramos por litro de agua, la
cual disuelve el oro. Mediante un sistema de tuberías colocadas en la base del
PAD, la solución disuelta de oro y cianuro – llamada solución rica - pasa a una
poza de lixiviación o procesos, desde donde se bombea hacia la planta de
procesos. (7
)
2.1.7. Geomecánica en la perforación y voladura.
Departamento de geotécnica encargada de obtener los datos como la densidad,
resistencia a la comprensión, resistencia a la tracción, calidad de roca y tipo.
Estos datos son necesarios para los cálculos de voladura, para selección de
sostenimiento y control de vida útil de los aceros, los encargados del área
realizan pruebas para determinar el tipo de sostenimiento y vida útil de la misma,
además considerando el avance la tecnología es de suma importancia la calidad
6
7
MINERA YANACOCHA 2015 “Mina de Yanacocha”
25

del macizo rocoso en la construcción de galerías rampas, piques chimeneas,
cortadas, etc. la caracterización del macizo rocoso de la zona de operación está a
cargo de personal capacitado en este rubro además la empresa Compañía minera
Ares S.A.C. posee un sistema de información consolidada. (8
)
2.1.8. Clasificaciones geomecanicas.
Las labores mineras subterráneas y superficiales, cuyos componentes son
estructuras complejas; para ejecutar dichas labores mineras, es necesario poseer
el máximo conocimiento del macizo rocoso, para tener el conocimiento del
macizo rocoso hoy en día existen muchas Clasificaciones Geomecánicas, como:
Protodyakonov, Bieniawski, Laubscher and Taylor, Barton, Romaña, que nos
determinarán la calidad del macizo rocoso, cuya finalidad es dividir al macizo
rocoso en dominios estructurales, cada uno de ellos tendrán características
similares, como: Litología, espaciado de juntas, entre otros. Los límites de un
dominio estructural pueden coincidir con rasgos geológicos, tales como fallas o
diques. (9
)
2.1.9. Clasificación geomecánica de Protodyakonov.
Mediante está clasificación geomecánica se define la calidad del macizo rocoso,
por medio de un parámetro “f”, que es el coeficiente de resistencia. (10
) tal como
se muestra en la tabla 2.1.
Tabla 2.1
Tabla de resistencia de las rocas según Protodyakonov
Categoría Descripción “f”
Excepcional
Guarcita, Basalto y roca de resistencia
excepcional
20
Alta resistencia
Granito, arenisca siliceas y calizas muy
competentes
15-20
Resistencia media
Calizas, granitos algo alterado y areniscas 8-6
Areniscas medias y pizarras 5
Lutitas, areniscas flojas y conglomerados friables 4
Lutitas, esquistos y margas compactas 3
Resistencia baja Calizas, lutitas blandas, margas, areniscas
friables, Gravas, bolos cementados
2
8
ALDOUS HUXLEY. “Diseño de excavaciones subterráneas y sostenimiento”.
9
10
26

Lutitas fisuradas y rotas, gravas compactas y
arcillas preconsolidadas
1.5
Resistencia muy baja
Arcillas y gravas arcillosas 1.0
Suelos vegetales, turbas y arenas húmedas 0.6
Arenas y gravas finas 0.5
Limos y loesss 0.3
Fuente: ALDOUS HUXLEY “Diseño de Excavaciones Subterráneas y
Sostenimiento.”
El coeficiente “f” está definido por la siguiente fórmula matemática:
• = La resistencia a Compresión Simple de la roca expresada en MPa.
Teniendo en cuenta este coeficiente y las dimensiones de la excavación
subterránea, se definen las cargas de cálculo para dimensionar el tipo de
sostenimiento. (11
)
2.1.10. Clasificación Geomecánica de Bieniawski.
Esta clasificación geomecánica se basa en el índice RMR “Rock Mass Rating”,
que da una estimación de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta
los siguientes factores: (12
)
 Resistencia compresiva de la roca.
 Índice de la calidad de la roca - RQD.
 Espaciamiento de juntas.
 Condición de juntas.
 Presencia de agua.
 Corrección por orientación. (13
)
Estos factores se cuantifican mediante una serie de parámetros definiéndose unos
valores para dichos parámetros, cuya suma, en cada caso nos da el índice de
Calidad del RMR que varía entre 0 – 100. Los objetivos de esta clasificación
son:
 Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso.
11
12
13
27

 Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga.
 Proporcionar una buena base de entendimiento de las características del
macizo rocoso.
 Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca,
proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de
los problemas de ingeniería. (14
)
Se clasifican las rocas en 5 categorías. En cada categoría se estiman los valores
de la cohesión y el ángulo de fricción interna del macizo rocoso.
A continuación se definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en
la clasificación. (15
)
2.1.11. Resistencia compresiva de la roca.
La resistencia compresiva “dc” de una roca se puede determinar por tres
procedimientos:
 Primer procedimiento:
Estimación de la resistencia compresiva mediante el martillo Schmidt de
dureza.
 Segundo procedimiento:
Determinación de la resistencia compresiva mediante el ensayo de carga
puntual “Franklin”.
 Tercer procedimiento:
Determinación de la resistencia compresiva mediante el ensayo de
compresión simple y/o uniaxial. (16
)
2.1.12. Índice de la calidad de la roca – RQD.
14
15
16
28

