informe ppp andaychagua volcan

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

INFORME DE PRÁCTICAS PRE – PROFESIONALESINGENIERIA DE MINAS

COMPAÑÍA : VOLCAN CIA. MINERA

UNIDAD MINERA : U.E.A. YAULI

MINA : ANDAYCHAGUA

AREA : PRODUCTIVIDAD OPERACIONES MINA

PERIODO DE PRÁCTICAS : JUNIO - SETIEMBRE

ASESOR : ING. CESAR TABRAJ GONZALO

PRACTICANTE : PAREDES LÒPEZ MANUEL ALFONSO

PRESENTACION : 5 DE SETIEMBRE DEL 2008

YAULI - 2008

AGRADECIMIENTO

A VOLCAN CIA. MINERA, por haberme brindado la oportunidad de realizar mis prácticas

pre profesionales.

A los ingenieros del staff VOLCAN, técnicos y obreros en general que fueron unos

maestros más, en mi formación técnica practica.

Al técnico minero William Elvis rivera, mi compañero; así como a mi jefe de trabajo, el

Ing. Cesar Tabraj Gonzalo, que más que compañero y jefe fueron grandes amigos.

Además de un agradecimiento especial a mis padres; al Ing. Sandro Paredes Zavaleta y

al Ing. Carlos Román Basurto, que hicieron posible el desarrollo de mis prácticas pre

profesionales en esta compañía. A ellos un eterno “gracias”.

RESUMEN

El presente informe refleja todo el trabajo realizado en campo, y es la recopilación de los

informes diarios que contienen los datos de campo de cada una de las tareas

programadas en el plan de prácticas de VOLCAN CIA. MINERA.

Primer capitulo; contiene las generalidades de la compañía, donde se expone el

sistema de trabajo, políticas de la empresa, geografía, clima y vegetación.

En el segundo; capitulo hacemos un breve tratado sobre la geología del lugar, donde se

trata la geología estructural, regional y local, así como su petrología, el sistema de veta

Andaychagua y su mineralogía.

Tercer capitulo; se hace una descripción del método de explotación usado en mina

Andaychagua.

Cuarto capitulo; contiene el total de los informes producidos para cada actividad y

separados por empresa especializada.

Quinto capitulo; contiene las conclusiones producto de la práctica pre profesional.

Sexto capitulo; contiene las recomendaciones producto de la práctica pre profesional.

Séptimo capitulo; se expone un trabajo particular, realizado por el practicante en el área

de perforación y voladura, este trabajo consiste en la realización de una malla de

perforación utilizando el modelo matemático de holmberg.

Octavo capitulo; anexos

Noveno capitulo; hace referencia a la bibliografía usada para la elaboración de dicho

informe.

En el presente informe se logra poner en practica, toda la parte teórica que el practicante

trae de sus centro de estudios, se pudo contrastar los conceptos e ideas desarrolladas en

el aula con lo que el trabajo de campo nos muestra.

Eso es todo en cuanto se pudo desarrollar en tan corto tiempo.

ÍNDICE

AGRADECIMIENTO

RESUMEN

ÍNDICE

CAPITULO I : GENERALIDADES

1. DESCRIPCIÓN DE VOLCAN CIA. MINERA

2. POLÍTICAS DE LA EMPRESA

3. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA

4. GEOGRAFÍA

5. CLIMA:

6. VEGETACIÓN

CAPITULO II : GEOLOGÍA

1. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL:

2. GEOLOGÍA REGIONAL:

3. GEOLOGÍA LOCAL:

4. PETROLOGÍA:

5. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:

CAPITULO III : MINERÍA

CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACIÓN VERTICAL

CAPITULO IV : OPERACIONES MINA

1. PERFORACIÓN Y VOLADURA HORIZONTAL:

2. PERFORACIÓN Y VOLADURA VERTICAL

3. ACARREO Y/O LIMPIEZA CON SCOOPTRAM:

4. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE

5. SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET

6. RELLENO DE TAJOS

7. TRANSPORTE CON VOLQUETES

CAPITULO V : CONCLUSIONES

CAPITULO VI : RECOMENDACIONES

CAPITULO VII : MALLA DE PERFORACIÓN HORIZONTAL UTILIZANDO EL

ALGORITMO DE HOLMBERG

CAPITULO VIII : ANEXOS

CAPITULO IX : BIBLIOGRAFÍA

INTRODUCCION

Este informe refleja todas las experiencias adquiridas en el desarrollo de la práctica. Uno

de los principales objetivos de todo alumno de ingeniería de minas cuando egresa de la

universidad, es conocer y ver de cerca todas las actividades en operaciones mina,

objetivo que en gran parte puede cumplir en mina Andaychagua y trabajando

paralelamente con las empresas especializadas, ya que son ellas las que hacen posible el

desarrollo y crecimiento de la mina.

En el presente informe se ha tratado de exponer todos lo resultados y promedios

obtenidos a partir de los datos de campo.

CAPITULO I

GENERALIDADES

7. DESCRIPCION DE VOLCAN CIA. MINERA:

VOLCAN CIA MINERA S.A.A. inicia sus operaciones al adquirir la empresa minera Mahr Túnel S.A. propiedad de Centromin Perú S.A. en el año 1997; en los siguientes años, una serie de adquisiciones y fusiones hacen de volcán CIA minera S.A.A. el primer productor de zinc a nivel nacional y el tercero a nivel mundial.

Actividad básica

La actividad básica lo constituye la explotación y el tratamiento de minerales poli metálicos para la obtención de concentrados de cobre, plomo y zinc con contenidos de plata.

La ubicación de las operaciones de volcán CIA minera S.A.A. se encuentran enclavadas en la cordillera central de los andes y se desarrolla como una corporación minera en la producción de zinc, con procesos productivos competitivos. Se cuenta con tres U.E.A (unidades económicas administrativas) de operación con un área total de 98700 hectáreas. Estas tres unidades son las siguientes:

U.E.A cerro de Pasco:

Mina subterránea : ParagshaTajo abierto : Raúl RojasConcentradoras : Paragsha y San ExpeditoPlanta de extracción por solventes

U.E.A Yauli:

Minas subterráneas : Carahuacra, San Cristóbal, Andaychagua y Ticlio.Concentradoras : Victoria, Andaychagua y Marh Túnel

U.E.A Chungar:

Minas subterráneas: AnimonConcentradora Animon

8. POLÍTICAS DE LA EMPRESA:

9. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA:

La unidad de producción de andaychagua, inicia sus actividades en 1987 como consecuencia de la necesidad de explotar la veta andaychagua y adyacentes, así como optimizar las instalaciones productivas y el uso de los recursos geológicos.

La unidad de producción Andaychagua está constituida por la mina central y la concentradora Andychagua.

UBICACIÓN Y VÍAS DE ACCESO

El distrito de andaychagua, está ubicado en la zona central del Perú, a 181 km. en línea recta hacia él SE de lima, sobre el flanco este de la cordillera occidental de los andes centrales y a una altitud media de 4550 m.s.n.m. esta determina por las coordenadas geográficas: 76°05’ longitud oeste, 11°43’ latitud sur.

La mina andaychagua está localizada políticamente en el anexo San José de Andaychagua, distrito de Huayhuay provincia de Yauli, departamento de Junín.

Esta unidad se ubica a 45.2 km desde la carretera central, con una altitud de 4477 metros sobre el nivel del mar y con fuerte relieve topográfico, formando quebradas con escasos recursos de vegetación. Existen dos vías de acceso para legar a Andychagua:

Parte de la oroya y sigue su recorrido por la carretera central hasta el cruce lima – Cut off; luego sigue por la carretera afirmada que pasa por Pashashaca, Marh túnel, Carahuacra, San Cristóbal llegando hasta andaychagua.

Por la carretera central, viajando de Huancayo a la oroya o viceversa. En el trayecto hay una bifurcación hacia huari, donde podemos encontrar una carretera afirmada que pasa por colpa, Huayhuay, llegando a andaychagua.

10. GEOGRAFÍA:

Las altitudes varían de 4500 msnm (mina San Cristobal, Carahuacra, andaychagua) hasta 5200 msnm. (Nevado chumpe). Según la división altimétrica de J.P.Vidal (1948) estos lugares corresponden la región puna (4100 a 4800 msnm) y janca (4800msnm a mas).

Se caracterizan por su gran altitud y relieve irregular encontraste con los valles en U a los que se le asigna un origen glacial. Entre ellos se tiene el valle glacial Carahuacra, andaychagua, chumpe y el valle de Yauli.

11. CLIMA:

En esta zona el clima es frio y seco ya que se encuentra dentro de la región geográfica denominada puna.

La estación lluviosa es entre los mese de noviembre a marzo con precipitaciones solidas como nevadas y granizadas, las temperaturas varían entre 15 °C y 0°C, entre el día y la noche.La estación seca se da entre abril y octubre, es la etapa del año que soporta las menores temperaturas, llegando hasta bajo 0°c, durante las primeras horas del día.

12. VEGETACIÓN:

Por estar ubicado, este lugar por encima de 4000 m de altitud y por, las inclemencias del clima, la vegetación que se desarrolla en abundancia es el Ichu que alcanzan hasta un metro de altura.

CAPITULO II

GEOLOGIA

6. GEOLOGIA ESTRUCTURAL:

La estructura regional dominante es el Domo de Yauli. Está ubicado en el segmento central de la cordillera occidental de los andes peruanos; aparece como una estructura Domal tectónica que comprende, por el norte, desde el paso de Atincona en la zona de Ticlio; pasando por el distrito minero de Morococha, el distritito minero Carahuacra - San Cristóbal - andaychagua, por el sur se extiende hasta la quebrada de Suitucancha y las proximidades de la laguna Cuancocha la longitud de acuerdo al rumbo del eje del domo es de 35 a 60 km aproximadamente y el ancho es de 10 a 15 km y su orientación mantiene la dirección andina NNW-SSE. Su flanco E buza entre 30 y 40 ° mientras su flanco W buza entre 60 y 80 °, en el núcleo del domo se superponen las tectónicas Hercinicas y andinas que afectan a las rocas desde el Excélsior hasta el Casapalca.

En el sector W las formaciones del jurasico y cretácico se encuentran afectadas por grandes y alagados pliegues muy apretados, fallas inversas y largos sobre – escurrimientos productos de los esfuerzos compresivos, con desplazamientos hectometricos.

Por os esfuerzos compresivos también se producen fracturamientos anti andinos tensiónales bien desarrollados a los que está relacionada la mineralización polimetálica.Está conformada por varios anticlinales y sinclinales, de los cuales los anticlinales más importantes son el de chumpe y el de Yauli (ultimátum) este sistema estructural NNW-SSE de pliegues, fallas, fracturas y sobre escurrimientos constituyen el flanco oeste del domo de Yauli.

Es un sistema regional mucho más amplio que excede los límites del el mismo abarca las hojas de Matucana y la Oroya entre las que se emplaza parcialmente el domo de Yauli.Estas estructuras son producto de la fase compresiva de la orogenia andina.Dos periodos principales de tectónica son reconocidos en la región; el primero del pérmico inferior, denominado tectónica Tardihercinica, que dio lugar a un intenso plegamiento de las filitas Excélsior, el segundo periodo es denominado tectónica andina, que plegó principalmente en la rocas mesozoicas, comenzó a fines del cretácico y continuo durante el principio y mediados del terciario, reconociéndose tres etapas de plegamiento en la cordillera de los andes; el “Peruano” afines dl cretácico, y antes de la disposición de las capas rojas; el “incaico” a principios del terciario, fue el más intenso y a él siguió un periodo de actividad ígnea; y finalmente el “quechua” a mediados del terciario.

Al seguir actuando las fuerzas de compresión dieron lugar a la formación de fracturas de cizalla de rumbó E-W.

7. GEOLOGIA REGIONAL:

El distrito minero de andaychagua está localizado en la parte sur –este de una amplia estructura regional de naturaleza domatica que abarca casi íntegramente los distritos de Morococha, San Crisobal y andaychagua. Esta estructura inicialmente fue denominada “complejo Domal de Yauli” (J.V. Harrison. 1943) y en el presente trabajo se le denomina “domo de Yauli”.

El domo de Yauli está constituido por varias unidades litológicas cuyas edades van desde el paleozoico inferior hasta el cretáceo inferior, arregladas en una serie de anticlinales y sinclinales de ejes aproximadamente paralelos, el depósito minero de andaychagua se localiza en el llamado “anticlinal de chumpe “cuyo eje se alinea en dirección N45°W, mostrando doble unidad hacia el NW y hacia él SE.

Intrusivo de composición acida, intermedia y básica, han cortado o son paralelos a la secuencia estratigráfica del anticlinal chumpe.

8. GEOLOGIA LOCAL:

La secuencia estratigráfica del distrito de andaychagua muestra rocas sedimentarias y volcánicas, cuya edades varias desde el devónico hasta el cuaternario. Estas rocas han sido intensamente plegadas, constituyendo diversas estructuras entre las cuales se distinguen el anticlinal de chumpe, cuyo eje se orienta en forma paralela a la estructura general de los andes. La mineralización se presenta en vetas rellenando fracturas, las cuales atraviesan casi enteramente las filitas, volcánicos y calizas. Mantos y cuerpos mineralizados se emplazan principalmente en las calizas de la formación pucara.

9. PETROLOGIA:

En esta zona se puede encontrar los siguientes tipos de roca:

• Formaciones sedimentarias:

o Calizas blancas fosilíferaso Lutitas rojaso Areniscaso Calizas blancas y amarillaso Brechas calcáreas de cherto Calizas laminadas con yesoo Calizas arenosaso Brechas y areniscas de erosión.o Filitas.o Mármoles fosilíferoso Cuarcitas

• Formaciones ígneas:

o Basaltoo Diorita + gravoo Capas tufáceas.o Volcánicos/volcánicos clásticos moradoso Intrusito intermedio (tipo Carahuacra Andaychagua E)o Intrusito acido (Tipo Chumpe)o Volcánicos/volcánicos clásticos básicos

10. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:

El sistema de vetas andaychagua se encuentra al sur oeste del intrusivo de chumpe y en el flanco E dl anticlinal del mismo nombre. Está conformado por las vetas: principal andaychagua, ramal norte, Puca Urco, Prosperidad I, Prosperidad II, Esther, Marty, Rosie, Clara, Martha y Milagros. Todas están emplazadas en los volcánicos catalina y solo las más persistentes como la veta principal y Prosperidad II se extienden hasta las filitas en el extremo sur oeste. La veta de mayor importancia es la denominada Andaychagua, actualmente en explotación.

