tesis - gob

UNIVERSIDAD NACIONAL “SANTIAGO ANTÚNEZ DE MAYOLO”

FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS GEOLOGÍA Y

METALURGIA

ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

TESIS

MODELO MATEMÁTICO DE HOLMBERG PARA

MEJORAR LA PERFORACIÓN Y VOLADURA EN LA

ZONA ALTA DE LA COMPAÑÍA MINERA LINCUNA

S.A – 2017

PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO DE MINAS

PRESENTADO POR:

Bach: VIDAL MARTINEZ CAMILO PEDRO

Bach: CORREA AYALA IBETT GABRIELA

ASESORES:

ING. JESUS GERARDO VIZCARRA ARANA

Dr. ING. JUAN ROGER QUIÑONES POMA

HUARAZ – PERÚ

2017

DEDICATORIA

A NUESTROS PADRES POR SU DEDICACION Y

ESFUERZO PARA EL LOGRO DE NUESTROS

OBJETIVOS.

Camilo Vidal.

DEDICATORIA

A DIOS Y MIS PADRES GLORIA Y LUIS Y MIS

HERMANOS POR SU APOYO Y ESFUERZO

PARA EL LOGRO DE MI FORMACIÓN

PROFESIONAL.

Ibett Correa.

AGRADECIMIENTO

Un agradecimiento sincero y verdadero a la Gerencia General y Sub Gerencia de la

COMPAÑÍA MINERA LINCUNA S.A.C. quienes nos brindaron la confianza necesaria

para emprender el desarrollo de nuestra tesis profesional.

Finalmente un agradecimiento a todos aquellos Ingenieros Docentes y personal

administrativo de la Universidad Nacional Santiago Antúnez de Mayolo por su valiosa

enseñanza y colaboración, en especial a mi Escuela Académico de Formación Profesional

de Ingeniería de Minas, donde nos formaron profesionalmente en el área de Minería.

RESUMEN

El trabajo de investigación tiene como objetivo la aplicación del Modelo Matemático de

Holmberg para mejorar la perforación y voladura en la zona alta de la Compañía Minera

Lincuna, realizando la evaluación de la operación unitaria de perforación y voladura, con

la finalidad de obtener buenos resultados en la granulometría.

Para cumplir con el objetivo mencionado, fue necesario realizar trabajos de campo,

laboratorio y gabinete. La primera etapa del estudio está orientado a la ejecución de

investigaciones básicas, con el fin de obtener la información necesaria, que permitirá

evaluar los factores principales del control de la perforación y voladura y estimar los

parámetros técnicos aplicados al diseño de la perforación y voladura. En una segunda

etapa, se integrara la información obtenida durante las investigaciones básicas, con el fin de

evaluar las condiciones de perforación y voladura, aplicando el Modelo Matemático de

Holmberg.

Mediante la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg, se llegó a mejorar la malla

de perforación y voladura en la Zona Caridad, obteniéndose los siguientes resultados, que

se detallan a continuación: Tipo de roca regular: III A, RMR: 51 – 60, la ficiencia de

voladura es 91 %, el ángulo de buzamiento es 35º, longitud: 28.28 m., inclinado, avance

por disparo: 3.10 m., factor de carga: 1. 71 kg explosivo/m³, factor de avance: 22.55

Kg/m., longitud de barra: 12 pies y Nº de taladros: 13 – 14.

PALABRAS CLAVES: Perforación y voladura, taladros de contorno, macizo rocoso,

burden.

ABSTRACT

We used the Holmberg mathematic model in order to improve the drilling and blasting in

the high areas of the Company “Minera Lincuna”. Also, we evaluated the unit operation of

drilling and blasting to get good results in granulometry.

For that, we made field, laboratory, and cabinet works. The first part of the study consisted

in the compilation of the basic information to evaluate the principal factors that control the

drilling and blasting, and to estimate the technic parameters used in the design of drilling

and blasting. In the second part, based on the previously investigation, we evaluated the

condition of the drilling and blasting using the Holmberg mathematical model.

Using the Holmberg mathematical model, we improved the drilling and blasting mesh in

the area “Zona Caridad”. We got the follow results: Regular rock type: III A; RMR: 51 –

60, blasting efficiency was 91%; angle of deep was 35°; longitude was 28.28 m; inclined;

breakthrough per shot: 3.10 m, loading factor: 1.71 kg explosive/m3; advance factor: 22.55

kg/m, bar longitude: 12 feet and N° of drills: 13-14.

Keywords: drilling and blasting, contour drills, rock mass, burden.