Para determinar el RQD (Rock Quality Designation) en el campo y /o zona de
estudio de una operación minera, existen hoy en día tres procedimientos de
cálculo. (17
)
 Primer Procedimiento:
Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigo
mayores o iguales que 10 cm en el intervalo de testigo de 1.5 m.
 Segundo Procedimiento.
Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro
lineal, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural en el
área y/o zona predeterminada de la operación minera.
 Tercer Procedimiento.
Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro
cúbico, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural en el
área y/o zona predeterminada de la operación minera. (18
)
Donde:
Jv = Número de fisuras por metro cúbico.
a. Condición de Juntas.
En este apartado se tienen en cuenta los siguientes parámetros:
o Apertura.
o Tamaño.
17
18
29

o Rugosidad.
o Dureza de los labios de la discontinuidad.
o Relleno. (19
)
b. Presencia del Agua.
Existe una tabla propuesta Bieniawski para determinar un valor de
acuerdo a sus características (20
)
2.1.13. Clasificación Geomecánica De Barton.
Esta clasificación geomecánica se basa en el índice de calidad “Q” denominado
también índice de calidad tunelera, que da una estimación de la calidad
del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes factores:
Donde:
RQD : Índice de calidad de la roca.
Jn : Índice de diaclasado que tiene en cuenta el número de Familias.
Jr : Índice de rugosidad de las juntas.
Ja : Índice de alteración de las juntas.
Jw : Factor, factor de reducción por presencia de agua en las Juntas.
SRF : Factor de reducción por esfuerzos. (21
)
2.2. MARCO CONCEPTUAL.
2.2.1. Técnica sueca de voladuras (Rune Gustafsson).
La construcción de túneles excavados mediante voladuras es una técnica que ha
experimentado un desarrollo extremadamente rápido en los últimos años. La
introducción de nueva tecnología ha llevado consigo la introducción de métodos
más racionales.
Se supondrá que en la roca se ha abierto una cavidad de 1,4x1,4 m. Este es el
área que generalmente requieren los barrenos de destroza para tener rotura libre
hacia dicha abertura. En el caso de grandes diámetros de barreno, puede ser
preciso aumentar sus dimensiones hasta 2x2 m, para que los tiros de destroza
19
ALONSO E. “Tensiones en torno a excavaciones”.
20
21
30

tengan rotura libre. La rotura libre en este caso puede ser calculada como 0,7 x
anchura de la abertura. Todos los barrenos del contorno, como los del techo,
hastiales, y piso, han de ser orientados de modo que proporcionen un margen
para emboquille de la pega siguiente, con objeto de mantener la sección del túnel
de acuerdo con la proyectada. Este margen implica que se da a los barrenos una
inclinación que los hace llegar más allá del contorno; el ángulo utilizado depende
del espacio necesario para emboquille, lo cual a su vez es función del equipo de
perforación que se utilicé.
En ciertos tipos de cuele, como el cuele en abanico, por ejemplo, los barrenos del
mismo más los de contracuele comprenden la mayor parte de la sección del
túnel.
Los principios de cálculo descritos en esta sección están basados simplemente en
la experiencia obtenida en diferentes condiciones específicas.
La figura 2.1 muestra las cargas específicas que se utilizan normalmente en las
voladuras en tuneles. Esta figura y la 2.2, indican los valores normales en
tuneles; existen muchos ejemplos con valores que se desvían de los señalados,
debido a la forma del túnel, condiciones de la roca, etc. En muchos casos se
aprecian unas diferencias en el número de barrenos según el diámetro de los
mismos que son menores que las indicadas en la figura 2.2. (22
)
22
RUNE GUSTAFSSON 1977 “Técnica sueca de voladuras”.
31
Fuente: RUNE GUSTAFSSON 1977 “Técnica Sueca de Voladuras”.
Figura 2.1
Cargas específicas

2.2.2. Calculo de los barrenos de destroza con rotura en dirección horizontal o
hacia arriba.
Se cargan los barrenos con una cargad e fondo concentrada hasta un tercio de su
profundidad total. La piedra no debe ser mayor que (profundidad de barreno-
0,40)/2 (esta es una precondición, no una para el cálculo).
Para el espaciamiento de los barrenos se toma un valor igual a 1,1 x piedra. En la
parte del fondo se requiere la carga específica siguiente:
Tabla 2.2
Carga especifica según diámetro de barreno
Diámetro de los barrenos mm Carga específica Kg/m3
Aprox 30 1,1
40 1,3
50 1,5
Para la concentración de la carga de columna se adopta un valor de 0,50 x carga
de fondo en kg/m.
Zona de retacado = 0,50 x piedra.
32
Figura 2.2.
Numero de Taladros Para Diferentes Secciones de Túnel.
Fuente: RUNE GUSTAFSSON 1977 “Técnica Sueca de
Voladuras”.