La Veta Andaychagua es la segunda estructura en orden de extensión conocida en el área.

La longitud de la fractura es casi 5 km de los cuales cerca de 3 km han sido mineralizados. La estructura tiene un rumbo promedio de N30°E y su buzamiento de 72°-90° NW, a veces con buzamiento al SE.Cuando la estructura llega al contacto con las filitas se bifurca en varios ramales que todavía no han sido bien reconocidos.

El movimiento principal a lo largo de la fractura ha sido horizontal a su sentido dextral teniendo un desplazamiento total de 200 metros. Este movimiento horizontal probablemente tuvo un componente vertical de pequeña magnitud en sentido inverso. Un movimiento rotacional mediante el cual la caja techo se ha movido en sentido de la agujas del reloj comparado con la caja piso, se reduce por el desplazamiento del contacto entre los volcánicos y filitas. La potencia de la veta andaychagua varia de 1.8 a 7.5 m en sus extremos, llegando hasta 18 m en su unión con la veta prosperidad.

CAPITULO III

MINERIA

TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$25,400 1.62 0.04 0.12 2.81 44 1.41 39.08

TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$321,800 1.21 0.68 0.05 2.67 118 3.78 52.77

TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag oz/t Ag U.S.$269,200 0.80 0.25 0.07 3.65 138 4.45 67.41

TOTAL RESERVAS PROBADO PROBABLE

TOTAL RECURSOS MEDIDO INDICADO

RECURSOS INFERIDO

CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACION VERTICAL

DESCRIPCION:

En este método de explotación, el minado se realiza de arriba hacia abajo en los diferentes horizontes o pisos de mineral, aplicando posterior mente el relleno hidráulico sementado.

El sistema consiste en la extracción del mineral por medio de frentes pilotos (galerías en mineral) de 5 m de altura por el ancho de la mineralización por 115 m de longitud de tajeo (un ala). A continuación de hace una perforación vertical hacia debajo de 8 metros a todo el largo del tajeo (banqueo vertical), y se realiza la voladura. Posteriormente se extrae el mineral en una altura de 3 m quedando un espacio libre entre la losa y el piso de mineral de 8 m. por último se hace el relleno sementado en dos etapas hasta alcanzar rellenar 7 m de altura; se espera el tiempo de fragua de 7 días y se procede a extraer los 5 m de mineral que quedan rotos debajo de la loza rellenada por el slot que es la cara libre del banco y se reinicia el ciclo de trabajo.

Esta probado que las eficiencias aumentan con este método a pesar de los cosos elevados. Esto es superado con la velocidad de minado.

RELLENO CEMENTADO:

BP-900E

Tj. 300 Tj. 400 Tj. 500 Tj. 600 Tj. 1100 Tj. 1200 Tj. 1300

BP-800 E

BP-900E N V-900

R-B

OR

ER 6

6 0

CH-5

80

BP-900E

NIVEL 1000

CH-1047

CH-542

CH-470

CH-995

CH-782

CH.

782

CH-750

CH-728

CH-721

R ampa 3

Rampa 10

Rampa 300

Concluido el corte en un tajeo se prepara para relleno. Esta preparación consiste en construir varias represas o paños de relleno de unos 12 metros de longitud aproximadamente. Con esta primera represa se rellena la losa de 3 m de altura con una mezcla de cemento en una proporción ya estandarizada para obtener resistencias de 140 – 160 kg/cm2. Apenas fragua este relleno, se prepara una segunda represa, sobre este nuevo piso, que en este caso alcanza los 4 m del tajeo, con una mezcla menos rica, y luego se espera 7 días para reiniciar el siguiente ciclo de producción.La construcción de las represas escalonadas permiten ciertas ventajas, como: controlar que el relleno alcance la parte más alta abierta del tajeo, recuperar tuberías de relleno, etc.Las barreras se construyen empleando: redondos de madera de 8 pulg de diámetro por 12 pies, tabla, poli yute o tela arpillera, etc. (mas adelante se trata el método de encofrado).

APLICACIÓN DEL MÉTODO:

Se aplica en cuerpos mineralizados o vetas, cuando el sistema de limpieza y relleno son mecanizados.Se puede trabajar en cuerpos irregulares.Se trabaja en las zonas de material mineral poco consistente. En el caso de la mina Andaychagua el RMR de la veta es de 25 – 30, mientras que las rocas encajonantes tienen un RMR superior a 50.Generalmente se aplica en extracción de reservas considerables.Es un método apropiado para la aplicación de relleno hidráulico cementado.Presenta mejor seguridad y condiciones para el personal.

PASOS: 1)

2)

3)

4)

7)

8)

9)

10)

11)

CAPITULO IV

OPERACIONES MINA

4. PERFORACION Y VOLADURA HORIZONTAL:

AREA : MINAACTIVIDAD : PERFORACION Y VOLADURA EE : JRC

CNSAC

RESUMEN EJECUTIVO:

PERFORACION EN FRENTES

JRC

CNSAC

KPI UNID RESULTADOS

LONGITUD DE BARRApies 14m 4.27

LONGITUD PROM X TALpies 10.36m 3.16

EFICIENCIA DE PERFORACION % 74AVANCE PROMEDIO m 2.82VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42EFICIENCIA DE DISPARO % 89.53HORAS HOMBRE METRO hhm 1.55HORAS JUMBO METRO hJm 0.5

KPI UNID RESULTADOS

LONGITUD DE BARRApies 12m 3.66

LONGITUD PROM X TALpies 9.07m 2.76

EFICIENCIA DE PERFORACION % 75.6AVANCE PROMEDIO m 2.60VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42EFICIENCIA DE DISPARO % 94.21HORAS HOMBRE METRO hhm 2.01HORAS JUMBO METRO hJm 0.46

VOLADURA EN FRENTES

JRC

CNSAC

KPI UNID MINERAL DESMONTEF. CARGA kg/m 17.67 22.25F. CARGA (KG/M3) kg/m3 0.8 1.05F. CARGA (KG/TN) kg/tn 0.35 0.55

KPI UNID MINERAL DESMONTEF. CARGA kg/m 22.85 27.77F. CARGA (KG/M3) kg/m3 1.02 1.37F. CARGA (KG/TN) kg/tn 0.44 0.44

INTRODUCCION

El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación y voladura en la mina PUCA URCO y mina ANDAYCHAGUA.El trabajo se basa en tomar datos de la actividad de perforación y voladura en las labores donde esté trabajando la E.E JRC y CNSAC.Entre los principales parámetros tomados in-situ son: el nivel, labor, equipo, Tiempo de perforación, emboquillado y demoras, horometros de tiempo, longitud real de perforación, spam, Área y avance post voladura. Para los datos post voladura se hace imprescindible la acción de una contra guardia, que en el tiempo que duro la supervisión fue cubierta por el Técnico Minero Elvis Rivera.

Todos datos son gracias a la E.E. JRC que nos dejo participar en sus labores de explotación y desarrollo en el nivel 300 Mina PUCA URCO.

MARCO TEORICO:

PERFORACION:

La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinado a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores.Se basa en los principios mecánicos de percusión y rotación, cuyos efectos de golpe y fricción producen el astillamiento y trituración de la roca en el área equivalente al diámetro de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud del barreno utilizado.La eficiencia de perforación consiste en lograr la máxima penetración al menor costo.

La perforación se efectúa por los siguientes medios:

Percusión: Con efecto de golpe y corte como el de un cincel y martillo. Ej.: el proporcionado por los martillos neumáticos pequeños y rompe pavimentos.

Percusión – rotación: Con efecto de golpe, corte y giro, como el producido por las perforadoras neumáticas comunes.

Rotación: Con efecto de corte por fricción y presión (pull down), sin golpe, como el producido por las perforadoras rotatorias para open pit.

Abrasión: Con efecto de corte por fricción y rayado con material muy duro (desgaste de la roca, sin golpe), como el producido por las perforadoras diamantinas para exploración.

VOLADURA:

En voladura se aprovecha la disponibilidad instantánea de alta energía de los explosivos como una herramienta para producir la rotura de rocas en forma eficaz y económica.

Esta operación comprende a dos efectos fundamentales: la fragmentación y el desplazamiento.El primero se refiere al tamaño promedio de los fragmentos obtenidos, su distribución y porcentaje por tamaños, mientras que el segundo se refiere al movimiento de la masa de la roca triturada.Una buena fragmentación es importante para facilitar la remoción y transporte del material volado.Poco movimiento puede dificultar este trabajo como en el caso de los disparos “plantados”, mientras que por otro lado, un desplazamiento excesivo hacia delante producirá dispersión y mezcla de materiales, (dilución de leyes si se trata de minerales).

EXPLOSIVOS:

Son compuestos o mezclas de sustancias capaces de transformarse por medio de reacciones químicas de oxido – reducción, en productos gaseosos y condesados. El volumen inicial ocupado por el explosivo se convierte en una masa mayor mente gaseosa que llega a alcanzar altas temperaturas, y en consecuencia muy altas presiones.Estos fenómenos son aprovechados para realizar trabajos mecánicos aplicados en el rompimiento de materiales pétreos, lo que constituye la técnica de “voladura de rocas”.

CARACTERISTICAS PRÁCTICAS DE LOS EXPLOSIVOS:

Son las propiedades físicas que identifican a cada exp0losivo y que se emplean para seleccionar el más adecuado para una voladura determinada, entre ellas mencionamo0s a las siguientes:

Potencia relativa: Es la mediada del “contenido de energía” del explosivo y del trabajo que puede efectuar. Se mide con la prueba de trauzl.

Brisance o poder rompedor: Es el efecto “demoledor o triturador” que aplica el explosivo sobre la roca para iniciar su rompimiento. Se determina mediante la prueba de guess.

Densidad: la densidad de la mayoría de los explosivos varía entre 0.8 a 1.6 en relación con la unidad (agua a 4 ºC y 1 atm), y al igual que con la velocidad cuanto más denso se proporcionara mayor efecto de brisance

Velocidad de detonación: es la medida de la velocidad con la que viaja la onda de detonación a lo largo de la masa o columna de explosivos, sea al aire libre o dentro de un taladro.

Aptitud a la transmisión o simpatía: Al ser detonado un cartucho este puede inducir la detonación de otro vecino por “simpatía”.

Sensitividad: A nivel internacional son diferentes interpretaciones sobre sensibilidad y sensitividad, aquí les presentamos como se emplea usualmente en nuestro país. Los explosivos deben ser suficientemente sensitivos para ser detonados por un iniciador adecuado.

Estabilidad: Los explosivos deben ser estables y no descomponerse en condiciones ambientales normales.

Sensibilidad: existen dos clases:

Sensibilidad al calor: Los explosivos al ser calentados gradualmente legan a una temperatura en que se descomponen repentinamente con desprendimiento de llamas y sonido que se denomina “punto e ignición”.

Sensibilidad al golpe: Muchos explosivos pueden detonar fácilmente por efecto de golpe, impacto fricción, por seguridad es importante conocer su grado de sensibilidad a estos estímulos, especialmente durante su transporte y manipuleo.

Categoría de humos: la detonación de todo explosivo comercial produce vapor de agua, nitrógeno, bióxido de carbono y, eventualmente sólidos y líquidos.

Resistencia al agua: es la habilidad para resistir una prolongada exposición al agua sin perder sus características.

EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN MINA ANDAYCHAGUA: EXPLOSIVO SEMEXA 80 % SEMEXA 65 % SEMEXA 65 % GELATINA 75 %

DIAMETRO (pulg) 1 1/8 1 1/27/8 1 1/8

LONGITUD (pulg) 8 12 7 8

KG X CART (kg) 0.142 0.37 0.081 0.174

KG X CAJA (kg) 25 25 25 25

BOLSAS X CAJA 4 4 4 4

UNID X BOLSA 41 17 77 36

UNID X CAJA 164 68 308 144

DATOS TECNICOS

Más usados en frente con agua y como cebos

Más usados en banqueo.

Son cartuchos pequeños utilizados en taladros cuadradores y corona.

Se utiliza en zonas de alta humedad.

DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA

EMPRESA ESPECIALIZADA JRC

JRC Ingeniería y Construcción es reconocida por ejecutar labores mineras como prospección y explotación, además de la ejecución de Obras Civiles, Eléctricas, Mecánicas y servicios en general para la gran minería. JRC se crea el 29 de mayo del 2000, en las Unidades de Cerro de Pasco y Yauli, el 2001 en Iscaycruz hasta la fecha, en

junio del 2006 en Brocal y en Octubre del 2007 en Islay en toda la operación, Obras civiles en Chungar y en San Rafael con MINSUR. Nace como una alternativa ideal para la minería y construcción teniendo como política fundamental el adecuamiento a las necesidades o requerimientos de nuestros clientes, basados en la flexibilidad, comunicación y calidad de trabajo. Contamos con una organización sólida, eficiente, formal con equipos propios en cada uno de las unidades y tenemos una población laboral aproximada de 1000 colaboradores.

VISION

Ser la empresa número uno en servicios mineros y de obras civiles para la mediana y gran minería en el Perú.

MISION

Lograr la completa satisfacción de nuestros clientes cumpliendo los estándares internacionales de calidad, ser fuente de empleo en las zonas donde laboremos, respetando su seguridad integral, así como el cuidado del medio ambiente.

POLÍTICAS DE TRABAJO

La política de JRC, señala que las prácticas administrativas basadas en la seguridad, salud ocupacional y el medio ambiente redundan en beneficio de sus empleados, accionistas y las comunidades en las que opera. JRC como una empresa especializada, está a la vanguardia en la implementación de mejoras operacionales que ofrecen una mejor administración de la seguridad, salud ocupacional y medio ambiente.