INTRODUCCIÓN

El presente trabajo de investigación titulado “Modelo Matemático de Holmberg para

Mejorar la Perforación y Voladura en la Zona Caridad de la Compañía Minera

Lincuna S.A. – 2017”, inicialmente se realiza el diagnóstico de la explotación

subterránea, que actualmente viene operando con diseño de mallas de perforación y

voladura de rocas de manera empírica. Esta investigación está sustentada tanto en el marco

teórico como en el práctico, a fin de implementar el Modelo Matemático de Holmberg, en

referente a lo práctico el sustento está dado por los resultados obtenidos en el diseño de la

malla de perforación y su aplicación en la Zona Caridad de Cía., Minera Lincuna S.A.

El método que se empleó en la realización de esta investigación, es una investigación

aplicada y la técnica empleada es Analítico ya que partimos de conocimientos generales

para llegar a conocimientos particulares y específicos, el procedimiento de la investigación

empleada es la Descriptiva - Explicativa, ya que ésta consiste en procesamiento,

clasificación y evaluación de la información recopilada, para así poder obtener el trabajo de

investigación y al usar estos conceptos podemos implementar el Modelo Matemático de

Holmberg para obtener una buena malla de perforación y voladura y por ende una buena

granulometría del mineral.

Para la realización de la presente tesis, se hizo investigación y recopilación de los datos más

relevantes en la Compañía Minera Lincuna, del diseño de la malla de perforación y la

voladura de rocas, así mismo se pretenden identificar las condiciones presentes en distintas

labores mineras subterráneas de operación mina.

INDICE

DEDICATORIA

AGRADECIMIENTO

RESUMEN

PALABRAS CLAVES

ABSTRACT (KEY WORDS)

INTRODUCCIÓN

ÍNDICE

CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1. ENTORNO FÍSICO 12

1.1.1. Ubicación y Acceso 12

1.1.2. Topografía 14

1.1.3. Hidrología 14

1.1.4. Geomorfología 15

1.1.5. Recursos Naturales 16

1.2. Entorno Geológico 16

1.2.1. Geología Regional 16

1.2.2. Geología Local 18

1.2.2.1 Estratigrafía en el Contexto Local 19

1.2.2.2. Holoceno 20

1.2.2.3. Rocas Metamórficas 20

1.2.3. Geología Estructural 20

1.2.3.1 Fallas 21

1.2.3.2. Estructuras Circulares 21

1.2.4. Geología Económica 23

1.2.4.1 Estimación de Reservas de Mineral 25

CAPITULO II

FUNDAMENTACIÓN

2.1. Marco Teórico 28

2.1.1. Antecedentes de la Investigación 28

2.1.2. Definición de Términos 29

2.1.3. Fundamentación Teórica 30

2.1.3.1 Programa de exploraciones diamantinas 33

2.1.3.2. Métodos de Explotación Mina 39

2.1.3.3. Corte y Relleno Ascendente Mecanizado en Breasting 42

2.1.3.4. Mina Coturcan Alto – Caridad 49

2.1.3.5. Preparación y Perforación 54

2.1.3.6. Limpieza 55

2.1.3.7. Selección del Equipo de Limpieza 55

2.1.3.8. Transporte 55

CAPITULO III

METODOLOGÍA

3.1. El Problema 58

3.1.1. Descripción de la Realidad Problemática 58

3.1.2. Planteamiento y Formulación del Problema 59

3.1.3. Objetivos 59

3.1.3.1. Objetivo General 59

3.1.3.2. Objetivos Específicos 59

3.1.4. Justificación de la Investigación 59

3.1.5. Limitaciones 60

3.1.6. Alcances de la Investigación 61

3.2. Hipótesis 61

3.3. Variables 61

3.3.1 Variable Independiente 61

3.3.2 Variable Independiente 61

3.4. Diseño de la Investigación 61

3.4.1. Tipo de Investigación 62

3.4.2. Población y Muestra 62

3.4.2.1. Población 62

3.4.2.2. Muestra 62

3.4.3. Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos 62

3.4.4. Forma de Tratamiento de los Datos 63

CAPITULO IV

RESULTADO DE LA INVESTIGACIÓN

4.1. Descripción de la Realidad y Procesamiento de Datos 64

4.1.1 Diseño de los Parámetros de Perforación y Voladura Según Holmberg 66

4.2. Análisis e Interpretación de la Información 78

4.3. Discusión de los Resultados 80

4.4. Aportes del Tesista 81

CAPITULO V

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

5.1. Conclusiones 82

5.2. Recomendaciones 83

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

ANEXOS.

12

CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1. ENTORNO FÍSICO.