El espaciamiento de los barrenos puede calcularse a partir de la carga específica
necesaria en la zona del fondo: (23
)
Tabla 2.3
Carga específica y carga de fondo
Diámetro barrenos
mm
Área/barreno
m2
Piedra
mm
Espaciamiento barrenos
m
32 0,91 0,90 1,00
35 1,00 0,95 1,05
38 1,15 1,00 1,15
45 1,44 1,15 1,25
48 1,57 1,20 1,30*
51 1,71 1,25 1,35*
* Este espaciamiento puede conseguirse normalmente solo en el caso de
secciones de túnel de gran área. En el caso de áreas menores, el espaciamiento ha
de adaptarse a las condiciones geométricas, disminuyendo su magnitud.
La concentración y la potencia de las cargas de fondo y de columna pueden
calcularse a partir de las relaciones mencionadas anteriormente:
Tabla 2.4
Carga y columna de carga de acuerdo al diámetro de barreno
Diáme-
tro mm
Profun-
didad
barrenos
m
Piedra
m
Espa-
ciamiento
m
Carga de
fondo
Carga de
columna
Zona de
retacado
mKg Kg/m Kg Kg/m
33 1,6 0,60 0,70 0,60 1,10 0,30 0,40 0,30
32 2,4 0,90 1,00 0,80 1,00 0,55 0,50 0,45
31 3,2 0,90 0,95 1,00 0,95 0,85 0,50 0,45
38 2,4 1,00 1,10 1,15 1,44 0,80 0,70 0,50
37 3,2 1,00 1,10 1,50 1,36 1,15 0,70 0,50
45 3,2 1,15 1,25 2,25 2,03 1,50 1,00 0,55
48 3,2 1,20 1,30 2,50 2,30 1,70 1,15 0,60
48 4,0 1,20 1,30 3,00 2,30 2,45 1,15 0,60
51 3,2 1,25 1,35 2,50 2,60 1,95 1,30 0,60
51 4,0 1,25 1,35 3,40 2,60 2,70 1,30 0,60
El margen de 33-38 mm cubre las series 11 y 12 de perforación, así como los
barrenos integrales y brocas de 33 y 38 mm, respectivamente. Los valores de la
23
RUNE GUSTAFSSON 1977 “Técnica Sueca de Voladuras”.
33

piedra y espaciamiento de los barrenos son los que se utilizan en la práctica. Se
incluye en los cálculos el error de perforación.
La tabla pone de manifiesto que el error de perforación y las necesidades de
esponjamiento al aumentar la profundidad de los barrenos son compensados por
las mayores cargas de fondo. La plena utilización de los diámetros mayores
implica grandes cargas por barreno, lo cual es desventajoso desde el punto de
vista de la tecnología de las rocas. (24
)
2.2.3. Cálculo de los barrenos del piso.
La piedra y el espaciamiento en estos barrenos inferiores pueden ser calculados
del mismo modo que para los barrenos de franqueo mencionados más arriba. Es
importante, sin embargo, incluir en las dimensiones de la piedra los márgenes
para emboquille, con lo que la alineación de los barrenos del piso ha de hacerse
teniendo en cuenta los dos valores: por ejemplo, con una piedra de 1,00m y un
margen de emboquille de 0,20 m, los barrenos habrán de emboquillarse a 1,00 –
0,20 = 0,80m por encima del punto de emboquille de los barrenos inferiores.
La zona de retacado se toma de una longitud igual a 0,2 x piedra. La
concentración de la carga de columna se hace llegar hasta un 70% de la
concentración de carga de fondo. (25
)
24
25
34

Tabla 2.5
Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos del piso
Diáme-
tro mm
Profun-
didad
barrenos
m
Piedra
m
Espa-
ciamiento
m
Carga de
fondo
Carga de
columna
Zona de
retacado
mKg Kg/m Kg Kg/m
33 1,6 0,60 0,70 0,60 1,10 0,70 0,75 0,10
32 2,4 0,90 1,00 0,80 1,00 1,00 0,70 0,20
31 3,2 0,90 0,95 1,00 0,95 1,30 0,65 0,20
38 2,4 1,00 1,10 1,15 1,44 1,40 1,00 0,20
37 3,2 1,00 1,10 1,50 1,36 1,80 0,95 0,20
45 3,2 1,15 1,25 2,25 2,03 2,60 1,40 0,25
48 3,2 1,20 1,30 2,50 2,30 3,00 1,60 0,25
48 4,0 1,20 1,30 3,00 2,30 4,25 1,60 0,25
51 3,2 1,25 1,35 2,50 2,60 3,20 1,80 0,25
51 4,0 1,25 1,35 3,40 2,60 4,75 1,80 0,25
2.2.4. Calculo de la carga para los barrenos de destroza con rotura hacia abajo.
Como estos barrenos necesitan una mejor fuerza de esponjamiento, y son además
ayudados por la acción de la gravedad. La carga específica en la zona de fondo
puede reducirse a: (26
).
Tabla 2.6
Carga especifica de los barrenos de destroza
Diámetro de los barrenos mm Carga específica Kg/m3
30 1,0
40 1,2
50 1,4
El espaciamiento puede aumentarse hasta un valor de 1,2 x piedra. Por lo demás
los cálculos se efectúan del mismo modo que para los barrenos de franqueo
citados más arriba. En el caso de túneles con secciones de pequeña área, la
piedra y el esponjamiento de los barrenos se reducen de acuerdo con las
condiciones geométricas del caso.
En la tabla siguiente se incluyen las magnitudes geométricas y de carga
correspondiente a estos barrenos de destroza. Los valores indicados para el
espaciamiento son aplicables siempre que la concentración de carga en el fondo
alcance también el valor señalado. Si el método de carga utilizado se traduce en
26
35