EMPRESA ESPECIALIZADA CNSAC

CN MINERIA Y CONSTRUCCION SAC es una empresa con más de 12 años de experiencia, especializada en las actividades de planeamiento, ejecución y control de proyectos de minería a cielo abierto y subterráneo, transporte de minerales, concentrados y metales. Pagina Web: www.cnsac.com.peDirección: Jr. Mariscal Nieto Nº 117 Urb. El Pino Industrial San LuisTeléfono: 511- 3260943 - 6128989 Fax 511 6128989 (208)

DESCRIPCIÓN DEL TRABAJO

Personal:

o Operadoro Ayudante

• Inspección de la labor (ventilación, desate, tiros fallados, limpieza de frente, etc.)• Revisión del equipo y accesorios• Traslado al frente de trabajo

• Pintado de malla de perforación, gradiente y centro de labor.• Ubicación y posicionamiento del jumbo.• Instalación de aire y agua.• Iluminación del frente• Limpiado de la parte inferior del frente para arrastres.• Instalación de la broca según diámetro de perforación del taladro.• Perforación del frente• Desinstalación de aire y agua

RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 1)MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 2)MALLA DE PERFORACION (anexo 3)

EQUIPO: JUMBO AXERA DO 5

USO

El Axera 5-126 es un jumbo electro - hidráulico para el desarrollo en mina y hace túneles hasta de 38 m2. El jumbo tiene un grado óptimo de cobertura formada por, rotación 360° y automático, paralelismo para la perforación rápida y fácil de la cara. El jumbo se puede también utilizar para corte piramidal y la perforación de taladros para pernos. El gran chasis está diseñado para una buena visibilidad y equilibrio, y su sistema móvil de cuatro ruedas de gran alcance asegura maniobrar rápido y seguro en lugares estrechos. El sistema de la perforación del alto rendimiento permite alto funcionamiento de la perforación con buena economía y alta rentabilidad de la maquina. El ambiente del operador y sistemas automáticos permiten que el operador se concentre en seguridad, rapidez y exactitud de la perforación.

ESPECIFICACIONES PRINCIPALES

SISTEMA MOVIL 1 x TC 5PERFORADORA 1 x HLX5ALIMENTACION 1 x TF 500BRAZO 1 x B 26 F

SISTEMA DE CONTROL 1 x THC 560PAQUETE DE ENERGIA 1 x HP 560 (55 Kw)DISPOSITIVOS DE LUBRICACION 1 x KVL 10-1COMPRESOR 1 x CT 10BOMBA DE AGUA 1 x WBP 1INTERRUPTOR PRINCIPAL 1 x MSE 05CARRETE DE CABLES 1 x TCR 1LONGITUD 10 855 mmANCHURA 1 750 mmALTURA 2 100 / 3 100mmPESO 12 000 kgVELOCIDAD

• Horizontal 12 Km./h• 14% = 1:7 = 8° 5 Km./h

GRADIENTE máx. 35 %NIVEL DE RUIDO < 98 dB(A)

DIMENSIONES GENERALES

• PERFORADORA: HLX5 ROCK DRILL

o PESO 210 kgo LONGITUD 955 mmo ALTURA DE PERFIL 87 mmo ENERGIA 20 kWo MAXIMA PRESION DE TRABAJO

Percusión 225 bar Rotación175 bar

o ESFUERZO DE TORCION MAXIMO (80 ccm motor) 400 Nm

o ACEROS RECOMENDADOS T38- H35-R32T38-H35-alpha 330T38-R39-R35

o ADAPATADOR Shank 7304-7585-01 (T38)o PRESION DE AGUA 10 - 20 bar

• TIPO DE CILINDRO DE ALIMENTACION: TF 500 FEED

FUERZA DE ALIMENTACION 25 kN

• B 26 F BOOM

Tipo: perforación paralelaPeso: 1 900 kgRotación: 360°Extensión: 1 200 mm

• SISTEMA ELECTRICO: HP 560 POWER PACK

Motor eléctrico 1 x 55 Kw (75 hp)Motor: trifásicoTipos de bomba:

Percusión, feed & boom Axial pistón,1 x 130 l/min. Variable displacement

Rotación 1 x 60 l/min. gear pumpFiltración - Pressure 1 x 20 micrón

Return 1 x 10 micrónHydraulic tank volumen 180 liters

• TC 5 CARRIER

Motor: Diesel Deutz BF4L 2011, 55 kW (74hp)Trasmisión hidrostática: Automática

Frenos: Service Hydrostatic transmission+positive brakingEmergency & parking Hydraulic oil immersed

Multiple disc brakes on both axles

Safety canopy Hydraulic: FOPS-ROPSTanque lleno: 80 litrosTanque hidráulico 55 litros

CIRCUITO AIRE

Compresora: C.T. 10, screw type

Capacidad: 1000 l/min. ad 7 bar Motor eléctrico: 7.5 kW (10 hp) Lubricación: Shank 1 x KVL 10-1 Consume de aire 250-350 l/min. Consume de aceite 180-250 g/h

DIEMNSIONES DE CARROCERIA

CIRCUITO DE AGUA

Tipo de bomba: 1 x WBP 1Capacidad: 30 l/min. ad 11 barMotor eléctrico: 4 kW (5.5 hp)Enfriamiento: 30 kW

SISTEMA ELECTRICO

Total de energía 70 kWInterruptor principal 1 x MSE 05Estándar de voltaje 380...690 V / 50 o 60 HzFluctuación de voltaje Max ±10 %

ÁREA DE COBERTURA

ACEROS DE PERFORACION:

BARRA HEXAGONAL 14 PIES

BARRA R32 – 14 PIES VIDA UTIL 10000 PIES

BROCA CONICA – R32CON INCERTOS BALISTICOS 2 pulgadasVida útil: 2000 pies

BROCA RIMADORA CON INCERTOS BALISTICOS 4 pulgadas

OBSERVACIONES Y RECOMENDACIONES

OBSERVACIONES:

1. No utilizan taco inerte, algunos autores recomiendan que el taco inerte debe ser el 0.5 de su burden o 10 veces el diámetro del taladro, o debe estar entre 12 a 15 cm. La no utilización genera fuga de gases producidos por los explosivos, y por ende aumenta el número de explosivos a utilizar y con esto el costo de voladura.

Desventajas:

• Perdida de presión interna en el taladro para que los gases hagan el trabajo de trituración y desplazamiento.

• Perdida de gases que fugan por la boca del taladro.• Aumento de kg de explosivo por frente.• Sobre rotura por exceso de explosivo.• Mayor debilitamiento d la labor.• Elevación de costos en explosivo, mano de obra para cargar un

número mayor de explosivos y disminución del rendimiento hombre /guardia por demora en cargar frentes con mayor cantidad de explosivos.

• Mayor sostenimiento por labores sobre debilitadas.

2. No realizan voladura controlada.

Desventajas:

• Superficies de rocas menos lisas e inestables.• Mayor sobre excavación, lo que aumenta el acarreo.• Mayor agrietamiento de la roca.• Mayor vibración. • Mayor costo que la voladura convencional.• Mayor demora por el incremento de trabajo.

3. No controlan paralelismo de taladros:

Desventajas:

• Poco avance después del disparó• Mala fragmentación• Elevación de costos por voladura secundaria en Muchos casos.• Labor con esfuerzos debilitados.

4. No se pinta malla de perforación: en muchos casos no se pinta malla y en otros

se hace un pintado parcial de la malla.

Desventajas:

• Mala distribución de los taladros.• Mala fragmentación.• Poco avance.• Sobre rotura de la labor.• Gasto para voladura secundaria en corrección de la dirección y

sección de la labor.

5. Corrección de dirección de barra en plena perforación:

Desventajas:

• rompen barra• desviación del taladro.

6. Falta de servicios: el más común es la falta de agua:

Desventajas:

• retrasa el trabajo.• Baja el rendimiento de la maquina y operador.• Eleva los costos de perforación por metro lineal.• Disminuye la productividad.

7. Estabilidad interna de los taladros: en muchos frentes se trabajo con una baja eficiencia de perforación, la longitud perforada era muy inferior a la longitud de la barra de perforación.

Esto, según los operadores, se debía a que si perfora con una eficiencia de 90 a 95 % los taladros pasado un tiempo muy corto se cierran, por la fragilidad interna del terreno.

Desventajas:

• Baja eficiencia de perforación.• Bajo rendimiento de maquinaria y accesorios.• Elevación del costo de perforación.• Poco avance.

RECOMENDACIONES

1. Utilización de taco de arcilla.

Ventajas:• Disminución de la pérdida de gases.• Disminución de la cantidad de explosivo.• Disminución del debilitamiento de la labor• Reducción del factor de carga.• Disminución en cosos de sostenimiento para labores con sobre

rotura.

Se debe hacer el estudio de la cantidad de explosivo que escapa para poder calcular la cantidad exacta de explosivo desperdiciado.Exsa como otros autores de mallas de perforación recomiendan el uso de taco inerte, por las pruebas que han realizado.Exsa como empresa productora de explosivos nos brinda una serie de datos técnicos del explosivo, uno de ellos es la cantidad de litros de gases por kilogramo de explosivo.Si Exsa nos proporcionara el porcentaje de gases que escapa al no haber taco inerte, podríamos calcular los kilos de explosivo que no ejercen trabajo.

Y después se haría un estudio del costo del taco inerte puesto en frente versus el costo de los kilos de explosivos que se pierde por no tener taco inerte.

2. Voladura controlada.

Ventajas:• Mayor estabilidad de la roca.• Menor vibración.• Menor agrietamiento de la roca.• Menores costos por sostenimiento.• Mayor seguridad para el trabajo.

3. Paralelismo: uso de guiadores

Ventajas:

• Mejor fragmentación.• Maximiza el avance después d la voladura.• Buen apilamiento del material roto.• Mayor eficiencia del disparo.

4. Pintado de malla:

Ventajas:

• Llevado correcto de la dirección, sección y gradiente de la labor.

• Mejor distribución de taladros.• Se le da velocidad al trabajo de perforación, debido a que no

se pierde tanto tempo en emboquillado.5. Uso de tubos de pvc:

Ventajas:

• Mayor estabilidad interna del taladro.• Mejor distribución de la carga explosiva.• Rapidez a la hora del carguío.• Mayor eficiencia de perforan.• Mayor avance en los frentes.

5. PERFORACION Y VOLADURA VERTICAL

AREA : MINAACTIVIDADES : PERFORACION TIPO BANQUEOEE : RESEMIN

INTRODUCCIÓN

El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación de bancos en mineral - mina ANDAYCHAGUA.

RESUMEN EJECUTIVO

PERFORACION TIPO BANQUEO

KPI UNID RESULTADODIMETRO DE TAL Pulg. 2.5BURDEN DISEÑO m 1.5ESPACIAMIENTO DISEÑO m 1.7VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 6.38HH hh 20.39DISPONIBILIDAD MECANICA % 88.19DISPONIBILIDAD OPERATIVA % 46.4

DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA:

RESEMIN

RESEMIN S.A. Empezó sus operaciones en 1988, como una empresa con un enfoque singular, proporcionar a sus clientes servicios especializados y soluciones para su crecimiento, en la industria de la minería.Además de proveer a nuestros clientes de Repuestos y Componentes, equipos y maquinarias de primera línea como nuestro Raptor con tecnología de punta, contamos con un equipo de Servicio y Mantenimiento de nuestras representadas, que promueven la asistencia a nuestros clientes, tanto en la instalación de su maquinaria y el uso correcto de los insumos, como en un permanente soporte post-venta.Somos su socio ideal para llevar adelante en conjunto, sus proyectos garantizados con nuestros equipos e insumos. Competitividad, tecnología y alta calidad de estándares internacionales.

EQUIPO:

RAPTOR DHJUMBO LONG HOLE “RAPTOR”

CAPACIDA DE PERFORACION

Full 360 Taladros paralelos

1.70 m de corredera

Perforación: hasta 40 metros de 2 hasta 3.5 “ de diámetro

http://www.resemin.com/e_servicios.htm

http://www.resemin.com/e_raptor_cgi.htm

http://www.resemin.com/e_componentes.htm

http://www.resemin.com/e_nosotros.htm

VENTAJAS

Optimo anclaje de la columna de perforación debido a dos gatos hidráulicos, uno para el techo y otro para el piso.

Velocidad de perforación doble a triple del equivalente neumático. Ahorro del 50 % del consumo de energía. Ambiente de trabajo más limpio Excelente control de la perforación debido al panel de cable control remoto.

PRINCIPALES COMPONENTES

CARRIER:

RDC3, de 4 llantas, autopropulsado

Largo: 4.30 m Ancho: 1.90 m Altura: 2.15 m Peso: 3,850 Kg

PERFORADORA:

De 15 Kw de Potencia de Impacto.

VIGA LONG HOLE:

Modelo LH-1305 utiliza barras MF de 5 o 4 pies de longitud

Incluye Mordaza Hidráulica

PANEL DE MANDOS:

MR-12 Cable Eléctrico control remoto

POWER PACK:

55 Kw, con bomba Rexroth A10V071

BRAZO:

Viga con corredera lateral.

TABLERO:

Estrella triángulo, 440 volts, 60 Hz

BOMBA DE AGUA:

Grundfos CR4-60.

VIGA CON DOBLE ANCLAJE

APLICACION:

Sublevel Stoping Sublevel Caving Perforación de chimeneas

CAPACIDAD DE PERFORACION

Full 360° Taladros paralelos, 1.70 m de corredera Perforación : hasta 40 m, de 2 a 3.5” ø

VENTAJAS

• Optimo anclaje de la columna de perforación debido a 2 gatos hidráulicos, uno para el techo y otro para el piso

• Velocidad de perforación doble a triple del equivalente neumático

• Ahorro de 50% en el consumo de energía• Ambiente de trabajo más limpio• Excelente control de la perforación debido

al panel de Cable Control Remoto

OPCIONAL: DTHCon martillo Down The Hole hasta 5” ø

OBSERVACIONES:

1. No utilizan eclímetro.

Desventajas: Bajo paralelismo de taladros. Bajo rendimiento de la voladura. Producción de bancos con grandes dimensiones. Gastos en voladura secundaria por existencia de bancos. Desestabilización de las cajas por voladura deficiente. Dilución producida por desviación de los taladros.

2. No hay homogeneidad en la altura de taladros.

Desventajas: El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarriara sobre

gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.

RECOMENDACIONES:

1. Utilizan de Eclímetro.

Ventajas: Mejor paralelismo de taladros. Alto rendimiento de la voladura. Mejor granulometría del material volado. No hay necesidad de voladura secundaria. Menor debilitamiento de las cajas por la voladura. Menor dilución producida por la voladura.

2. Mejor control en la altura del taladro.

Ventajas: El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarreará sobre

gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.

RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 4)MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 5)

6. ACARREO Y/O LIMPIEZA CON SCOOPTRAM:

AREA : MINAACTIVIDAD : ACARREOEE : JRC

: CNSAC

RESUMEN EJECUTIVO

KPI UNID JRC CNSAC

DISPONIBILIDAD MECANICA PROM % 92.54 92.734

DISPONIBILIDAD OPERATIVA PROM* % 54.65 50.2393

CAPACIDAD DE CUCHARA yd3 6 4

FACTOR DE LLENADO DE CUCHARA % 85 85

CAPACIDAD DE CUCHARA m3 3.9 2.6

CAPACIDAD DE CUCHARA** tn 7.42 4.95

*LA DISPONIBILIDAD OPERATIVA ES EL PORCENTAJE DE UTILIZACION.

**LA CAPACIDAD EN TONELAJE FUE CALCULADO CON EL PESO ESPECÍFICO DEL DESMONTE.

MATERIAL: DESMONTE

KPI UNID JRC CNSAC

DISTANCIA m 80 120

VOL POR HORA m3/hr 79.74 42.13

TN POR HORA tn/hr 151.83 80.21

GAL POR HORA gal/hr 4.81 3.53

GAL POR METRO CUBICO gal/ m3 0.071 0.115

VELOCIDAD PROMEDIO LLENO km/hr 5.678 4.677

VELOCIDAD PROMEDIO VACIO km/hr 6.977 5.931

TIEMPO PROM POR PASE min/pase 2.93 3.70

INTRODUCCIÓN

El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de limpieza y acarreo con el uso de scooptram en la mina ANDAYCHAGUA. El trabajo se basa en tomar datos de los diferentes tiempos que necesita el scooptram para desarrollar su tarea.

MARCO TEORICO

ACARREO:

Es la operación por la que se traslada el material arrancado hasta un punto determinado, ya sea una cámara de acumulación un lugar provisional de almacenamiento.

El acarreo dentro de una mina puede ser continuo, discontinuo o una mezcla de ambos.

TIPOS DE ACARREO:

LLENADO DE VOLQUETEACUMULACION DE CARGA EN CAMARAS.

LHD:

LOAD = Cargar

Cargar una cantidad grande de material

HAUL = Transportar

Transportar el material a un área específica.

DUMP = Descargar Descargar la carga en un camión o en un área

específica.

DISPONIBILIDAD MECANICA (DM): Es el índice que evalúa la eficiencia de mantenimiento. Muestra el porcentaje del tiempo programado que el equipo está disponible para ser usado, es decir, descuenta el tiempo por reparación y mantenimiento.

( )HP

MPRRMEMPHP ++−= DM

DISPONIBILIDAD OPERATIVA (DO): (utilización efectiva del equipo) es el índice que muestra la eficiencia con que se usan los equipos, es decir, el porcentaje del tiempo programado que el equipo es aprovechado en las operaciones.

( )MPRRMEMPHP

HNT

++−= DO

DONDE:

HP : Horas programadasMP : Mantenimiento preventivoRME : Reparaciones mecánicas eléctricasMPR : Mantenimiento preventivo.HNT : Horas netas trabajadas.

DESCRIPCION DEL TRABAJO

• El operador debe contar con todos sus equipos de protección personal.• Tomara la orden de su supervisor y se dirigirá su lugar de trabajo.• Se debe verificar el buen funcionamiento y estado del equipo usando su control de

preuso – check list.• El check list debe de ser firmado por el operador y por el mecánico que entrega el

equipo al salir del taller de mantenimiento.• Si el equipo se encuentra en zona de trabajo, deberá de ser firmada por el

operador y por el supervisor de zona.• Cuando el equipo se declara inoperativo se colocara la tarjeta de fuera de uso,

además el mecánico usara la tarjeta para bloquear el sistema de arranque – lock out.

• El operador verificara las condiciones de la vía.• Para la limpieza el operador debe bajar el equipo y evaluar la zona de trabajo,

verificara que se encuentre desatada y sostenida de ser el caso.• El operador está obligado a verificar el desatado de su labor.

EQUIPO:

SCOOPTRAM

Un Scooptram es un equipo de bajo perfil diseñado sobre todo para realizar trabajos en mina subsuelo o en zonas confinadas. El Scooptram se diseña para levantar cargas pesadas.

PARTES PRINCIAPLES DE UN SCOOPTRAM:

Las secciones mayores del Scooptram son:

• Cuchara.

• Bastidor Frontal.

• Articulación Central.

• Compartimiento del Operador.

• Compartimiento del motor y tipo de aceite motor que usa es SAE 15 W 40.

DATOS IMPORTANTES PARA TRANSPORTAR SCOOPTRAMS ENRAMPAS

Es importante que debamos tener en conocimiento el grado de gradiente en que deben transitar los scooptram ya sean cargados o vacíos para que así puedan tener mejor rendimiento en el acarreo y evitar demoras.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS EQUIPOS LHD

VENTAJAS Alta flexibilidad Gran movilidad Alta productividad Menor tiempo de limpieza en las labores Facilidad en el carguío a los volquetes

DESVENTAJAS Alto costo para la obtención de estos equipos Personal profesional o con gran capacidad para operar los equipos Mayor ventilación en interior mina, rampas, acceso y tajos adecuados

para el equipo. Alto costo en reparaciones

DATOS TOMADOS EN CAMPO (ANEXO 6)MODELO DE INFORME DIARIO (ANEXO 7)

6. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE

AREA : MINAACTIVIDAD : SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE EE : UNICON

ROBOCONCNSACJRC

RESUMEN EJECUTIVO

Sostenimiento con shotcrete vía seca

KPI UNID JRC CNSAC

EQUIPO UTILIZADO PARA MEZCLAR scooptram (4dy3) lampa

EQUIPO UTILIZADO PARA TRANSPORTE scooptram (4dy3) scooptram (4dy3)

AREA SHOTCRETEADA X GUARDIA m2 52.65 78

PORCENTAJE DE REBOTE % 30 30PORCENTAJE DE RUGOSIDAD % 45 45

VOLUME DISEÑO SHOTCRETE X GUARDIA

m3 3.82 7.47

VOLUME REAL SHOTCRETE X GUARDIA m3 4.25 8.33

HORAS NETAS TRAB X GUARDIA h 3.83 6.26

Nº TRAB X GUARDIA 4 4

Sostenimiento con shotcrete vía húmeda

MARCO TEORICO:

a. SHOTCRETE

El shotcrete (mortero, o gunita) comenzó a utilizarse hace casi 90 años. Los primeros trabajos con shotcrete fueron realizados en los Estados Unidos por la compañía Cement-Gun (Allentown, Pensilvania) en 1907. Un empleado de la empresa, Carl Ethan Akeley, necesitaba una máquina que le permitiera proyectar material sobre mallas para construir modelos de dinosaurios, e inventó el primer dispositivo creado para proyectar materiales secos para construcciones nuevas.Cement-Gun patentó el nombre “Gunite” para su mortero proyectado, un mortero que contenía agregados finos y un alto porcentaje de cemento.Hoy en día todavía se utiliza el nombre “gunita”. En ciertas clasificaciones equivale al mortero proyectado, pero los límites de tamaño de grano varían (según el país, la definición del límite para el agregado máximo es de 4, 5, o incluso hasta 8 mm). Actualmente existen dos métodos de aplicación para el shotcrete:El proceso de vía seca y el de vía húmeda. Las primeras aplicaciones del shotcrete se hicieron mediante la vía seca; en este método se coloca la mezcla de cemento y arena en una máquina, y la misma se transporta por mangueras mediante la utilización de aire comprimido; el agua necesaria para la hidratación es aplicada en la boquilla.

La gran cantidad de ventajas que tiene el shotcrete como proceso de construcción, y los avances logrados en equipos, materiales y conocimientos, lo han convertido en una herramienta importante para una variedad de trabajos.Se aplica shotcrete para resolver problemas de estabilidad en túneles y en otras construcciones subterráneas. Además, hoy en día esta técnica es un factor clave para el soporte de rocas en aplicaciones tales como:

• Construcción de túneles• Operaciones mineras

KPI UNID UNICON ROBOCON

ESPESOR DE LANZADO Pulg. 2 2

SLUMP Pulg. 6 6

AREA SHOTCRETEADA X LABOR m2 81.97 88

PORCENTAJE DE REBOTE % 10 10

PORCENTAJE DE RUGOSIDAD % 40 40

VOLUME DISEÑO SHOTCRETE X LABOR m3 6.41 6.88

VOLUME REAL SHOTCRETE X LABOR m3 6.75 7.5

HORAS NETAS TRAB X LABOR h 3.09 2.96

Nº TRAB X LABOR 4 4

DISPONIBILIDAD MECÁNICA MAMBA % 88.97 81.67

DISPONIBILIDAD OPERATIVA MAMBA % 76.16 60.37

• Hidroeléctrica• Estabilización de taludes

Más del 90 % de todo el shotcrete es utilizado para soporte de rocas.

Actualmente el uso del shotcrete es menos frecuente que el del concreto tradicional; sin embargo, este material ofrece la posibilidad de una gran variedad de aplicaciones, entre ellas:

• Recubrimientos de canales• Reconstrucción y reparaciones• Pantallas marinas• Concreto refractario• Protección contra incendio y anticorrosivo• Construcciones nuevas• Agricultura (pozos de estiércol)• Mampostería y estabilización de muros de ladrillo

El shotcrete es el método de construcción del futuro debido a sus características de flexibilidad, rapidez y economía.b. SHOTCRETE VIA HUMEDA:

El uso del método por vía húmeda comenzó después de la Segunda Guerra Mundial. A semejanza del concreto ordinario, se preparan las mezclas con toda el agua necesaria para hidratarlas, y se bombean en equipos especiales a través de las mangueras. La proyección del material se efectúa mediante la aplicación de aire comprimido a la boquilla.Si bien algunas personas afirman que el shotcrete es un concreto especial, lo cierto es que no es sino otra manera más de colocar el concreto. Al igual como ocurre con los métodos tradicionales de colocación, el shotcrete requiere ciertas características particulares del concreto durante la colocación, y al mismo tiempo requiere satisfacer todas las demandas tecnológicas normales del concreto – relación agua/cementante, cantidad de cemento, consistencia correcta y postratamiento. En el mundo entero abundan trabajos de shotcrete de mala calidad debido a que la gente se olvida de que el shotcrete no es sino otra manera de colocarlo, y de que es fundamental cumplir con todos los requisitos tecnológicos del concreto.

• Es el método que últimamente ha generado mayor aceptación.• Los equipos están diseñados para proyectar altos volúmenes de mezcla en

operación continua.• La compactación de la mezcla en paredes resulta relativamente menor, porque le

aire comprimido necesita mayor energía.• Existe menor rebote durante el lanzado.• Se puede controlar la relación agua – cemento, por cuanto esta no depende del

operador.• Se puede controlar la velocidad del impacto de las partículas, por que el operador

maneja la regulación del aire durante el lanzado.• La mezcla puede contener agregados hasta de un Ф ½” como tamaño máximo.• No es recomendable emplear este método en operaciones de soporte inmediato,

después de la excavación del túnel, por las discontinuidades de la operación.

c. SHOTCRETE VIA SECA:

Este sistema es el método clásico y no requiere de una mecanización especializada.Se adapta con facilidad a las condiciones cambiantes del terreno, sobre todo cuando hay presencia de agua. Todos los materiales incluyendo los aditivos son mezclados previamente al recorrido del material por la manguera, hasta la tobera.

El agua requerida para la hidratación de la mezcla, es introducida en la boquilla, para ser manualmente regulada, por lo que depende la habilidad del operador.El equipo es más compacto, por lo tanto, más adaptable en túneles con espacio limitado o con sección pequeña.

La mezcla puede contener agregados hasta de Ф ¾” de tamaño máximo.Se produce polvo durante la operación de lanzado.La perdida por rebote inevitable es alta.La producción es relativamente baja en comparación a los otros medios.

d. CURADO:

Al igual que el concreto, el shotcrete también debe ser curado de tal manera que su resistencia potencial y su durabilidad sean completamente desarrolladas.El mejor método de curado es mantener húmedo el shotcrete continuamente por siete días, utilizando para tal fin el agua.

El curado natural, puede ser considerado siempre y cuando la humedad relativa del lugar sea mayor de 85 %.

e. PORCENTAJE DE REBOTE:

El rebote está formado por los componentes que no se adhieren a la superficie en tratamiento, existe muchos fundamentos teóricos y prácticos para su evaluación, pero en cualquier caso, el porcentaje de rebote depende de:

Relación agua/ cemento

• Habilidad del operador• Preparación de la mezcla

Granulometría d la mezcla

• Árido grueso = mayor rebote

Eficiencia de la hidratación

• Presión de agua• Diseño de la boquilla o lancha.• Habilidad del operador.

Velocidad de proyección• Capacidad del comprensor• Diseño de la boquilla• Habilidad del operador

Angulo y distancia del impacto

• Habilidad del operador• Limitación de accesos

Densidad de la aplicación

• Especificaciones de obra• Dosificación de acelerantes• Habilidad del operador.

En el proceso de la mezcla húmeda el rebote está entre 8% y 13 % por peso, mientras que en el proceso de mezcla seca el rebote puede ser de 25% y 35 %.

Las siguientes condiciones podrían reducir el rebote: contenido de cemento más alto, más finos en la mezcla, tamaño más pequeños de los agregados máximos, adecuado contenido de humedad de los agregados, una graduación más fina y la inclusión de la microsilica.

Es necesario además recordar que las prácticas adecuadas de manipulación de la boquilla inciden en el menor rebote.

f. PORCENTAJE DE RUGOSIDAD

El porcentaje de rugosidad está referido al porcentaje de deformación del terreno debido a rocas sobresalientes que generan cavidades, donde la cantidad de shotcrete aumenta.Empresas como Unicon y Robocon trabajan con porcentajes según el grado de cantidad de rocas sobresalientes.Para nuestro estudio en shotcrete vía seca o húmeda tomaremos el 40 % como el porcentaje de rugosidad, para emplearla en nuestra formula de cubicación.

Los valores qué utilizan Robocon y Unicon los daremos a conocer en la parte de shotcrete vía húmeda.

En VOLCAN CIA. MINERA existen dos empresas especializadas en concreto lanzado vía húmeda como son: UNICON Y ROBOCON.