1.1.1. Ubicación y Acceso.

La Unidad Minera Lincuna S.A, se encuentra ubica en el Distrito de Aija,

Provincia de Aija, Departamento de Ancash.

La zona de estudio, tiene la siguiente ubicación:

Distritos : Ticapampa y Aija

Provincias : Recuay y Aija

Departamento : Ancash

El campamento de Hércules tiene las siguientes coordenadas:

Coordenadas Geográficas Coordenadas UTM

Longitud Oeste : 77° 33´ Este: 219565

Latitud Sur : 90° 46 Norte: 8919502

Altitud : 4,160 m.s.n.m

13

Figura Nº 01: Mapa de Ubicación.

Fuente: Informe Anual 2017, Cía. Minera Lincuna S.A.

Las vías de comunicación, son:

CARRETERA

Lima-Ticapampa : 375 Km 5 horas

Ticapampa-Hércules : 30 Km 1 hora (carro).

Huaraz, capital del Departamento, está al Noreste de Ticapampa. La

carretera, que une Lima con Huaraz, es una pista asfaltada; mientras la

que une Ticapampa con Hércules es afirmada.

14

1.1.2. Topografía

Se encuentran sobre los terrenos de la Cordillera Negra. En la parte Sur de la

Región Ancash en el ramal Occidental de la Cordillera de los Andes, está

constituida por dos Subramales, los cuales son: la Cordillera Blanca al lado

Oriental y la Cordillera Negra en la parte Occidental, divididas por el valle del

río Santa o Callejón de Huaylas. Los Subramales Oriental y Occidental del

sector Centro-Norte de la Cordillera Occidental de los Andes corren paralelos en

dirección Sudeste – Noroeste.

La Cordillera Negra es llamada así porque las elevaciones que los constituyen no

están cubiertas de nieve. La zona de la Cordillera Negra donde se encuentran las

concesiones mineras que se estudian, tienen una altura en la parte contigua a la

Mina Hércules de 4,000 m.s.n.m y las cúspides tienen una altura de 4,770

m.s.n.m, donde se sitúa la Minera Lincuna y cercanamente la Planta

Concentradora de Minerales.

1.1.3 Hidrología

La hidrología comprende las concesiones Alianza N°1, Alianza N°10 y

Acumulación Alianza N°15, ubicadas en las provincias Recuay y Aija, Región

Ancash.

Desde el punto de vista hidrográfico, las concesiones se ubican en las

microcuencas de las quebradas Sipchoc, Concush, Cashacancha, Jinchis, y

Llacsha, en la vertiente oriental y quebradas Hércules y Pallca.

El Proyecto Huancapetí, desde el punto de vista hidrográfico, se inscribe tanto

en la vertiente occidental como oriental de la Cordillera Negra. Involucra las

siguientes Sub cuencas:

a) Por la vertiente Occidental:

• Sub cuenca Quebrada Santiago-Cuenca del Río Huarmey Micro cuencas:

• Quebrada Pallca

• Quebrada Santa Rosa

15

• Quebrada Hércules

b) Por la vertiente Oriental:

• Sub cuenca Quebrada Sipchos-Cuenca del Río Santa.

• Sub cuenca Quebrada Sincune-Cuenca del Río Santa.

• Sub cuenca Quebrada Chiriac -Cuenca del Río Santa.

• Sub Cuenca Quebrada Casacancha-Cuenca del Río Santa.

• Sub Cuenca Quebrada Collaragra-Cuenca del Río Santa.

1.1.4. Geomorfología.

La geomorfología en esta región, corresponde al sector Occidental de la

Cordillera de los Andes, del Perú, como resultado de la interacción de factores

asociados a la “geodinámica interna y externa” entre ellos fundamentalmente “el

vulcanismo asociado a la tectónica andina, la litología y la inter-acción de los

agentes meteóricos”.

La unidad geomorfológica predominante en esta región es la “Cordillera de los

Andes”, donde el agente geológico responsable del modelado actual es la acción

de los glaciares. Esta unidad geomorfológica presenta una de las elevaciones

más altas dentro del territorio Peruano alcanzando alturas hasta los 6768

(Huascarán) m.s.n.m.

Las morfologías más características en el área de estudio corresponden a los

depósitos de morrenas laterales asociados a antiguas lenguas glaciales y también

la morfología típica de valle en “U” , con afloramientos rocosos escarpados en

los sectores altos, morfologías agrestes y superficies un tanto suavizadas en

sectores más bajos. En general la zona de interés se caracteriza por presentar un

típico modelado glaciar con valles de sección transversal en forma de “U”,

tapizados por “Depósitos morrénicos, Fluvio–aluviales y Suelos residuales”.