una concentración menor, el espaciamiento deberá reducirse de modo que se
obtenga la carga especifica requerida. (27
)
Tabla 2.7
Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos de destroza
Diáme-
tro mm
Profun-
didad
barrenos
m
Piedra
m
Espa-
ciamiento
m
Carga de
fondo
Carga de
columna
Zona de
retacado
mKg Kg/m Kg Kg/m
33 1,6 0,60 0,70 0,60 1,10 0,30 0,40 0,30
32 2,4 0,90 110 0,80 1,00 0,55 0,50 0,45
31 3,2 0,85* 110 1,00 0,95 0,85 0,50 0,45
38 2,4 1,00* 120 1,15 1,44 0,80 0,70 0,50
37 3,2 1,00* 120 1,50 1,36 1,15 0,70 0,50
45 3,2 1,15* 140 2,25 2,03 1,50 1,25 0,50
48 3,2 1,20* 145 2,50 2,30 1,70 1,15 0,55
48 4,0 1,20* 145 3,00 2,30 2,45 1,15 0,60
51 3,2 1,25* 150 2,70 2,60 1,95 1,30 0,60
51 4,0 1,25* 150 3,40 2,60 2,70 1,30 0,60
* En túneles cuya sección tenga un área mayor de 70 m2, los valores de la piedra
y el esponjamiento pueden ser ampliados considerablemente en muchos casos,
ya que los barrenos rompen con mucha mayor facilidad. En estas circunstancias,
las voladuras pasan a ser similares a las voladuras en banco.
En la mayor parte de los casos, puede aumentarse el valor de la piedra en un
10%, con lo que el espaciamiento entre barrenos se hace también
considerablemente mayor.
El espaciamiento de barrenos de franqueo puede aumentarse hasta áreas mayores
en relación con la de sección del túnel. Pueden afirmarse asimismo que, en
muchas ocasiones en que la roca es fácil de volar, el espaciamiento indicado en
la tabla puede ser excesivamente pequeño; por otra parte, es frecuente que la
concentración de carga lograda en el fondo de los barrenos sea menor que la de
la figura en la tabla: ello implica que, en el caso de roca fácil de romper, pueden
utilizarse espaciamientos de la tabla aun cuando la concentración de carga sea
inferior. (28
)
2.2.5. Calculo de la carga en los barrenos de los hastiales.
27
28
36

Normalmente, a lo largo del techo y los hastiales de la sección de los túneles, las
voladuras son del tipo de recordé. Los cálculos que se hacen aquí se refirieren a
los casos en que no se hacen voladuras de esta clase.
La piedra de los barrenos, con inclusión del margen para emboquillen, se toma
igual a 0,9 x piedra de los barrenos de franqueo.
Espaciamiento = 1,2 x V.
La longitud de la carga de fondo se reduce a 1/6 de la profundidad del barreno.
Zona de retacado = 0,5 x piedra. La concentración de la carga de columna se
hace igual a 0,40 x concentración de carga de fondo. (29
)
Tabla 2.8
Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos de los hastiales
Diáme-
tro mm
Profun-
didad
barrenos
m
Piedra
m
Espa-
ciamiento
m
Carga de
fondo
Carga de
columna
Zona de
retacado
mKg Kg/m Kg Kg/m
33 1,6 0,55 0,65 0,30 1,10 0,45 0,45 0,30
32 2,4 0,80 0,95 0,40 1,00 0,65 0,40 0,40
31 3,2 0,80 0,95 0,50 0,95 0,90 0,40 0,40
38 2,4 0,90 1,10 0,60 1,44 0,85 0,60 0,45
37 3,2 0,90 1,10 0,75 1,36 1,20 0,55 0,45
45 3,2 1,00 1,20 1,10 2,03 1,80 0,80 0,50
48 3,2 1,10 1,30 1,20 2,30 2,00 0,90 0,55
48 4,0 1,10 1,30 1,50 2,30 2,50 0,90 0,55
51 3,2 1,15 1,40 1,40 2,60 2,10 1,00 0,60
51 4,0 1,15 1,40 1,70 2,60 2,70 1,00 0,60
2.2.6. Calculo de la carga en los barrenos del techo.
El espaciamiento es el mismo que para los barrenos de los hastiales. La carga de
columna se reduce a 0,30 x concentración de carga de fondo. (30
)
Tabla 2.9
Magnitudes geométricas y de carga de los barrenos del techo
Diáme-
tro mm
Profun-
didad
barrenos
Piedra
m
Espa-
ciamiento
m
Carga de
fondo
Carga de
columna
Zona de
retacado
mKg Kg/m Kg Kg/m
29
30
37

m
33 1,6 0,55 0,65 0,30 1,10 0,35 0,35 0,30
32 2,4 0,80 0,95 0,40 1,00 0,50 0,30 0,40
31 3,2 0,80 0,95 0,50 0,95 0,70 0,30 0,40
38 2,4 0,90 1,10 0,60 1,44 0,70 0,45 0,45
37 3,2 0,90 1,10 0,75 1,36 0,90 0,40 0,45
45 3,2 1,00 1,20 1,10 2,03 1,30 0,60 0,50
2.2.7. Nueva teoría para calcular el Burden.
Es un nuevo modelo matemático para diseñar malla de perforación y voladura,
calculando el área de influencia por taladro y fue desarrollado del siguiente
gráfico: (31
)
Figura 2.3
Área de influencia de un taladro después de la voladura
Fuente: E. HOEK / E.T. BROWM, “Excavaciones subterráneas en roca”
En donde:
 Zona 1: Es el diámetro del taladro
 Zona 2: Es la zona pulverizada por el explosivo
 Zona 3: Es el área de influencia del taladro después de una voladura
La reformulación se realiza para la utilización de cargas de fondo y de columna
de un taladro, en donde el área de influencia es calculada usando con dos tipos
de explosivos estos son de fondo y de columna. (32
)
Figura 2.4
31
WILFREDO OJEDA MESTAS “Diseño de mallas de perforación y voladura subterránea aplicando un
modelo matemático de áreas de influencia”
32
modelo matemático de áreas de influencia”.
38

Representación gráfica del área de influencia de un taladro
Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV CONEINGEMMET” en
Huancayo 2003
Figura 2.5
Área de influencia del taladro con relación al burden y espaciamiento
Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV CONEINGEMMET” 2003
Donde:
Bn : Burden nominal (m)
Sn : Espaciamiento nominal (m)
Ø : Diámetro del taladro (m)
P0Dtal : Presión de detonación en el taladro (Kg/cm2
)
RQD : Índice de calidad de la roca
σr : Resistencia a la compresión de la roca o mineral, (Kg/cm2
)
Fs : Factor de seguridad (33
)
2.2.8. Diámetro del taladro.
33
(*33) (*34) WILFREDO OJEDA MESTAS “Diseño de mallas de perforación y voladura subterránea
aplicando un modelo matemático de áreas de influencia”
39