Estas empresas trabajan con la misma fórmula de cubicación técnica, pero utilizan diferentes porcentajes de rugosidad.

Unicon FRG = 15%

Robocon FRG = 45%

En el presente informe, después de hacer varias practicas de cálculo de cubicación y comprobándola con el concreto lanzado, utilizaremos el 40 % de rugosidad. Ya que es la que con este factor nos acercamos más a la cantidad real de metros cúbicos de concreto lanzado.Además comprobando con la formula de VOLCAN CIA MINERA S.A.A. (1m3 = 12,86m2) el factor de 40 % es el que más se acerca, teniendo una diferencia de decimales.

g. METODO DE CUBICACION TECNICA

Ct = Pe x L x E x FRB x FRG

Ct: Metros cúbicos a lanzar (m3)Pe: Perímetro de la labor (m)

Pe=H x 2 + A

L: Largo del sector a shotcretear (m).E: espesor que va a tener el shotcrete lanzado. (m)FRB: Factor de rebote

FRB = (1+ PRB/100)FRG = (1+ PRG/100)

PRB: porcentaje de rebote (%)PRG: Porcentaje de rugosidad. (%)H: Altura promedio de labor (m)

H= (H1+H2……+Hn)/n

Donde: H1, H2…….Hn: son medidas del ancho de la sección desde el punto de inicio a lanzar hasta el punto final.

A: Ancho promedio de labor

A = (A1+A2……+An)/n

Donde: A1, A2…….An: son medidas del ancho de la sección desde el punto de inicio a lanzar hasta el punto final.

Nota: la altura promedio se obtiene sacando el promedio de la suma de la medida más angosta de la labor con la medida más ancha de la misma.

h. METODO DE CUBICACION VOLCAN

El departamento de geomecánica de volcán utiliza la siguiente igualdad.

1m3 rinde 12.86 m2 de shotcrete

Según esta igualdad utilizan la formula siguiente:

12.86

L x Pe =tC

Ct: Metros cúbicos a lanzar (m3)

Nota: Esta fórmula solo es utiliza cuando el espesor del shotcrete es 2 pulgadas.

3. PROCEDIMIENTO DE TRABAJO

• Ventilación de la labor• Inspección de las condiciones la labor.• Desate de la labor• Cubicación de la labor• Limpieza de labor• Instilación de Mamba.• Instalaciones de aire y agua.• Regado del área a shotcretear.• Transporte de mezcla húmeda.• Lanzado de shotcrete• Desinstalación de aire y agua

4. DOSIS Y PREPARACION DE LA MEZCLA:

a. PARA UN METRO CUBICO DE SHOTCRETE VIA HUMEDAHumedad: 9%Absorción: 2.7

CEMENTO = 385 KGARENA = 1754.9 Kg.Filler calizo = 40.5 KG Rehobuild 1000 = 4.6 ltFibra en duro (hhp) = 5.0 kgMeyco S.A 160 = 23.2 ltDelvo = 1.9 ltAgua = 86.57 lt

b. PARA UN METRO CUBICO DE SHOTCRETE VIA SECA

CEMENTO = 10 BOLSAS DE 42.5 KGARENA= 1 CUBO DE ARENAFIBRA = 30 KG DE DRAMIXADITIVO = 3 GALONESAGUA

5. ADITIVO USADO EN VIA HUMEDA:

a. DELVOCRETE® 29

Sistema de control de la hidratación de concreto lanzado

DESCRIPCION:

El DELVOCRETE 29 es un sistema químico único, sin cloruros, que controla la dinámica de la hidratación del cemento, suspendiendo la hidratación y activándola horas o incluso días después sin perder calidad del concreto proyectado endurecido.

USOS RECOMENDADOS:

• El sistema DELVOCRETE 29 para todas las aplicaciones de concreto lanzado vía seca o vía húmeda, tales como en:

o Túneles; como soporte temporal o en el revestimiento final de túneles carreteros, de ferrocarriles, de sistemas de transporte urbano subterráneo, minas proyectos hidroeléctricos, y alcantarillado.

o Estabilización temporal y definitiva de taludes o Reparaciones en estructuras de concretoo Sistemas de grouting o Aplicaciones de inyección

b. RHEOBUILD® 1000

Aditivo para Producir Concreto RheoplásticoDESCRIPCION:

El RHEOBUILD 1000 es un aditivo reductor de agua de alto rango y es parte de una línea completa de aditivos RHEOBUILD para producir concreto rheoplástico. El concreto rheoplástico fluye fácilmente, manteniendo una alta plasticidad por un período de tiempo inigualable por cualquier otro aditivo superplastificante. Aún así, conserva la baja relación agua/cemento de un concreto sin asentamiento (revenimiento) y sin aditivo. Las características de retención de plasticidad del concreto rheoplástico permiten añadir el RHEOBUILD 1000 en la planta de concreto. Este aditivo líquido, listo para usarse, cumple con las especificaciones de las normas ASTM C-494 para aditivos tipo A y F.

CARACTERISTICAS Y BENEFICIOS:

En el concreto plástico:

El RHEOBUILD 1000 ayuda a la producción de concreto con las siguientes características especiales:

• Rango de plasticidad de 200 a 280 mm • Plasticidad mantenida durante un tiempo mayor • Tiempo de fraguado controlado • Cohesivo y sin segregación • Mínimo sangrado.

En el concreto endurecido:

A través de una mejor eficiencia en la hidratación del cemento, menor dependencia de la consolidación de energía y ajustes en las proporciones de la mezcla; el concreto producido con RHEOBUILD 1000 proporciona las siguientes características:

• Se producen mejores resistencias iníciales que con otros aditivos súper plastificantes convencionales.

• Mayor resistencia a la compresión • Mayor módulo de elasticidad• Baja permeabilidad y alta durabilidad • Menores retracciones • Confiabilidad en la integridad estructural del elemento terminado.

Los beneficios económicos son a corto y largo plazo, y se aplican a todos los involucrados en la producción y uso del concreto. El uso del concreto rheoplástico ahorra tiempo en la obra y costos a través de una mayor productividad. La alta resistencia lograda por el concreto rheoplástico permite usar métodos de construcción más rápidos. Finalmente, el concreto rheoplástico permite cambios en las especificaciones de ingeniería, ya que es factible aumentar los límites de caída libre del concreto fresco, los espesores de vaciados sucesivos y la temperatura del concreto, así como ajustes económicos en las mezclas.

USOS RECOMENDADOS:

El RHEOBUILD 1000 se recomienda en concretos donde se desean características de fraguado normal, alta plasticidad y desarrollo rápido de resistencias. Como resultado de las características y beneficios anteriores, éste aditivo mejora el desempeño del concreto presforzado, prefabricado y rheoplástico.

TIEMPO DE COLOCACION:

El concreto con RHEOBUILD 1000 puede mantener el estado rheoplástico (200-280 mm) hasta por dos horas. La duración exacta de la trabajabilidad depende no solo de la temperatura, sino también del tipo de cemento, la naturaleza de los agregados y el método de transporte del concreto. Se insiste que el concreto sea curado adecuadamente.

VELOCIDAD DE FRAGUADO:

El RHEOBUILD 1000 produce un tiempo de fraguado normal a través del rango de dosificación recomendado. El tiempo de fraguado depende de la composición física y química de los ingredientes del concreto, su temperatura y las condiciones climáticas. Deben realizarse ensayos con los materiales locales para determinar la dosificación adecuada para el tiempo de fraguado y resistencias deseadas.

ENVASE:

El RHEOBUILD 1000 se suministra en tambores de 208 litros y a granel.

PRECAUCION:

Si el RHEOBUILD 1000 se congela, llévese a una temperatura de 7 °C o más, y agítese hasta que esté completamente reconstituido. No use aire a presión para agitarlo.

c. MEYCO® SA 160

Acelerante líquido de alto rendimiento, libre de álcalis para concreto lanzado

DESCRIPCION:

El MEYCO SA160 es un aditivo acelerante de elevado rendimiento.

PROPIEDADES:

El MEYCO SA160 es el acelerante idóneo para concreto proyectado en el sostenimiento de rocas debido a:

• Sus propiedades de rápido fraguado permiten:

o Aplicaciones horizontales en clave de 15-30 cm. en una sola aplicación (como con acelerantes basados en aluminato).

o Trabajar con un asentamiento elevado (>20cm)o Un progreso rápido del trabajo.

• Su formula única :

o Permite un buen desarrollo de la resistencia inicial.o Limita el descenso de la resistencia final.o Produce poco polvo y por tanto un mejor ambiente de trabajo.

• La naturaleza del producto exento de álcalis:

o Reduce las precauciones de manipulación requeridas y por tanto, mejora la productividad.

CARACTERISTICAS:

Aspecto Líquido viscosoColor Beige Densidad (a +20 °C) 1.44 + 0.05 Estabilidad térmica +5 °C a +35 °C

CAMPO DE APLICACION:

El MEYCO SA160 es adecuado para todas aquellas aplicaciones donde se requieran resistencias iniciales elevadas, resistencias finales elevadas, espesores extremadamente elevados en una sola aplicación y elevada consistencia del concreto a proyectar.(Asentamiento >20 cm.):

Para soporte temporal de roca

• En túneles • En minería

APLICACION DEL PRODUCTO:

El MEYCO SA160 se adiciona en la boquilla de proyección. Es una suspensión y por lo tanto no todas las bombas dosificadoras son adecuadas. Asegurar una dosificación constante y adecuada es muy importante para obtener un buen resultado.

El cemento, la arena y la fibra se mezcla en seco hasta encontrar una homogeneidad en el mezclado. Luego se alimenta a aliva con este preparado.

En el tanque se agrega el aditivo con el agua.Posteriormente el mezclado de la preparación seca con el agua que contiene aditivo se realiza en la pistola de lanzado.

ADITIVO USADO VIA SECA:

a. MEYCO® SA 160 (desarrollado anteriormente)

b. FIBRAS:

Hace un buen tiempo que se viene estudiando el empleo de fibras en el comportamiento a la rotura del mortero de cemento – arena. Estas fibras pueden ser de acero, vidrio,

materiales sintéticos, textiles, etc. Mientras que las fibras de materiales sintéticos y textiles han dejado de interesar, los ensayos con fibras de vidrio, y en particular de acero han tomado gran impulso. Se ha desarrollado una técnica particular, para armar el concreto rociado, y la gunita con la ayuda de fibras de vidrio, no obstante que en el empleo de estas fibras a escala mundial se encuentra algo restringida por una fabricación casi paralizada. Además que hasta el momento no se han logrado superar problemas que presenta su empleo, durante el proceso de aplicación. Conviene mencionar que las fibras de vidrio poseen una excelente resistencia a la tracción mientras que para solicitaciones a la flexión su trabajo es casi nulo, hecho que debe tomarse en cuenta antes de decidir su utilización. El empleo de las fibras de acero para armar el concreto rociado y la gunita ha logrado un estado de avance que permite una aplicación económica en ciertos casos particulares. La adición de la fibra al concreto o mortero, presenta ciertos problemas y en la universidad de Bochum se ha emprendido un amplio programa de investigación y desarrollo que está permitiendo resolver cuestiones de orden mecánico relacionadas con los equipos empleados. En contra posición, existen problemas en la tecnología del concreto que se presentan en el momento de su aplicación que todavía no han sido resueltos a plenitud. El empleo de las fibras de acero, concluye en dos condicionantes:

• Las fibras deben formar una red tridimensional, y de dirección aleatoria en la estructura del concreto o mortero.

• En función con la granulometría que forma la textura, la distancia entre las fibras debe ser muy pequeña.

Lo que utilizamos en esta práctica es:Dramix:

Vol. mezcla: 30 Kg. /m3

7. EQUIPO :

a. VIA HUMEDA

• HURON• MAMBA• MADRINA

b. VIA SECA

• ALIVA• SCCOPTRAM

DATOS TOMADOS EN CAMPO (VIA HUMEDA) (ANEXO 8)INFORME DIARIO SHOTCRTE VIA HUMEDA (ANEXO 9)DATOS TOMADOS EN CAMPO (VIA SECA) (ANEXO 10)INFORME DIARIO SHOTCRTE VIA SECA (ANEXO 11)

7. SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET

AREA : MINAACTIVIDAD : SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET - BOLTECEE : SEMIGLO

INTRODUCCION

El presente informe describe el trabajo realizado con la empresa especializada Semiglo en los diferentes niveles de la mina Andaychagua.

La actividad que s realizo fue la instalación de Split set para el sostenimiento de labores utilizando la maquina BOLTEC, se tomo tiempos de perforación e instalación de Split seta si como datos de la labor.

RESUMEN EJECUTIVO

KPI UNIDADES RESULTADOSDIAMETRO DE TALADRO mm 35LONGITUD DE BARRA pies 8LONG DE SPLIT SET pies 7DIAMETRO DE SPLIT mm 40LONG DE PERF pies 7SPLIT POR HORA unid 20T. PROM POR SPLIT min. 2.9DISP MEC BOLTEC % 85.4UTILIZACION % 33.18

MARCO TEÓRICO

SPLIT SET:

Los Split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de la longitud, uno de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener al platina. Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante a perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.

El diámetro de los tubos ranurados varía de entre 35 a 46 mm, con longitudes de 5 a 12 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje de 1 a 1.5 toneladas por pie de longitud del Split, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de roca.

Consideraciones importantes para su utilización:

• Los Split set son utilizados mayormente para reforzamiento temporal, usualmente conformado sistemas combinados de refuerzo en terrenos

de calidad regular a mala. En roca intensamente fracturada y débil no es recomendable su uso.

• Su instalación es simple, solo se requiere una maquina jackleg o un boltec, en la presente práctica se utilizo un boltec. proporciona acción de refuerzo inmediato después de su instalación y permite una fácil instalación de la malla.

• El diámetro del taladro es crucial para su eficacia, el diámetro recomendado para los Split set de 39 mm es de 35 a 38 mm, con diámetros mas grandes se corre el riesgo de un anclaje deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil introducirlos. Son susceptibles a la corrosión en presencia de agua, a menos que sean galvanizados. En mayores longitudes de Split set son relativamente costosos.