16

1.1.5. Recursos Naturales.

Flora

Esta zona por su ubicación geográfica, y su Piso Altitudinal; Puna Tropical.

En altitudes cercanas a los 3500 msnm la vegetación se caracteriza por la

presencia de arbustos y gramíneas tales como los quisuares, retamas, cactus,

otros; huaman pinta, ancosh, etc. Gran cantidad de pastizales alto andinos,

entre los cuales tenemos a: ichu, Poá, Calamagrostis vicugnarum, etc.

También se han podido encontrar en estos ecosistemas otras especies

vegetales como: Opuntia íloccosa, Ageratina azangaroenzis, Aciachne

pulvinata, Bomarea dulcis. No existen Áreas Naturales Protegidas o Especies

vegetales raras, amenazadas o en peligro: D.S. N° 043-2006-AG. Vulnerable:

Perezia coerulescens "contrahierba, valeriana" Gentianella thyrsoidea

"japallan shacu", siete sabios; así como variedades de hierbas medicinales.

Abundan áreas verdes, las que se presentan alrededor de la zona minera.

Fauna

El área circundante a esta actividad minera, presenta variedades de fauna, así

como ovino, vacuno y porcino. Se menciona también la crianza de animales

menores como: el cuye, gallinas, conejos. Las fuentes de agua de tamaño

mediano como lagunas se encuentran aves como: Anas versicolor puna "pato

de la puna", Chloephaga melonoptera "huallata, huachua", Calidris melanoto

"playero pectoral", Larus serranus "gaviota andina", pero en un número

reducido. También se encuentran insectos acuáticos y renacuajos.

1.2. Entorno Geológico.

1.2.1. Geología Regional

La geología Regional está definido por la “Cordillera de los Andes”, que

constituye una unidad definida “geográfica, geomorfológica y geológicamente”.

En esta unidad se reconocen los Intrusivos Terciarios correspondientes a cuerpos

porfiríticos compuestos por Dacitas y Riodacitas. Además se presenta el Grupo

Calipuy, el cual se encuentra distribuido a lo largo de la “Cordillera Negra”

17

conformando la parte más elevada, emplazado como una franja de rumbo “NW -

SE”, con un ancho variable entre los 25 a 40 Kilómetros. Debido a la

profundidad de los valles transversales correspondientes a los principales ríos

como el Pativilca, Fortaleza, Aija y Pira, su límite oriental en gran parte lo

constituye el río Santa; sin embargo, existen afloramientos de éste Grupo en el

extremo Sur de la Cordillera Blanca y en la Cordillera de Huayhuash, la

potencia del Calipuy según escritos (INGEMMET) es aproximadamente 2000

metros y en algunos lugares hasta 3000 metros de estratos volcánicos variados,

los cuales principalmente se constituyen de rocas piroclásticas gruesas de

composición Andesítica; también es necesario precisar que son abundantes las

lavas Andesíticas e Ignimbritas Dacíticas. La secuencia es extremadamente

variable, de manera que una sección medida en cualquier localidad tiene poca

semejanza a otra medida en cualquier otro lugar.

Cuadro 01: Comparación Edad Cenozoico y Mesozoico


ERA SISTEMA SERIE UNIDADES

LITAESTRATIGRAFICA ROCAS

INTRUSIRAS

CENOZOICO

CUATERNARIO HOLOCENO

Yacimientos fluvioglaciares Yacimientos glaciales Yacimientos Aluviales Yacimientos Coluviales

Inconformidad angular

Granodiorita Tonalita

Gabro tonalita

Granodiorita

TERCIARIO

Plioceno

Formación Yungay

Volcánico Calipuy Inconformidad Angular

Mioceno

Oligoceno

Eoceno Paleoceno

MESOZOICO CRETACEO

Superior

Formaciones Pariahuanca,

Chulec y Pariatambo Grupo Goyllarisquizga Formaciones Farrat, Carhuaz y Santa

Formación Chimú Formación Oyón Inferior

Jurasico Superior Formación Chicama

18

Así mismo a nivel Regional estratigráficamente el Grupo Calipuy descansa con

gran discordancia sobre todas las formaciones mesozoicas. Siendo la unidad más

joven la Formación Casapalca y la Formación Chicama la más antigua. Se

presume que el Grupo Calipuy, fue emplazado después de los periodos de

plegamiento, erosión y levantamiento que afectaron a las unidades anteriores y

que culminaron con una amplia superficie de erosión.