El diámetro de taladro depende de la broca, que puede seleccionarse desde 0.1" a
18" según su aplicación.
En el caso de los barrenos de alivio se aconseja usar brocas de 4 pulgada
(escariadora) y para los taladros de producción se utilizara brocas de 1.75
pulgadas por cada metro de avance; Para los cálculos se realizará con las
dimensiones de la disposición de brocas existentes que es de 45 mm. (34
)
2.2.9. Presión de detonación del explosivo.
La presión de detonación varía según el tipo de explosivo a utilizarse en la
voladura, esta puede asumir valores desde los 30 Kbar a 202 Kbar.
El libro de Manual de Perforación y Voladura de EXSA señala la siguiente
expresión matemática para establecer el valor de la presión de detonación del
explosivo: (35
)
Donde:
σ : Densidad del explosivo
VoD : Velocidad de detonación
2.2.10. Factor de carguío “Fc”.
El factor de carguío está en función de volumen del taladro y volumen del
explosivo dentro del taladro. (36
)
Donde: Fc ≤ 1
Figura 2.6
Taladro Cargado
34
modelo matemático de áreas de influencia”.
35
36
40

Fuente: EXSA. S.A. 2007 “Manual práctico de voladura”, Perú.
2.2.11. Acoplamiento del explosivo “Ae”.
El acoplamiento del explosivo está en función del diámetro del explosivo “Øe” y
diámetro del taladro “Øtal”.
Donde: Ae ≤ 1
Figura 2.7
Taladro cargado para voladura controlada
Fuente: EXSA. S.A. 2007 “Manual práctico de voladura”, Perú.
El acoplamiento físico entre la carga explosiva y la roca permite la transferencia
de la onda de choque entre ellas, teniendo un carácter muy significativo sobre el
rompimiento.
El efecto de trituración depende mucho del contacto directo del explosivo con la
roca.
El desacoplamiento tiene enorme efecto sobre el grado de confinamiento y sobre
el trabajo del explosivo, ya que la presión del taladro decrecerá con el aumento
del desacoplamiento.
Esta condición puede incluso ocasionar que los gases liberados por la explosión
se aceleran más rápidamente que la onda de detonación en la columna de carga,
41

acumulándola al descomponer el explosivo por el fenómeno denominado “efecto
canal” o presión de muerte (Dead pressing). (37
)
2.2.12. Longitud de carga explosiva “Lc”.
La longitud de carga está en función del diámetro del explosivo “Øe” longitud
del explosivo “Le”, numero de cartuchos por taladro “N°c/tal” y el acoplamiento
“Ae”, donde Lc ≤ 3/4Ltal.
Determinamos el volumen del explosivo desacoplado dentro del taladro: (38
)
Donde:
Ve = Volumen del explosivo
Øe = Diámetro del explosivo
Le = Longitud del explosivo
N°c/Tal = Numero de cartuchos por taladro
Determinamos el volumen del explosivo acoplado dentro del taladro
ØAe = Ae * Øtal……….3
Donde:
ØAe = Diámetro del acoplamiento del explosivo
Øtal = Diámetro del taladro
Lc = Longitud de carga
Ae = Acoplamiento del explosivo
Reemplazando las ecuaciones 2 y 3 en 1, para obtener la longitud de carga “Lc”
37
38
42

2.2.13. Longitud del taladro “Ltal”.
La longitud del taladro en perforación subterránea varía según la longitud del
barreno “Lb” y la eficiencia de perforación “Ep”
La perforación en frentes, galerías subniveles, cruceros, rampas y chimeneas, su
máxima longitud del taladro es: (39
)
Donde:
As = área de la sección del frente
2.2.14. Presión de detonación del taladro “PoDtal”.
Para determinar la presión detonación del taladro, se realizara haciendo un
análisis de la siguiente figura. (40
)
Figura 2.8
Representación gráfica de un taladro con CF y CC
39
40
43

Fuente: Elaboración Propia
Donde:
T : Taco.
Ø : Diámetro de taladro.
Lc : Longitud de carga.
Lcc : Longitud de la carga de la columna.
PoDcc : Presión de detonación de columna.
Vcc : Volumen de carga de columna.
Øcc : Diámetro de columna de carga.
σcc : Densidad de carga de columna.
Acc : Acoplamiento de carga de columna. (41
)
Lcf : longitud de carga de fondo.
PoDcf : Presión de detonación de fondo.
Vcf : Volumen de carga de fondo.
Øcf : Diámetro de carga de fondo.
σcf : Densidad de carga de fondo.
Acc : Acoplamiento de carga de fondo.
Para determinar la presión de detonación en el taladro se utilizara la “Ley de
Dalton o de las Presiones Parciales” de la ecuación universal de los gases y la
“Ley de Boyle y Mariotte” para calcular las presiones parciales. (42
)
Donde:
41
42
44

Fcc: Factor de carguío de la carga de columna
Fcf: Factor de carguío de la carga de fondo
2.2.15. Determinación del taco mínimo.
Para determinar el taco mínimo “Tmin”, se analiza el siguiente gráfico, donde el
taco está en función al espesor “e” de rotura por efecto de la voladura y un factor
de seguridad “Fs”. (43
)
Figura 2.9
Diagrama de cuerpo libre para determinar el taco
43
45

Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV CONEINGEMMET” en
Huancayo 2003
Donde:
El “Tmin” Puede variar hasta que:
Lc + Tmin ≤ Ltal (44
)
2.2.16. Índice de calidad de la roca (RQD).
Se basa en la recuperación modificada de un testigo (El porcentaje de la
recuperación del testigo de un sondeo).
Depende indirectamente del número de fracturas y del grado de la alteración del
macizo rocoso; para establecer su valor se cuenta solamente fragmentos iguales
o superiores a 100 mm de longitud.
Está en función a su clasificación del macizo rocoso.
RQD = 115 – 3.3 * Jv
Donde:
Jv = N° de fracturas/metro3 (45
)
Tabla 2.10
Índice de calidad de roca
Calidad de roca RQD Fc = (Lc/Ltal)
Muy mala 25 - 50% 2/3
Regular 50 - 75% 2/3
Buena 75 - 90% 3/4
Muy buena 90 - 100% 3/4
44
45
46

Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV
CONEINGEMMET” en Huancayo 2003
2.2.17. Resistencia a la comprensión simple de la roca o mineral “?r” .
Es el esfuerzo máximo que puede soportar un material bajo una carga de
aplastamiento. La resistencia a la compresión de un material que falla debido al
fracturamiento se puede definir en límites bastante ajustados, como una
propiedad independiente.
La resistencia se calcula dividiendo la carga máxima por el área transversal
original de una probeta en un ensayo de compresión.
Las resistencias de los ensayos de compresión simple varían de 0.25 Mpa a > de
250Mpa, según el tipo de roca o mineral. (46
)
2.2.18. Factor de seguridad “Fs”.
Para determinar las constantes del factor de seguridad, se realizara pruebas de
campo según su aplicación en voladura superficial y subterránea. (47
)
Si:
Despejando “Fs”
2.2.19. Determinación de factor de seguridad en voladura subterránea.
Para determinar las constantes del factor de seguridad se debe realizar pruebas de
campo según su aplicación en voladura superficial y subterránea; en este caso
solo nos centraremos en determinar el factor de seguridad en voladura
subterránea.
46
47
47

Para la determinación de este factor es importante conocer los diferentes burden
que se deben establecer en una malla de perforación. (48
)
Figura 2.10
Esquema de malla de perforación y voladura
Fuente: LÓPEZ JIMENO, Manual de Perforación y Voladura de Rocas
De la malla de perforación se tiene:
 Burden de cuele y contracuele
 Burden de subayuda
 Burden de destroza
 Burden de contorno (pertenecen los barrenos de los hastiales y techo)
 Burden de zapatería
Los burden de subayuda, destroza, contorno, cuele y contracuele se exponen en
la siguiente tabla: (49
)
Tabla 2.11
Cuadro de factor de seguridad
Fs Aplicación
2 Destroza
3 Contornos
4 Subayuda
5 Contracuele
48
49
48
Cr
eci
ent
e
De
cre
cie
nte

6 Cuele
Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV
CONEINGEMMET” en Huancayo 2003
2.2.20. Factores que influyen en la desviación de taladros.
Las desviaciones afectan mucho en el diseño de mallas de perforación,
porque varían el burden de diseño dentro de la perforación y afectan mucho en la
fragmentación y el avance del disparo. La eficiencia de voladura está relacionada
con la desviación porque a mayor desviación menor será la eficiencia de
voladura o viceversa. (50
)
 Factores originados fuera del taladro:
o Error de posicionamiento del equipo
o Error en la selección y lectura de ángulos
o Error en la fijación de viga de avance
 Factores relacionados durante la perforación:
o Fuerza de avance
o Rotación
o Barrido de detritus
o Percusión (51
)
 Factores dentro del taladro:
o Tipo de roca
o Tamaño de grano
o Fracturamiento
o Plegamiento
 Factores relacionados con el equipo:
o Condición mecánica de la perforadora
o Regulación de la perforadora
o Selección adecuada del varillaje de perforación
o Afilado correcto y oportuno de las brocas (52
)
50
51
52
49

2.2.21. Desviación de perforación con barra.
Para aproximar la desviación, cuando se perfora con barra se interpolara la figura
anterior, y se determinara la siguiente ecuación para calcular la desviación a una
distinta profundidad.
Donde:
Desvbarra : Desviación de perforación con barra
Lperf : Longitud de perforación (53
)
Figura 2.11
Curva de desviación con barrenos integrales o cónicos de perforación
Fuente: Simposioum de taladros largos; Atlas Copco 2005
2.2.22. Determinación del diámetro de alivio.
Para la determinación del diámetro de alivio se aplicará la fórmula expuesta en el
Manual de Perforación y Voladura de EXSA.
En este caso se tendrá:
Øalivio = 1”x 4
Øalivio = 4” = 101.6mm
Para el diseño de malla de perforación se utilizara un diámetro de 45mm ya que
es la que se usa actualmente en el proceso de perforación. (54
)
53
54
(*54) WILFREDO OJEDA MESTAS “Diseño de mallas de perforación y voladura subterránea aplicando un
50