DESCRIPCION DEL TRABAJO

Personal: (2)

o Operadoro Ayudante

• Inspección de la labor (ventilación, desate, tiros fallados, limpieza de frente, etc.)• Revisión del equipo y accesorios• Ubicación y posicionamiento del Boltec.• Instalación de aire y agua.• Cargado total del brazo porta Split set (10 unid)• Iluminación del frente.• Instalación de la broca según diámetro de perforación del taladro (máx. 38 mm).• Perforación de taladros.• Cambio de barra de perforación por Split set.• Colocación a presión de Split set por roto percusión.• Desinstalación de aire y agua.

EQUIPO:

ESPECIFICACIONES TECNICAS DEL EQUIPO:

Atlas CopcoBoltec 235H

Equipo altamente mecanizado para pernos de 1.5 a 2.4 m de longitud. Eficaz para alturas de 8 metros (máx. 9.7 m).

Especificaciones técnicas:

Dimensiones en mmCaracterísticas:

HBU, sistema de tres posiciones para perforar, empernar y sellar, trabaja con un juego de 10 pernos.

DCS, es el sistema del mando hidráulico directo para taladrar y sellar.COP 1432, martillo de perforación, es el más corto en su clase, alta velocidad y economiza aceros de perforación.

Los componentes principales:

La unidad de sellado HBU

Martillo del taladro 1 x COP 1432 Retumbe 1 x PERO 35HB El sistema taladrando DCS 12-55 El sistema de sellado DCS B La carrocería DC 15C

La unidad de sellado

Tipo HBU Longitud 3422 total - 4404 mm Longitud acero del taladro 2400 - 3090 mm La capacidad 10 pernos.

Martillo COP 1432

El adaptador de la zanca R32, R38 o T38 La altura encima del centro del taladro 88 mm El poder de impacto 14kW La proporción de impacto 60 Hz La velocidad de la rotación 0-300 rpm El máximo de torque de rotación 650 Nm Consumo del barrido 0.8 l/s Peso 170 kg El nivel de ruido <106 dB(A)

El sistema hidráulico

Las bombas hidráulicas: • 1 unidad que consiste en uno inconstante la bomba para la percusión

y posicionando y uno constante la bomba de flujo para la rotación.

La bomba de la rotación los 40 cm³ Comerciales

• La presión del sistema 150-230 barra • El tanque de aceite hidráulico, máximo de volumen 160 l, min 1320 l • El indicador de palanca de aceite bajo (incl.shut abajo cuando impulsa

el suministro se conecta).• Engrase el termómetro en el tanque de aceite

El sistema aéreo

• El atlas Copco LE55 o LE 75 compresor • Los receptores aéreos 50 o 150 l

Sistema de barrio

• Riegue la bomba del propulsor CR 4-80 (50 Hz) o CR 4-60 (60 Hz) • La capacidad, máximo 50 l/min.

Carrocería DC 15C

• El 5-cilindro de Deutz F5L 912W, el prechamber del 4-golpe, el diesel artefacto 55kW (75 hp) a 2500 rpm.

• Articulado dirigiendo con + / - 41 grado que dirige el ángulo Cuatro paseo de la rueda

• Poder hidrostático que dirige el sistema. • La transmisión hidrodinámica Clark T12000 • Hurth 176/153 eje del estampido-fin • Hurth 176/102 eje del artefacto-fin con + / - 8 grado la oscilación.• Llantas: 12.00 R 20 Michelin X Mina D2 • Hidráulico alza 2 (extensible) al frente y 2 a trasero

• Los frenos de servicio: Dos circuitos separados, hidráulicamente, los frenos del disco mojados aplicados, totalmente adjuntados

• La emergencia y estacionando los frenos: SAHR (Primavera Aplicó Hidráulico Soltó)

• El sistema 24V eléctrico • Alternador 35A, 28V, • Las baterías 2 x 12V, 70Ah, • Tramming aceleran: en la tierra del piso. 14 km/hr (a la resistencia 0,05 rodante) en

cuesta 1:8. 4.5 km/hr

Sistema eléctrico

• El total instaló el poder 63 kW • El motor principal 1 x 55 kW • El motor de bomba de agua 1 x 1,5 kW • El motor del compresor 1 x 7,5 kW • El voltaje (según la especificación del cliente) 380-1000 V • La frecuencia (según la especificación del cliente) 50-60 Hz • El método empezando - el star/delta (380 - 690 V) directo (1000V) • Protección de la carga excesiva termal para los motores eléctricos • Los volt/amperage digitales miden en el tablero eléctrico • El transformador 1.5 kVA • Las luces activas, halógeno 3 x 500 W 220V CA o

El radio de giro:

LAS DIMENSIONES Y PESOS

• La anchura 2155 mm • La altura, transporte 2270 mm • La longitud 6550 mm

• El peso grueso (el equipo básico) 16000 kg • El eje carga por lado 10000 kg

OBSERVACIONES

1. No pintan malla de perforación indicada por el departamento de geomecánica.

Desventajas:• Mala distribución de los Split set.• Puede haber sobre costo en el sostenimiento.• Mala distribución de esfuerzos de la malla de sostenimiento.• Bajo rendimiento de la malla de sostenimiento y del Split individualmente.

2. No se verifica la distancia entre Split sets.

Desventajas:• Bajo rendimiento de la malla de sostenimiento.• Puede existir poca densidad de Split set en una determinada

área a sostener.• Puede existir poca alta densidad de Split set en una

determinada área a sostener.

3. No se tiene en cuenta la dirección de las fallas, ni el ángulo en el que debe penetrar el Split set.

Desventajas:• Bajo rendimiento de la malla de perforación.• Bajo rendimiento del Split set individualmente.

• Un Split colocado paralelamente a la falla, es un Split innecesario.

• Gasto en sostenimiento de bajo rendimiento.• Alto riesgo de caída de roca, despredimeinto de bancos o

cuñas y rajado de shotcrete por presión de roca.

4. Los Split set son colocados en sobre la capa de shotcrete lo que dificulta la visualización de la dirección de los estratos y fallas del material rocoso.

Desventajas:• No se reconocen la falla, para elegir el ángulo de penetración

del Split set.• Mal amarre de roca con el Split set.• Bajo rendimiento del Split set individualmente.• Bajo rendimiento de malla de sostenimiento.

RECOMENDACIONES

1. Se debe pintar la malla de sostenimiento.

Ventajas: Mejor distribución de Split set. Gasto necesario para sostener dicha estructura. Mejor rendimiento de la malla de sostenimiento. Mejor rendimiento del Split por unidad. Mejor distribución de esfuerzos en la roca.

2. Se debe verificar las distancias entre Split set.

Ventajas: Mejor control de malla de sostenimiento

3. Se debe tener un buen control en el ángulo de penetración del Split set.

Ventajas: Mejor amarre de las estructuras del macizó rocoso. Mejor rendimiento de la malla de sostenimiento. Mejor rendimiento del Split set. Buena distribución de los esfuerzos de roca. Mejor seguridad del personal que opera en dicha labor.

4. Antes de pasar la capa de shotcrete se debe identificar la dirección de las fallas o discontinuidades.

Ventajas: Mejor diseño de la malla de sostenimiento. Ubicación del ángulo de máximo trabajo del Split set. Mejor sostenimiento de la labor.

DATOS TOMADOS EN CAMPO (AMEXO 12)INFORME DIARIO (ANEXO 13)

7. RELLENO DE TAJOS

AREA : MINAACTIVIDAD : PREPARACION DE TAJOSEE : INCIMET

DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA

INCIMET

En 1993 nace INCIMMET S.A., como resultado de la experiencia adquirida y el éxito obtenido por cada uno de los profesionales y asesores de su plantel técnico, cristalizándose la idea de constituir una empresa dedicada a la formulación evaluación, ejecución, supervisión y asesoramiento de proyectos en el área de la ingeniería civil, minera y metalurgia.

INCIMMET S.A. se inicia como contratista resolviendo problemas complejos como el ejecutar obras de plantas de relleno hidráulico, infraestructura, saneamiento ambiental y tratamiento de mineral en zonas de gran altitud como en los campamentos mineros de la Cía. de Minas BUENAVENTURA.

Es nuestro deseo entonces ofrecer ahora a entidades públicas y privadas; el servicio más eficiente y la tecnología de avanzada para los diferentes estudios, contando con el apoyo de los laboratorios autorizados y de reconocido prestigio; para las pruebas que se realicen. Asimismo el personal técnico mantiene una activa participación en los eventos de la especialidad, con el fin de lograr la necesaria actualización de conocimientos que exige la calidad de los servicios brindados al sector Construcción y Minero-Metalúrgico.

FUNCIONES

• Como contratista, formula proyectos incluyendo análisis y gestión para su ejecución.

• Como representante de la entidad interesada, estamos en la capacidad de supervisar y administrar la ejecución de proyectos.

• Como asesores, nuestra labor está orientada a sugerir métodos encaminados a mejorar, expandir, valorizar negocios mineros e inversiones, así como obras civiles en los sectores de minería y construcción.

• Como integrantes de comités consultivos de empresas o instituciones públicas del sector minero, su participación se pone de manifiesto dando pautas y normando sus actividades encaminándolas al logro de sus objetivos.

SERVICIOS EN INGENIERIA DE MINAS

NUESTRA GRAN EXPERIENCIA EN PRESTIGIOSAS EMPRESAS MINERAS ASEGURAN UN DESEMPEÑO CALIFICADO EN:

• Gerencia de las operaciones.

• Planeamiento y diseño de minado a cielo abierto.• Planeamiento y elección de métodos de minado.• Instalación y operación de relleno hidráulico por el método de corte, relleno

ascendente y cámaras y pilares.• Planeamiento y diseño de túneles.• Diseño de instalación y servicios auxiliares de minas.• Estudio, evaluación, selección e implementación de sistemas de equipo para

relleno hidráulico.• Estudio y optimización de extracción de mineral.• Estudios de perforación y voladura.• Estudio de control de sistemas de bombeo, drenaje y ventilación.• Estudio y optimización de métodos para el mantenimiento de instalaciones y

equipos mineros.• Evaluación y selección de personal de operaciones.

PROCEDIMIENTO DE TRABAJO:

1. TRANSPORTE EN INCIMMET (Levantamiento de Pedidos a Camión)

Cuando se tengan los materiales que garanticen un producto de calidad, se procede al levantamiento de pedidos.

El levantamiento de insumos para enfierrado se hace en la zona de habilitación de fierros, donde estos son cortados de acuerdo a requerimiento de operaciones, también se hace el levantamiento de los elementos como omegas, eles, eses, zetas.

2. PERFORACIÓN DE TALADROS

Se perfora manteniendo las distancias de 1.2m de separación entre taladros de la misma malla y los 0.15m de separación entre la 1º y 2º malla

En el momento de iniciar la perforación se debe de respetar la ubicación de los taladros que se pinto.

Taladro1.2 m

0.15m 1.2 m0.15m

Taladro1.2 m

Nv Piso

Jumbo perforando

Caja Labor

3. TENDIDO DE CARGA

Para que nuestro paño de fierros garantice un trabajo de calidad es necesario el tendido de carga

Que consiste en la nivelación del piso, eliminando la topografía inicial del terreno y exceso de lodo y agua.

4. TENDIDO DE MALLA ELECTROSOLDADA

Teniendo un piso nivelado libre de lodo y agua, procedemos al tendido de malla electrosoldada.

El traslape de entre malla y malla es de 0.3m y la altura de malla en las cajas es de 0.6m.

5. TENDIDO E INYECTADO DE FIERROS A LAS CAJAS

Tendida la malla electrosoldada, el siguiente procedimiento es el inyectado de fierro inyectado de 1” de diámetro en los taladros perforados con 1.2m de separación cuya profundidad es de 3m ó 10’.

La separación de fierro inyectado a fierro inyectado es de 1.2m, y la distancia del nivel del piso a la 1º malla es 0.15m como también la distancia entre la 1º malla y la 2º malla.

Nivel del piso

Altura de malla E.

0.6m

Fierro inyectado a caja

Taladro

1.2m

6. AMARRE DE ELES

Acabando la distribución de Eles se procede al amarre de Eles, guardando distancias

La secuencia es como sigue: Fierro inyectado, Ele, Ele y Fierro inyectado. Repitiendo la secuencia en todo el paño.

7. TENDIDO DE LARGEROS

Los largueros son fierros corrugados de ¾”, que van colocados perpendicularmente y sobre las eles y los fierros inyectados de cada malla

0.4m 0.4m0.4m

Fierro inyectado

Fierro inyectado

Ele

Ele

1 – 1.2m

Traslape

Traslape

El tendido de largueros se hace guardando distancias de 0.6m entre ellos

8. COLOCADO DE ADOQUINES

El adoquín va ubicado entre el piso de la labor y la 1º malla, de modo que mantiene la separación de 0.15m entre el nivel del piso y la 1º malla.

El adoquín también permite mantener el espacio de 0.15m entre la 1º y la 2º Malla.

0.6m0.6m

Larguero ¾”

Larguero ¾”

Larguero ¾”

Larguero ¾”

Adoquín H=0.15m

2º Malla

1º Malla

Adoquín

9. COLOCADO DE OMEGAS Y ZETAS

Las Omegas van distanciadas cada 2 m. de modo que la separación entre estos elementos son separados cada 5 cocadas con distancias de 0.4m c/u.

Las Zetas van distancia de 1.20 m

10.PICADO DE PATILLAS

2m

0.4m 0.4m 0.4m 0.4m 0.4m

OmegaOmega

El diámetro de patilla no debe ser mayor de 0.4m

La profundidad de la patilla depende de la dureza del terreno.

11.PARADO DE POSTES

12.ENREJADO

Los postes deben de formar 90º con la Los postes deben de formar 90º con la superficie del piso.superficie del piso.

Verticalidad correcta

90 Grados

90 Grados

Poste perpendicular

La perpendicularidad de los postes La perpendicularidad de los postes permite que la barrera sea resistente permite que la barrera sea resistente al esfuerzo del relleno.al esfuerzo del relleno.

8. TRANSPORTE CON VOLQUETES

ÁREA : MINAACTIVIDAD : TRANSPORTEEE : CNSAC

INTRODUCCIÓN

El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de transporte en volquetes en mina ANDAYCHAGUA, día 19 de agosto del 2008. El trabajo se basa en tomar datos del los diferentes tiempos que necesita el volquete para desarrollar su tarea.