En el contexto Regional, existen ocasionales depósitos sedimentarios dentro del

Grupo Calipuy los cuales fueron depositados en lagunas de agua fresca. Ellos

usualmente se constituyen de lutitas y areniscas. Estratigráficamente es conocido

que los depósitos del Grupo del Calipuy descansan sobre una superficie de

erosión bien desarrollada, en este contexto es presumible que pertenezca al

Cenozoico. Ha sido demostrado que el Grupo Calipuy, se extiende desde el

Eoceno al Mioceno y que el plegamiento de los estratos subyacentes y el

desarrollo de la superficie de erosión se llevó a cabo durante el Paleoceno.

El Grupo Calipuy ha sido reconocido por diferentes autores, tanto en el norte

como en el centro del Perú y está representado por las Formaciones Tembladera,

Llama y Porculla en el norte del Perú, se le correlaciona con la Formación

Yantac en el centro del Perú y como parte de los Grupos Toquepala y Tacaza en

el sur del Perú.

1.2.2. Geología Local

La presente información está referida al cartografiado “litológico-estructural”

correspondiente a los alrededores de la Quebrada Hércules, donde

principalmente se emplaza la mineralización de las estructuras “Hércules y

Coturcan”, las cuales están asociadas a las fases mineralizantes de los

volcánicos del Grupo Calipuy de edad “Oligoceno-Mioceno (Paleógeno)”,

típicamente representadas por “flujos lávicos” de composición andesítica y en

menor proporción flujos piroclásticos. También es necesario precisar en el

área evaluada la ocurrencia de pequeños apófisis de cuerpos porfiríticos de

19

composición dacítica: Descripción petrográfica macroscópica). La columna

estratigráfica conceptual en el contexto local, está representada por las

siguientes unidades litológicas.

1.2.2.1 Estratigrafía en el Contexto Local

Andesita piroclásticas.- Corresponde a un flujo piroclástico de

composición andesítica, el que presenta una textura porfirítica con

abundante presencia de plagioclasas desarrolladas en una matriz

microfanerítica de coloración gris violácea a verduzca. Las morfologías de

los cristales de plagioclasas son mayormente sub-hedrales debido al

fracturamiento de los mismos, y heterométricos. El afloramiento se

observa como una ventana, restringido al área de las lagunas al sur de la

quebrada Hércules, enmarcado y delimitado por el volcánico andesítico

suprayacente. Su afloramiento es de morfologías prominentes y masivas,

debido al alto grado de cementación de la roca. Presenta marcado

fracturamiento vertical.

Volcánico andesítico inferior.- Corresponde a flujos lávicos de

composición andesítica, con texturas mayormente afaníticas a porfiríticas,

de coloraciones verdosas a grisáceas. Las rocas están conformadas en su

mayoría por cristales de plagioclasas euhedrales. Presenta morfologías

agrestes, con sectores escarpados, sin embargo sus superficies de

afloramiento tienden a ser algo redondeadas. Se reconoce en todo el

afloramiento la pseudo-estratificación, con ángulos bajos y con direcciones

variadas. Aflora en el sector occidental.

Volcánico andesítico superior.- Similar que la unidad anterior,

corresponde a flujos lávicos andesíticos intercalados en menor

proporción con niveles piroclásticos andesíticos y dacíticos bien

consolidados. Estas rocas piroclásticas se caracterizan por presentar matriz

de coloración violácea a grisácea, en muchos casos leucócrata, con clastos

20

angulosos a subredondeados andesíticos de texturas porfiríticas, además de

clastos angulosos de tobas. Sus composiciones van de dacitas a andesitas.

A la base de esta unidad se presentan niveles gruesos de brechas

piroclásticas de soporte de clastos (foto: 002), heterométricas, y con

tamaño máximo de clastos de 25 cm de diámetro. Presentan pseudo-

estratificación marcada, con ángulos variados según topografía. Además el

fracturamiento le otorga una morfología abrupta y escarpada, con ciertos

sectores más suaves (foto: 003). Se reconoce en el sector oriental del área

de estudio con contacto marcado sobre la unidad anterior descrita.

Pórfido dacítico.- Pequeñas apófisis de cuerpos hipabisales de texturas

porfiríticas han sido reconocidas afectando a la unidad volcánica

andesítica inferior. Es posible que corresponda a un cuerpo dómico mayor,

emplazado a una mayor profundidad. Aflora en el flanco izquierdo aguas

abajo de la quebrada Hércules.