2.2.23. Labor de desarrollo en exploración.
Se conoce una labor un acceso o camino subterráneo como galerías que son de
3x3m. Que son llevadas algunas en zonas estériles y otras zonas mineralizadas la
sección no siempre es al estándar de igual manera en los cruceros 2.4x2.8 m. de
sección que imparten su acceso desde una rampa - 650.
La rampa negativa que está en procesos de investigación es una sección
mayormente de 4.3 x 4m. (55
)
2.2.24. Perforación de la rampa.
La perforación se realiza con Jumbo Quasar DPJ 014 con una longitud del
barreno es de 12 pies (3.64 m) y la longitud perforada es de 3.20m y con brocas
de 45 y 51 mm. Las galerías de exploración son perforadas con el jumbo con
una sección principal mayormente de 4.3x4 m sección secundaria de 3x3 y en
zonas que se presentan fallas o en labores críticas se utiliza voladura
controlada, y se utiliza otro tipo de sostenimiento con el fin de evitar
debilitamiento del terreno. (56
)
2.2.25. Perforación de cunetas.
La perforación es realizada con el equipo jackleg con Angulo muy aparte en
un acumulado de avance de 20 a 30 metros lineales con un barreno de 3 pies
(patero). (57
)
2.2.26. Perforación para servicios.
Para perforar un taladro donde se colocara el ventilador se realiza con jumbo y
para colocar las alcayatas en U (cáncamo) don se extenderá las tuberías de agua
y aire alcayatas en L son para colgar cables de alta tensión 440 V. y línea
telefónica y radio son perforados con el equipo jackleg. (58
)
2.2.27. Carguío con dinamitas.
El carguío es realizado manualmente con cartuchos de dinamita semexa 65
(dinamita semigelatinosa de buen poder rompedor al 65%) y cordón detonante
55
LOPEZ JIMENO C. “Manual de perforación y voladura de rocas” Instituto Geológico y Minero España.
56
WALSH PERÚ S.A., Plan de cierre de la U.O. Ares.
57
Ing. VALERIO SEGURA B. “Spte. de Planeamiento U.O. Ares S.A.C.”
58
51

(Cordón explosivo resistente y flexible con núcleo de Pentrita) que varían
según su potencia. (59
).
2.2.28. Fanel (Fulminante no eléctrico de retardo).
El fanel es un sistema eficaz de iniciación para uso en minería subterránea,
superficial y obras civiles, que ofrece los beneficios de sincronización sin
riesgo, eliminando toda posibilidad de conexiones erróneas.
Para satisfacer las necesidades del mercado nacional e internacional, FAMESA
EXPLOSIVOS S.A.C. cuenta con dos tipos en función de su tiempo de retardo:
(60
)
Tabla 2.12.
Faneles por color de la manguera y conector.
Color
Tipo de Fanel
Periodo corto Periodo largo
Color de la manguera fanel Rojo Amarillo
Color del conector plástico tipo “J” Rojo Azul
Fuente: FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C. “Famesa Explosivos”
Tabla 2.13
Serie universal de faneles periodo corto, largo
PERIODO CORTO PERIODO LARGO
N° de serie
Tiempo de retardo
(milisegundos)
N° de serie
Tiempo de retardo
(segundos)
0 0 0 0
1 25 1 0,2
2 50 2 0,4
3 75 3 0,6
4 100 4 1,0
5 125 5 1,4
6 150 6 1,8
7 175 7 2,4
8 200 8 3,0
9 250 9 3,8
10 300 10 4,6
11 350 11 5,5
12 400 12 6,4
13 450 13 7,4
59
60
FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C. “Famesa Explosivos”
52

14 500 14 8,5
15 600 15 9,6
16 700
17 800
18 900
19 1000
20 1100
21 1200
Fuente: FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C. “Famesa Explosivos”
2.2.29. Carmex (Sistema abastecedor de energía).
El Carmex ha sido concebido y desarrollado con un seguro y eficiente sistema de
iniciación para efectuar voladuras convencionales.
Está compuesto por un fulminante común N°8, un tramo de mecha de seguridad,
un conector para mecha rápida y un block de sujeción, que viene a ser un seguro
de plástico, cuya función es asegurar la mecha rápida al conector para mecha
rápida. (61
)
2.2.30. Jumbo.
La Empresa Especializada IESA S.A. Cuenta con un jumbo Quasar DPJ 014
totalmente equipado con un solo brazo operativo para labores de desarrollo y
preparación de tamaño mediano para producción minera para perforación de alta
velocidad en secciones transversales con techo de cabina de operador. (62
)
Tabla 2.14
Características del Equipo
Equipo Jumbo Quasar 1F DPJ 014
Perforador HLS510B
Malla 4.3 x 4.0 m.
Longitud de taladro 3 m.
Diámetro de broca Broca de botones Sandvik de 45 mm.
Tipo de roca Volcánica
Velocidad de penetración 2 minutos/ taladro.
Rendimiento 140 Taladros/guardia 12 horas (aprox.)
Disponibilidad mecánica 90 %
Confiabilidad 80 %
Costos 5 $ /Metro Perforado
Fuente: SANDVIK TAMROCK SECOMA S.A., “Especificaciones Técnicas
61
FAMESA EXPLOSIVOS S.A.C. “Famesa explosivos”
62
SANDVIK TAMROCK SECOMA S.A., “Especificaciones técnicas Quásar 1F”
53

Quásar 1F”
2.2.31. Scoops.
Los scoops más utilizados es de una capacidad de 6 yardas modelo wagner HSC
005 quienes realizan un trabajo como son limpiar el frente disparado, acarrear y
transportar el material adecuado. (63
)
2.2.32. Ventilación.
El ventilador es de tipo axial donde el aire ingrese a lo largo del rotor y luego de
pasar a través de las aletas. Cada guardia saliente tiene que dejar prendido el
ventilador después de realizar la voladura con fin de dejar a la guardia entrante
una labor ventilada y evitar las demoras para realizar el regado de la sección.
También cuenta con un ventilador axial de 10000 Hp que ingresa por las
chimeneas hasta la rampa, la ventilación natural llega hasta dos niveles arriba de
la rampa 650, de donde se capta el aire natural. (64
)
2.2.33. Regado Y Desate.
Lo primero que se realiza es regar la labor con agua completamente para ver las
rocas sueltas y eliminar los polvos que fueron ocasionados por la voladura
inmediatamente pasamos al desate de las rocas sueltas con juego de barretillas
de 4, 6, 8, 10, 12 pies. Se realizara después haber ventilado y regado la sección
de la labor en tres etapas. La primera es realizada encima de toda la carga la
parte de techo, la segunda etapa es realizada encima de media carga los techos
y hastiales y la tercera etapa cuando esté completamente limpia la labor ha esto
también se le llama hacer un acto de seguridad. (65
)
2.2.34. Acarreo.
63
ATLAS COPCO WAGNER INC. “Especificaciones técnicas”.
64
65
54