Entre los principales parámetros tomados in-situ son: el nivel, labor, equipo, Tiempo llenada por el scooptram, tiempo de traslado con carga, tiempo de descarga, tiempo de traslado vacio, demoras, horometros diesel, distancia recorrida y consumo de combustible entre otros.

RESUMEN EJECUTIVO

MATERIAL: MINERAL

KPI UNID CNSAC

FACTOR DE TOLVA % 67.21

GAL X TON gal/tn 0.20

GAL X M3 gal/ m3 0.47

GAL X HR gal/hr 3.91

VELOCIDAD LLENO MINA km/hr 5.96

VELOCIDAD VACIO MINA km/hr 10.27

VELOCIDAD LLENO SUPERFICIE km/hr 16.89

VELOCIDAD VACIO SUPERFICIE km/hr 22.81

DISPO. MECANICA % 93.75

UTILIZACION NETA % 82.38toneladas por hora tn/hr 20.6

MATERIAL: DESMONTE

KPI UNID CNSAC

FACTOR DE TOLVA % 89.03

GAL X TON gal/tn 0.16

GAL X M3 gal/ m3 0.30

GAL X HR gal/hr 3.83

VELOCIDAD LLENO MINA km/hr 5.98

VELOCIDAD VACIO MINA km/hr 10.49

VELOCIDAD LLENO SUPERFICIE km/hr 17.07

VELOCIDAD VACIO SUPERFICIE km/hr 19.55

DISPO. MECANICA % 93.75

UTILIZACION NETA % 82.38

toneladas por hora tn/hr 24.4

EQUIPO

FABRICADO PARA RENDIR

• Distancia entre ejes de 3 a 6.7 m

• Rígido o tractor • Motor D9B: 300, 340 ó

380 hp • Motor D13A; 360, 400,

440 ó 480 hp • Motor D13B: 360, 400

ó 440 hp • Economía • Seguridad • Cuatro cómodas

cabinas

Cabinas resistentes a impactos

Las situaciones de accidente más habituales incluyen colisiones frontales o el vuelco del camión. Cuando un objeto exterior golpea la cabina, su principal función consiste en transferir energía a la parte posterior del vehículo, a fin de mantener en su interior un espacio suficiente como para que los ocupantes pueden sobrevivir.

Absorción de la energía del impactoLas fuerzas que intervienen en caso de accidente son tremendas. La fuerza a la que se ve sometido el cuerpo del conductor puede, como mínimo, duplicar el peso de su cuerpo. Una persona que pese 100 kg se expone a una fuerza equivalente a cuatro toneladas cuando se circula a 50 km/h. Por este motivo, es necesario que el interior de la cabina pueda absorber la energía y amortiguar el impacto del cuerpo humano.En todas nuestras cabinas, el volante y el tablero tienen la capacidad de absorber la energía, al igual que las molduras que se encuentran a la altura de la rodilla. Todas las telas de la tapicería están también confeccionadas con materiales resistentes al fuego.Además, los accesorios del interior, como el horno microondas y la cafetera, están diseñados con una firme sujeción a la estructura de la cabina. De esta forma, permanecerán en su lugar en caso de colisión o de un frenado de emergencia.

FUPS: protección de los otros conductoresEn una colisión, el camión suele atrapar a los automóviles en una trampa mortal. Para evitar esta situación y optimizar el efecto de las zonas de deformación de los automóviles, Volvo Trucks ha desarrollado FUPS, el Sistema contra Empotramiento Frontal.El sistema FUPS se incluye de manera estándar en los modelos Volvo FH y Volvo FM. Mediante una zona de deformación de 200 mm de profundidad, la penetración en el habitáculo del automóvil se reduce considerablemente. El sistema FUPS aumenta el índice de supervivencia de los ocupantes del automóvil. Además, el parachoques del camión está situado a la misma altura que el de un automóvil, por lo que la zona de deformación del automóvil se puede utilizar por completo.

SUSPENSION

Suspensión neumáticaEl sistema ECS (Suspensión Controlada Electrónicamente) de Volvo le proporciona una gran comodidad y protege la carga. El sistema se ajusta en forma automática, por lo que el camión mantiene una altura constante y compensa la distribución desigual de las cargas.

Muelles de hojasEl Volvo FM se puede adaptar con muelles de hojas de tipo parabólico o convencional. Los muelles de hoja convencionales se suelen utilizar en camiones de construcción, para brindar una buena estabilidad o cuando se esperan pesos de eje altos. Los muelles de hojas parabólicos son los de mayor uso en suspensiones de eje delantero y se pueden combinar con una suspensión trasera neumática, parabólica o convencional.

FRENOS

• EBS: Sistema de Frenos Controlado Electrónicamente • ESP: Programa de Estabilización Electrónica • Frenos con leva en Z opcionales • Frenos auxiliares opcionales, como el Freno de Motor Volvo (VEB/VEB+)

Freno de Motor VolvoEl Freno de Motor Volvo (VEB/VEB+) patentado produce un mayor efecto de frenado en comparación con sus antecesores. Está también el freno de escape EPG para los motores D9B, D13A y D13B.

SEGURIDAD DEL CHASIS

LKS: emite un aviso si el camión se desvía del carrilLKS (Sistema de Seguimiento de Carril) supervisa la posición del camión en la carretera. El sistema avisa al conductor si el vehículo se desvía de su carril o si invade un carril en sentido contrario. El área de aplicación principal es el transporte de largo recorrido por autopista cuando el camión se conduce a velocidad crucero estable en condiciones de tráfico monótonas.El sistema constituye una ayuda cuando el conductor no presta suficiente atención, cuando está cansado o pierde la concentración. El sistema LKS está disponible como opción en el Volvo FH y el Volvo FH16.

El control de crucero activo mantiene la distanciaEl Control de Crucero Adaptable (ACC) es un sistema de control activo que facilita la perfecta integración del vehículo dentro del flujo de tráfico y el mantenimiento de una

distancia segura con respecto al vehículo que circula delante. El sistema se ha actualizado y ahora proporciona una mayor potencia de frenado.Con este control, el conductor selecciona el intervalo de tiempo con respecto al vehículo que circula delante. El sistema ACC mantiene este intervalo de tiempo mediante al accionamiento automático del acelerador y los frenos. El sistema de supervisión de intervalo del sistema ACC se basa en una función de radar muy avanzada. El sistema ACC está disponible como opción en el Volvo FH, el Volvo FH16 y el Volvo FM.

EBS, frenos rápidos controlados electrónicamenteLos frenos de disco EBS (Sistema de Frenos Controlado Electrónicamente) ofrecen una sensación de frenado bien equilibrada y definida, combinada con una instalación de disco resistente al calor y un mantenimiento sencillo. Se caracterizan por una elevada potencia de frenado, mientras que el control electrónico da como resultado una respuesta inmensamente rápida con una reducida distancia de detención. El sistema EBS está disponible en dos programas: medio y alto. El paquete EBS medio (EBS estándar en los Volvo FL y Volvo FE) ahora se incluye de manera estándar en el mercado europeo.

CAJA DE CAMBIOS

• I-Shift • Amplia gama de cajas de cambios manuales de 9 y 14 velocidades • Caja de cambios automática Powertronic de 5 ó 6 velocidades EJE TRASERO

Transmisión de la potencia, sea cual sea la tarea de transporteEl Volvo FM está disponible con no menos de 10 ejes traseros diferentes: ejes solos y en tándem con reducción simple o de cubo. Todos los ejes traseros tienen el armazón fundido en hierro nodular, lo que se traduce en un diseño compacto con gran altura libre sobre el suelo. Los cojinetes de las ruedas no tienen necesidad de mantenimiento.El bloqueo de diferencial está instalado de manera estándar en el eje trasero. Este bloqueo aumenta la capacidad de llegar a destino cuando la superficie es resbaladiza y ofrece poca tracción. Los ejes en tándem también tienen un bloqueo de diferencial entre los ejes.

Tomas de fuerza impulsada por la caja de cambiosHay tomas de fuerza impulsadas por caja de cambios para la mayoría de las aplicaciones: revoluciones altas y revoluciones bajas con bomba hidráulica de tracción directa o de transmisión por brida. También existen variedades con transmisión doble. Todas las tomas de fuerza (PTO) tienen un diseño sólido para garantizar una prolongada vida útil.

Toma de fuerza potente para PowertronicLa transmisión Powertronic está disponible con una toma de fuerza diseñada para bombas hidráulicas de ajuste directo o tracción por eje cardán. La tracción se toma directamente del motor, desde el extremo del cigüeñal a través de la caja del amplificador de torsión de la transmisión. La toma de fuerza puede actuar con el vehículo parado o en movimiento. Hasta 850 Nm de torsión disponible.

Tracción en todas las ruedasEl Volvo FM está disponible con tracción en todas las ruedas en configuraciones 4x4 y 6x6, para un mejor funcionamiento en terrenos irregulares. Se trata de un sistema liviano

que cuenta con una caja de cambios transfer y un eje delantero motriz con reducción de cubo. La tracción en todas las ruedas puede combinarse con todos los motores de la gama FM y con cajas de cambios manuales y Powertronic.

OBSERVACIONES

1. Mala coordinación entre el operador de scooptram y operador de volquete, en cuanto a la labro de carguío.

Desventajas:

Exceso de demoras por búsqueda de scooptram.Bajo rendimiento del volquete.

2. Mal estado de las rampas.

Desventajas:

Demoras operativas.Deterioro del sistema de amortiguación.Mayor desgaste de llantas.Alto riesgo de accidentabilidad.Deterioro del motor.

3. Congestionamiento vehicular.

Desventajas:

Demoras operativas.Baja utilización.

RECOMENDACIONES

1. Mejorar la coordinación entre el conductor del volquete y el operador de scooptram.

Ventajas:

Reducción de demoras por espera de scooptram.Alto rendimiento del volquete.

2. programar mantenimientos permanentes en las rampas.

Desventajas:

Disminución de demoras operativas.Menor esfuerzo del sistema de amortiguación.Menor riesgo de accidentes.

Deterioro del motor.

RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 14)MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 15)

CAPITULO V

CONCLUSIONES

• Se pudo apreciar las diferentes etapas del método de minado de corte y relleno descendente utilizado en mina Andaychagua.

• Podemos concluir con el método de corte y relleno descendente tiene su punto débil en la utilización de cemento, que eleva el costo de este método.

• Una de las ventajas mas importantes del método es la velocidad de minado que tiene y su alta mecanización, también un bajo factor de carga.

• Este método nos permite obtener gran cantidad de toneladas de mineral en un solo disparo y tener reservas para que equipos de acarreo tengan una utilización por encima de 70 %.

• en cuanto a sostenimiento, mina Andaychagua tiene una gran mecanización en la instalación de Split Set, ya que cuenta con un BOLTEC, esta maquina puede insertar 20 Split por hora. Y en lo que se refiere a sostenimiento con shotcrete cuanta con el servicio de Mambas, que a diferencia de una Aliva puede lanzar hasta 30 m3 por hora.

• En cuanto a perforación y voladura, no existe un estándar en lo que es malla de perforación y cantidad de Kg. por frente, eso depende del operador del jumbo y de los cargadores respectivamente.

CAPITULO VI

RECOMENDACIONES

• Se debe estandarizar la utilización de una malla para la perforación horizontal, esta malla debe estar para parametrizada por la sección de la labor y la calidad de roca.

• Se debe capacitar a los cargadores en el uso de explosivo, ya que existe mucha variedad en la cantidad de cartuchos que ponen por taladros, muchas veces por asegurar el disparo. La sobre carga genera dilución, desestabilización de la labor, bajo diámetro de fragmentación y elevación de costos por explosivo, sostenimiento y acarreo de material sin valor, entre otros. Por otro lado el tener un factor de carga demasiado bajo traerá consigo el fallido del disparo, baja eficiencia, bancos y con esto sobre costo por voladura secundaria.

• Aunque la necesidad de tener frentes limpios para disparo es grande, se debe controlar la seguridad de los operadores, ya que muchas veces la empresa especializada, ya que muchas veces ellos entran a primera hora al frente exponiéndose a: gastamiento, caída de roca, choque del equipo. Lo que generaría perdidas en el proceso, en la maquina y sobre todo en la integridad física del operador.

• Se debe sostener con shotcrete en el total de la superficie de labor: hastíales y techo, ya que el trabajo del shotcrete es en forma de herradura, al sostener solo el techo y un hastial, se esta bajando la eficiencia del shotcrete.

• Se debe controlar mas la utilización de eclímetro en lo que es la perforación vertical, ya que esta es una de la razones por que se generan los bancos y la sobre rotura de las cajas.

• Se debería hacer una mejor programación de la moto niveladora, ya que existen rampas con gran peligró para los volquetes.

CAPITULO VII

MALLA DE PERFORACION HORIZONTAL UTILIZANDO EL ALGORITMO DE

HOLMBERG

DESARROLLO DE MALLA DE PERFORACION UTILIZANDO EL MODELO MATEMATICO DE HOLMBERG (MODIFICADO)

RESUMEN EJECUTIVO:

Labor BY PASSAlto m 4Ancho m 4Altura de arco m 0.5Numero de tal unid 45Cuadrantes unid 5F. Carga kg/m3 1.9F. Carga kg/tn 0.7

DATOS:

Datos generales:

Unidad minera : U.E.A – YauliMina : AndaychaguaLabor minera : by passTipo de roca : volcánicoConstante de roca : 0.4 Kg/m3Densidad : 2.57 tn/m3Sección:

Ancho : 4mAltura : 4mAltura de arco : 0.5

Datos de aceros:

Diámetro de taladros de producción = 45mmDiámetro de taladro de alivio = 102 mm

D - Contorno

Datos de perforación:

Desviación de taladros de contorno = 3°Desviación de perforación = 10mm/m (1%)Desviación del empate = 20mm/m (2%)

Datos de explosivo:

Explosivo Semexa 80% Semexa 60%Diámetro (pulg.) 1 1/8 7/8Diámetro (mm) 28.58 22.23Longitud (pulg.) 8 7Longitud (mm) 203.2 177.8Calor de explosión(MJ/kg) 4.02 3.83Volumen de gases(m3/kg) 0.916 0.936Densidad 1.18 1.12

CÁLCULOS:

Diagrama de cortes:

E - Arrastres

A-Arranqué

C - Tajeo

B - TajeosB - Tajeos

Calculo de la potencia relativa:

Potencia relativa del explosivo a usarse con respecto a dinamita LBF

85.06

1

6

5

1

0

1

0 =

+

=

V

V

Q

QSLBF

01.184.0

== LBFANFO

SS

DONDE:

SLBF = Potencia relativa a la dinamita LBF.SANFO= Potencia relativa al anfo.Q0= Calor de explosión del explosivo a usarse (MJ/kg)Q1= Calor de explosión de la dinamita LBF.V0 = Volumen de gases liberados por el explosivo a usarse (m3/kg)V1 = Volumen de gases liberados por el explosivo a usarse (m3/kg)

Calculo de la densidad de carga por explosivo (q):

62

104

−= xD

qπρ

Donde:

q = Densidad de carga (kg/m)ρ = Densidad del explosivo (kg/m3)D = Diámetro del explosivo (mm)

Explosivo diámetro(mm) q(kg/m3)Semexa 80 % 28.58 0.76Semexa 65% 22.23 0.43

Calculo del avance:

La malla de Holmberg da un avance de 95%.

mH 22.34.391.3415.0 2 =−+= φφ

( ) mn 102.00 == φφ

mxHA 06.395.0 ==

Donde:

H = Longitud de perforación (m).φ = Diámetro equivalente de alivio (mm).