1.2.2.2. Holoceno

Q-glacial.- Depósitos morrénicos están presentes en todo el área, sobre las

laderas y también sobre el mismo valle, dando la morfología de valle

glacial en “U”. Estos presentan granulometrías finas.

Q-aluvial.- Desarrollados sobre las quebradas, las que además están

asociadas a drenaje de lagunas en algunos sectores, cubren poca área

superficial.

1.2.2.3. Rocas Metamórficas

En el lugar donde se encuentra la mineralización Lincuna no se encuentra

rocas metamórficas.

1.2.3. Geología Estructural.

Dentro la Cordillera Negra se define tres tipos de estructuras: Fallas y

estructuras circulares

21

1.2.3.1 Fallas.- Están divididas en dos sistemas.

1. Sistema Andino de dirección NW-SE corresponden a fallas regionales

que han controlados la evolución andina y la geodinámica de las cuencas

del Mesozoico.

2. Sistema de fallas de dirección NE_SW se encuentra entre los sistemas de

fallas Huanllac-Churin y Huaraz-Recuay. Aparentemente se trata de

fallas de cizalla originada por el movimiento transcurrente de las fallas de

rumbo andino.

1.2.3.2. Estructuras Circulares.

Están alineadas según una dirección NW-SE. Se encuentra principalmente

entre el sistema de fallas Huaraz-Recuay y el sistema de fallas de Huanllac-

Churin y corresponde a centros volcánicos que fueron fuentes de emisión de

la lavas del arco magmático del grupo Calipuy.

Las estructuras circulares presentan una elongación NE-SW y que se habrían

emplazado a través de las fallas tensionales desarrolladas dentro una zona de

cizalla transcurente con movimiento dextral, cuyo dirección de esfuerzos de

la región Cajamarca para la misma época, donde se emplazaron los

importantes yacimientos de Yanacocha, El Galeno, Michiquillay y Minas

Conga.

Hay dos estructuras principales Centro Volcánico Hércules y el Stock

Collaracra.

a) Centro Volcánico Hércules.- Está ubicado en el cerro Tarugo y está

limitado por las quebradas Carán y Hércules. De él han salido lavas

andesíticas y brechas piroclásticas que reposan en discordancia angular

sobre las rocas Cretáceas y los volcánicos Calipuy.

22

Dentro de la estructura semicircular se emplazó el Pórfido Tarugo de

composición dacítica, en el probable foco volcánico y el Pórfido

Pincullo. Alrededor del centro volcánico se emplazaron otros pequeños

stocks como la Dacita Hércules (comúnmente conocida como Tufo

Hércules), en el cerro Pucara, de donde salen diques al norte y al sur; el

Pórfido Huancapeti emplazado casi en el borde de la fractura circular, el

Pórfido Bellota Maguiña, al oeste de la confluencia de las quebradas

Hércules y Carán; el Pórfido Señor de Burgos y el Pórfido Olga, los tres

últimos de composición similar al de Tarugo.

Los impulsos magmáticos dentro del centro volcánico determinaron el

modelo del fracturamiento principal, que son fracturas del rumbo N 30°

W, principalmente en los contactos del dique Dacítico (tufo), que

fueron afectadas por el fallamiento principal tipo Tarugo, Wilson, con

el cual se asocian un sistema de fracturas conjugado tipo Huancapeti.

Fracturas tensiónales tipo Nebraska, Carpa, Félix II, San Arturo, Santa

Deda, Lorena, etc. Están fuera del centro volcánico y tienen un modelo

groseramente radial.

Las fallas Señor de Burgos, Hércules, Tucto, de rumbo N-E, desplazan

a las fracturas NW-SE en el sentido dextrógiro. A lo largo de la falla

Hércules hay pequeños cuerpos intrusivos de brecha, turmalina, cuarzo,

pirita.

b) Stock Collaracra.-Está ubicada en el cerro del mismo nombre, el

cuerpo principal está a ambos lados de la quebrada Ismopata, tiene una

forma más o menos circular, de él salen numerosos diques y diques

capas (sills), que se extienden hacia Jinchis y Florida, este stock es

porfiritico y de composición dacitica , está emplazado en los volcánicos

Calipuy.

23

Los sistemas principales de vetas presentan dirección “NW -SE”, los

que estarían asociados a una tectónica inicial. La tectónica posterior ha

desarrollado en el sector dos sistemas principales de fallas:

La principal que tiene una orientación “NE-SW” que corresponde a

la quebrada principal “Quebrada Hércules” de movimiento de

rumbo sinextral.

Posteriormente al sistema principal (Quebrada Hércules) se

desarrolló el sistema con dirección “NW”.