Carguío Directo: El material roto se saca del frente para ser cargado
directamente a los volquetes con una fragmentación adecuada y regular para el
carguío.
Acumulación de cargas a una estocada: el material fragmentado después de la
voladura, es transportado primero a una cámara de acumulación, para luego
cargar el material al volquete. (66
)
2.3. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS Y VARIABLE.
2.3.1. Hipótesis general.
Determinado una malla adecuada de perforación y la voladura se optimizara la
producción y el avance lineal en la rampa 650 de la empresa Especializada IESA
S.A. CIA Minera Ares S.A.C.
2.3.2. Hipótesis específica.
a) Diseñando una malla adecuada de perforación se optimizara la producción y el
avance lineal en la Rampa 650 de la empresa especializada IESA S.A. CIA
Minera Ares S.A.C.
b) Seleccionado la carga explosiva adecuada se optimizara la producción y el
avance lineal en la Rampa 650 de la empresa especializada IESA S.A. CIA
Minera Ares S.A.C.
2.4. VARIABLES E INDICADORES.
2.4.1. Variable independiente (V.I).
Diseño de malla Perforación y la Voladura con carga explosiva adecuada en la
rampa 650 de la empresa especializada IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.
2.4.2. Variable dependiente (V.D).
Optimización de la producción y avance lineal en la rampa 650 de la empresa
especializada IESA S.A. CIA Minera Ares S.A.C.
66
55

2.5. OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES.
Tabla 2.15
Operacionalización de variables
Variables Indicadores Escala de medición Índice
Independiente (V.I.)  Tipo
de Roca
 Tipo
de Ex
-plosivos
 Acces
orios de
Voladura
 Brocas
 Barren
os
 Barras
 Escari
adores
 RQD,RMR, Q
 Kg Expl/m3
 Kg Expl/m3
 Unidad

Muy bajo

Bajo

Regular

Bueno

Muy bueno
Diseño de malla
Perforación y la voladura
con carga explosiva
adecuada en la rampa
650 de la empresa
especializada IESA S.A.
CIA Minera Ares S.A.C.
Dependiente (V.D.)  Producci
ón
 Avance
li-neal
 Costos
 M3
 TN/m3
 Metro lineal
 US$/TN

Muy bajo

Bajo

Regular

Bueno

Muy bueno
Optimización de la
producción y avance
lineal en la rampa 650 de
la empresa especializada
IESA S.A. CIA Minera
Ares S.A.C.
Fuente: Elaboración Propia
56

CAPITULO III
METODOLOGIA DE LA INVESTIGACIÓN
3.1. DISEÑO METODOLÓGICO.
El modelo de investigación a utilizarse en el presente trabajo será al cumplimiento de
los objetivos planteados.
 Objetivos generales
 Objetivos específicos
3.1.1. Tipo de investigación.
Considerando las características del presente trabajo de investigación es:
c) Básica: Porque está orientado a lograr un nuevo conocimiento de manera
sistemática metódica.
d) Aplicada: Orientado a lograr nuevos conocimientos destinados a procurar a
dar soluciones de problemas prácticos de caída de rocas.
e) Descriptiva: Porque la población considerada y las muestras que se
obtendrán con los datos solo permiten la descripción o identificación de cada
uno de los componentes esenciales de las características del macizo rocoso.
57

3.1.2. Nivel de investigación.
De acuerdo a las características de la investigación, es Descriptivo porque
describe las características del macizo rocoso en una circunstancia temporal y
geográfica determinada, es Explicativo, porque explica el comportamiento de
una variable en función de otra por ser estudios de causa-efecto requieren control
y debe cumplir otros criterios de causalidad, el control estadístico es
multivariado.
3.1.3. Fases de metodología del estudio.
a) Recopilación, análisis y evaluación de las informaciones.
b) Evaluación de localidad del macizo rocoso.
c) Tamaño de excavación.
d) Diseño de mallas de perforación.
e) Diseño y evaluación de la voladura.
f)Evaluación de avances.
g) Informe final.
3.1.4. Metodología empírica y analítica.
Se considera como empírico, analítico y Descriptivo, se refiere a la
sistematización de datos de campo y su tratamiento en los diferentes modelos
matemáticos empíricos propuestos con una evaluación y descripción
considerando los procedimientos planteados por los investigadores en la
perforación y voladura en función a la calidad del macizo rocoso, la mayor parte
del trabajo se realizará con la ayuda de una investigación de campo, se utilizara
las técnicas estadísticas, la información recolectada es representada en tablas de
contingencia.
3.1.5. Diseño y técnicas de recolección de datos de campo para la caracterización
del macizo rocoso diseño de perforación y voladura.
Con los datos obtenidos se realizara un diseño mediante la caracterización del
macizo rocoso que corresponde a la estructura de las excavaciones subterráneas,
las mediciones estarán en función a las diferentes dimensiones logradas como
avance en la perforación y voladura de la rampa 650 IESA S.A.
58

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