φ0 = Diámetro del taladro de alivio (mm).n = Numero de taladros de alivioA = Avance (m).

SECCIÓN A: ARRANQUE

El número de cuadrantes en el arranque se determina por la siguiente regla: “El espaciamiento del último cuadrante no debería ser mayor que la raíz cuadrada del avance”.

AE ≤

Primer cuadrante:

Burden máximo (Bmax) mB 17.07.1max == φ

Burden práctico: Bp mFBBp 12.0max =−=

mHF 52.0=+= βαDonde:

F : Máxima desviación de la perforaciónα : Desviación angular (m/m)H : Longitud de perforación (m).β : Desviación en el collar o empate (m/m)

Concentración de carga mínima para el primer cuadrante: q

mkgS

cB

Bdq

ANFO

/66.01

4.0255 max

5.1

max =

−

= φφ

Donde:

q : Concentración de carga mínima (kg/m3)Bmax : Burden máximo del primer cuadrante (m).φ : Diámetro de taladro de alivio equivalente. (m)

c : Constante de roca (kg/m3)

SANFO : Potencia relativa al anfo.

La concentración mínima obtenida es de 0.66 kg/m, con lo que vemos que la dinamita Semexa de 80 % será suficiente para trabajar con todos los taladros de producción, a excepción de la voladura de contorno.Taco: T

T

Donde:

T : Longitud del taco inerte. (m)d : Diámetro del taladro de producción. (m)

Espaciamiento: E

( ) mFBE 17.02max =−=

Donde:

E : Espaciamiento del primer cuadranteBmax : Burden máximo del primer cuadrante.F : Máxima desviación de la perforación

Numero de cartuchos:

Formula de Holmberg

−=

LC

dHNCT

10

Donde:

NCT : Numero de cartuchos por taladro.H : Longitud de perforación (m).d : Diámetro del taladro d perforación (m).LC : Longitud del cartucho.

Formula modificada

En esta fórmula se le agrega un factor por atacado del explosivo, que toma en cuenta el confinamiento y el factor de acoplamiento. Los cálculos para saber el factor de atacado se presentan en el anexo 1, al final del presente informe. Además el resultado es un máximo entero debido a que el numero que se obtiene es mayor al resultado, cuando se utiliza la formula de Holmberg.

Donde:

Fa: Factor de atacamiento.

SEGUNDO CUADRANTE:

Espaciamiento con desviación: ED

( ) mFBE pD 098.021 =−=

Donde:

Bp1 : Burden practico del primer cuadrante (m)F : Máxima desviación de la perforación.q = 0.76 kg/m

Burden máximo:

mcd

SqEB ANFOD 179.0108.8 2

max =×××= −

Donde:

ED : Espaciamiento con desviación (m).q : Concentración de carga (kg/m)

Burden con respecto al espaciamiento:

DD EBE

22 max ≤≤

Burden practico:

13.0max =−= FBBp

Donde:

Bp : Burden practico del segundo cuadrante.Bmax : Burden máximo del segundo cuadrante.F : Máxima desviación de la perforación.

TACO :

T = 0.45m (la misma fórmula que en el primer cuadrante).

Espaciamiento:

mE

BE p 3.02

2 12 =

+=

Donde:

E : Espaciamiento del segundo cuadrante (m).Bp2 : Burden practico en el segundo cuadrante (m).E1 : Espaciamiento del primer cuadrante (m).

Numero de cartuchos por taladro =16 cartuchos. (se usa la misma fórmula que en el primer cuadrante).

TERCER CUADRANTE:


mFE

BE pD 32.022

22 =

−+=

Donde:

Bp2 : Burden practico del segundo cuadrante (m)E2 : Espaciamiento del segundo cuadrante (m).F : Máxima desviación de la perforación.q = 0.76 kg/m

Burden máximo:

mcd

SqEB ANFOD 32.0108.8 2

max =×××= −

Donde:


Burden practico:

mFBBp 27.0max =−=

Donde:

Bp : Burden practico del tercer cuadrante.Bmax : Burden máximo del tercer cuadrante.F : Máxima desviación de la perforación.

TACO:T = 0.45m (la misma fórmula que en el primer cuadrante).

Espaciamiento:

mE

BE p 597.02

2 23 =

+=

Donde:

E : Espaciamiento del tercer cuadrante (m).Bp3 : Burden practico en el tercer cuadrante (m).E2 : Espaciamiento del segundo cuadrante (m).

Numero de cartuchos por taladro = 16 cartuchos. (se usa la misma fórmula que en el primer cuadrante).

CUARTO CUADRANTE:


mFE

BE pD 73.022

33 =

−+=

Donde:

Bp3 : Burden practico del tercer cuadrante (m)E3 : Espaciamiento del tercer cuadrante (m).F : Máxima desviación de la perforación.q = 0.76 kg/m

Burden máximo:

mcd


max =×××= −

Donde:


Burden practico:mFBBp 44.0max =−=

Donde:

Bp : Burden practico del cuarto cuadrante.Bmax : Burden máximo del cuarto cuadrante.F : Máxima desviación de la perforación.


Espaciamiento:

mE

BE p 04.12

2 34 =

+=

Donde:

E : Espaciamiento del cuarto cuadrante (m).Bp4 : Burden practico en el cuarto cuadrante (m).E3 : Espaciamiento del tercer cuadrante (m).


QUINTO CUADRANTE:


mFE

BE pD 28.122

44 =

−+=

Donde:

Bp4 : Burden practico del cuarto cuadrante (m)E4 : Espaciamiento del cuarto cuadrante (m).F : Máxima desviación de la perforación.q = 0.76 kg/mBurden máximo:

mcd


max =××

×= −

Donde:


Burden practico:

mFBBp 6.0max =−=

Donde:

Bp : Burden practico del quinto cuadrante.Bmax : Burden máximo del quinto cuadrante.F : Máxima desviación de la perforación.


Espaciamiento:

mE

BE p 6.12

2 45 =

+=

Donde:

E : Espaciamiento del quinto cuadrante (m).Bp5 : Burden practico en el quinto cuadrante (m).E4 : Espaciamiento del cuarto cuadrante (m).


ARRASTRES:

q = 0.76 kg/mS/B = 1 (relación que debe haber entre espaciamiento y Burden)f = 1.45 (factor de fijación de la roca)c = 0.45kg/m3

Burden máximo:

( ) m

BSfc

SqB ANFO 97.09.0max =

×××

=

Donde:

q : Densidad de carga kg/mSANFO : Potencia relativa al anfo.c : Constante de roca para arrastres.f : Factor de fijaciónS/B : Relación que debe haber entre espaciamiento y Burden

Numero de taladros:

Donde:

N : Numero de arrastresAt : Ancho del túnel (m).H : Longitud perforada (m).Bmax : Burden máximo (m).

Espaciamiento:

mN

HsenoAE t 87.0

1

2 =−

+= γ

γ=3° (desviación de taladros de contorno)Espaciamiento en las esquinas:

mHsenoEE 7.00 =−= γ

Burden practico:

mFHsenoBBp 75.0=−−= γ

γ=3° (desviación de taladros de contorno)

TALADROS DE CONTORNO:

TECHO:

S/B = 0.8 relación espaciamiento BurdenK = 15 (constante).f = 1.45 factor de fijación.

Espaciamiento:

KdE =

Donde:

d = diámetro del taladro de producción.

Burden máximo:

( ) m

BSE

B 84.0max ==

Burden Práctico:

mFHsenoBBp 75.0=−−= γ

γ=3° (desviación de taladros de contorno)F = máxima desviación de la perforación.Concentración mínima de carga:

mkgdq /18.090 2 ==

Por lo tanto es suficiente con Semexa de 65 %.

Numero de taladros:

Numero de cartuchos por taladro:

PAREDES:

Área disponible:

mBBAlA PAPTtDI 62.2=−−=

S/B = 1 relación espaciamiento burdenf = 1 factor de fijación.c = 0.4 constante de roca para cuadradores.q = 0.43kg/m

Burden máximo:

( ) m

BSfc


×××

=

Burden practico:

mFHsenoBBp 72.0max =−−= γ

Numero de taladros:

Espaciamiento:

mN

AE DI 87.0==

TAJEADO B:

Ancho de arranque = 1.58 mBurden practico en las paredes = 0.72m

Área disponible:

mBEAA PPAtDI 97.02 =×−−=

S/B = 1 relación espaciamiento burdenf = 1.1 factor de fijación.c = 0.4 constante de roca para cuadradores.q = 0.76 kg/m

Burden máximo:

( ) m

BSfc


×××

=

Burden practico:

mFBBP 13.1max =−=

TAJEADO C:

Ancho de arranque = 1.58 mBurden practico arrastre = 0.72mBurden practico de techo = 0.62 m

Área disponible:

mBBEAlA PtPPAtDI 04.1=−−−=

S/B = 1 relación espaciamiento burdenf = 1.1 factor de fijación.c = 0.4 constante de roca para cuadradores.q = 0.76 kg/m

Burden máximo:

( ) m

BSfc


×××

=

Burden practico:

mFBBP 13.1max =−=

GRAFICO DE LA MALLA: DIMENSIONES

GRAFICO DE LA MALLA: SECUENCIA DE SALIDA

1,05

0,4

4

0,6

0,270,3

0,1

3

0,17

0,12

0,6

1,6

0,87

0,87 0,7

5

0,91

0,72

0,87

0,7

0,98

0,6

2

0,68

0,5

3,5

4

1,28

0,78

0,72

MODIFICACIÓN DE HOLMBERG EN EL NUMERO DE CARTUCHOS POR TALADRO:

AUTOR: MANUEL PAREDES LÓPEZ

8 16

8161 1

24 40

2440

56 56

72

72 120

9292

120

140140

140

140

140

140180

180

180 180

180

180

220220 220 220

220

220220

240 240 240 240 240240

En el presente anexo se le hace una modificación a la fórmula para encontrar el número de cartuchos por taladros que utiliza el presente modelo matemático.La presente modificación se debe al aumento de una constante, llamada: “FACTOR POR ATACAMIENTO”.

Se hace necesaria la utilización de dicho factor debido a que el autor, no toma en cuenta el porcentaje en que se reduce el cartucho al ser atacado en el taladro.Factor de acoplamiento: es la proporción en del área circular del explosivo y el área circular del taladro.

MODELO 1:

Factor de acoplamiento = 1 (es lo ideal para taladros de producción).

322

1 000130312.02032.01415.34

028.0

4mh

DV =×

=

= π

322

2 00159044.01415.34

045.0

4XmXh

DV =×

=

= π

21 VV =

mX 08193532.0=⇒

ZYX +=

%67.5912126468.0 ⇒=Z De Y

1,77

1,1

25

8

1,77

5,63 2,37

Atacado

X

Pulg.

Atacado

Y Z

Si aplicamos este factor, estaríamos elevando mucho el número de cartuchos.

MODELO 2:

Para este modelo nos basamos en los datos tomados en campo.Según datos de campo para un taladro de 3 m le ponen 16 cartuchos atacados, dejando un espacio de 30 cm. desde el último cartucho hasta el colar del taladro.

Longitud de columna de carga = 2.7m

cartm /16875.016

7.2 =⇒

Lo que quiere decir que la longitud del cartucho atacado es el 83.046 % de su longitud original.

Entonces nuestro FA = 0.83

CAPITULO VIII

ANEXOS

ANEXO 1 : RESUMEN DE DATOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA HORIZONTAL

ANEXO 2 : MODELO DE INFORME DIARIO DE PERORACION Y VOLADURA HORIZONTAL

ANEXO 3 : MALLA DE PERFORACIÓN HORIZONTAL

ANEXO 4 : RESUMEN DE DATOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA VERTICAL

ANEXO 5 : MODELO DE INFORME DIARIO DE PERORACIÓN Y VOLADURA VERTICAL

ANEXO 6 : RESUMEN DE DATOS DE ACARREO Y/O LIMPIEZA

ANEXO 7 : MODELO DE INFORME DIARIO DE ACARREO Y/O LIMPIEZA

ANEXO 8 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA HÚMEDA

ANEXO 9 : MODELO DE INFORME DIARIO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA HÚMEDA

ANEXO 10 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA SECA

ANEXO 11 : MODELO DE INFORME DIARIO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA SECA

ANEXO 12 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET

ANEXO 13 : MODELO DE INFORME DIARIO DE SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET

ANEXO 14 : RESUMEN DE DATOS DE TRANSPORTE CON VOLQUETES

ANEXO 15 : INFORME DIARIO DE TRANSPORTE CON VOLQUETES

CAPITULO IX

BIBLIOGRAFÍA

EXCAVACIÓN Y SOSTENIMIENTO DE TÚNELES DE ROCANerio H. Robles Espinoza

MANUAL PRACTICO DE VOLADURAExsa

CURSO DE MODELIZACIÓN MATEMÁTICA DE LA VOLADURA DE ROCASDr. Carlos agreda T.

DISEÑO DE VOLADURAS

Dr. Calvin J Konya

EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA: MÉTODOS Y CASOSOscar llanque Maquera, Vidal Navarro Torres, Jorge Durant Broden, Yuri Coila Choque, & Rubén Calderón.

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informe ppp andaychagua volcan

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