El primer sistema está asociado a un intenso diaclasa miento vertical

presente en toda la zona de estudio de dirección “E-NE”. El otro

sistema de diaclasa miento de menor desarrollo y de pendiente

vertical corresponde a dirección “W -NW”. Por otro lado la marcada

“pseudo-estratificación de bajo ángulo” desarrolla superficies de

debilidad en toda la zona.

1.2.4. Geología Económica.

Los depósitos minerales son de origen hidrotermal del tipo de vetas de relleno y

de reemplazamiento de fracturas en rocas volcánicas e intrusivas. La

mineralización es principalmente plata – plomo – zinc – cobre, con galena

argentífera, esfalerita, calcopirita, jamesonita, tetraedrita, etc., en ganga se tiene

al cuarzo, sílice, pirita, arsenopirita, calcita.

Hay dos sistemas principales de afloramientos en vetas:

Sistema Hércules.- Rumbo N 30° W, buzamiento 45° NE, longitudes de 1 a 4

km; vetas: Hércules, Coturcán, Santa Deda.

Sistema Tarugo.- Rumbo promedio N 30°- 35°° E, buzamiento 80° NW – SW

con longitudes de 500 a 20000 mts Vetas: Tarugo, Huancapeti, Carpa,

Wilson, Tucto, Collaracra, Florida.

Para todos los bloques con potencias inferiores a 2.00 m, se considera un factor

de dilución del 10 %, se considera un ancho mínimo de minado o tajeado de

24

1.50m para las vetas Hércules A y Coturcán; 1.20 m para otras vetas. En el caso

de las leyes de ensayos son castigadas por un factor proveniente de dividir la

potencia de ensayos entre el ancho de minado, es decir por el factor de dilución.

Algunos bloques de mineral en la veta Hércules A no han sido diluidos ni sus

leyes castigadas por las siguientes razones:

Se cubica como veta, la preparación muestra que es un cuerpo de mineral, se

gana en ancho (tonelaje) y también en ley.

En los cuerpos de mineral, generalmente no se explota la parte pegada al

techo, por problemas de sostenimiento. Con esto se reduce el ancho de la

mineralización y se evita introducir la dilución.

En los cuerpos limitados por las vetas Manto 2 y Hércules A, la explotación

está limitada por estos planos; se dejan pilares mineralizados, que reducen el

tonelaje, compensando el tonelaje adicional por dilución.

Hay muchos castigos por leyes altas, durante la explotación generalmente

aumentan las leyes debido a la erraticidad de la mineralización. Por este

motivo se evita en lo posible castigar las leyes de ensayos por errores de

muestreo o de ensayos, principalmente en los cuerpos. Las leyes de

producción de los bloques de mineral lo confirman.

Las alturas indicadas son máximas para bloques probados, medidos en un plano

vertical, para efectos de cálculo, ellos se reducen a la distancia inclinada. Los

bloques probables pueden tener igual o menor altura de acuerdo al criterio

geológico.

La altura mínima es de 10 m., y la longitud mínima mineralizada es de 15 m.

25

Cuadro 02: Altura de Bloques de Mineral – Bloques probados.

Veta Longitud mineralización Altura

Hercules A

20m – 100m 35m

100m -500m 50m

Más de 500m 65m

Manto 2

Menos de 20m 12m

20m – 50m 14m

50m – 100m 20m

Más de 100m 28m

Coturcan

Menos de 20m 10m

20m – 100m 25m

100m – 300m 50m

Más de 300m 60m


1.2.4.1 Estimación de Reservas de Mineral.

En los cuadros siguientes se indican la estimación de mineral en las

distintas zonas (minas), de la Cia., Minera Lincuna.

28

Cuadro 03: Reservas de Mineral

Cuadro 04: Reservas de Mineral

TIPO DE RECURSOS TMS ANCHO Ag

Oz/TM %Pb %Zn

US$

DILUIDO Equiv

Recurso Indicado 961,228 2.49 2.64 1.45 1.76 47.82

Recurso Inferido 2,365,544 2.66 2.44 1.22 1.70 34.77

TOTAL RECURSOS M-I-I 3,326,772 2.61 2.50 1.28 1.71 44.69


US$

ANCHO Ag Oz/TM %Pb %Zn Equiv

Probado 50,525 1.62 2.76 1.48 2.65 55.34

Probable 52,381 1.61 2.73 1.68 2.76 57.82

TOTAL 102,906 1.61 2.74 1.58 2.71 56.60

Probado 73,694 2.33 4.63 3.45 2.98 91.89

Probable 43,154 2.62 5.46 4.38 3.40 110.59

TOTAL 116,848 2.44 4.96 3.82 3.15 99.31

Probado 34,110 4.12 4.28 1.33 1.42 57.45

Probable 32,300 4.25 4.20 1.33 1.43 56.88

TOTAL 66,410 4.18 4.24 1.33 1.42 57.17

Probado 1,200 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15

Probable 1,200 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15

TOTAL 2,400 1.20 2.89 1.81 2.87 61.15

Probado 74,518 1.40 4.89 2.09 2.60 78.08

Probable 74,181 1.34 5.30 1.61 2.00 72.49

TOTAL 148,699 1.37 5.09 1.86 2.31 75.35

Probado 0 5.00 2.37 1.61 1.09 42.46

Probable 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

TOTAL 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

437,263 2.14 4.37 2.25 2.37 73.87

RESERVAS DE MINERAL

JAN

INE

CUERPO

TOTAL RESERVAS

HER

CULE

S HERCULES A

MANTO 2CO

TURC

AN

CARI

DA

D

HUANCAPETI

COTURCAN

COTURCAN

TECHO

MINA TMSPROMEDIOS DILUIDOS

VETA CATEGORIA

27

Cuadro 05: Calculo de Recurso Tarugo


Cuadro 06: Resumen general de reservas y recursos

RESUMEN GENERAL DE RESERVAS Y RECURSOS

TIPO DE RESERVAS TMS ANCHO

Ag Oz/TM %Pb %Zn US$

DILUIDO Equiv

TOTAL RESERVA 437,263 2.14 4.37 2.25 2.37 73.87

TOTAL RECURSOS -I-I 3,326,772 2.61 2.50 1.28 1.71 44.69

TOTAL RECURSO TARUGO 506,787 1.77 1.62 1.65 41.59

TOTAL GENERAL 4,270,822 2.60 1.42 1.77 47.31


Ag Pb Zn Cu Au As

oz/TM % % % gr/TC %

RECURSOS 1 1.94 1.79 1.65 0.04 0.44 1.98 44.72 357,342 692,527

RECURSOS 2 1.62 1.46 1.57 0.02 0.17 1.18 38.37 28,394 46,102

RECURSOS 3 1.21 1.09 1.61 0.02 0.27 1.38 31.76 80,308 97,204

RECURSOS 4 1.48 1.21 1.72 0.02 0.33 1.91 35.83 40,743 60,293

1.77 1.62 1.65 0.03 0.39 1.83 41.59 506,787 896,125

Ley Promedio

T.M.US$TIPO BLOCK NºOz Ag

TOTAL

CALCULO DE RECURSOS TARUGO - OCTUBRE 2016

28

CAPITULO II

FUNDAMENTACIÓN.

2.1. Marco Teórico.

2.1.1. Antecedentes de la Investigación

El investigador ROGER HOLMBERG basándose en los estudios presentados

por los investigadores LANGEFORS y KIHILSTROM (1963) y

GUSTAFSSON (1973), presenta un modelo matemático para diseñar una

malla de perforación y voladura, para frentes y galerías en obras subterráneas.

También LILLY (1986 - 1992), en su investigación de índice de volabilidad,

considera parámetros geomecánicos para el cálculo de factor de carga en

voladuras de tajo. Al modificar su cuadro de parámetros geomecánicos de

LILLY con parámetros geomecánicos del RMR BIENIAWSKI (1976) y el

GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE HOEK Y MARINOS (2000) más

conocido como GSI, se genera un nuevo cuadro para labores subterráneas.

(Santa Orellana).

Con la aplicación del presente trabajo en la Zona de Caridad de la Compañía

Minmera Lincuna se observó las mejoras en perforación y voladura, bajo la

29

evaluación de principales factores determinadas y así estimar los parámetros

técnicos mejorando la eficiencia de voladura a 91 %, mediante una óptima

distribución de energía en el macizo rocoso en la zona de Caridad.

2.1.2. Definición de Términos.

Burden: Se define como la distancia más corta al punto de alivio al momento

que el barreno detona , es uno de los factores más importantes en el diseño de

la tronadura ,el efecto de la variación del burden en general es mucho mayor

que las otras variables.

Discontinuidades: Planos de fracturas que afectan a la continuidad de la

roca, como fallas, estratos, diaclasas, etc.

Diseño de malla de perforación: Es la distancia perpendicular hacia la cara

libre de la roca.

Espaciamiento: Es la distancia de taladro a taladro.

Excavación: Es un proceso de remoción de material de suelo o roca de un

lugar y transportarlo a otro. La excavación incluye operaciones de prforacion,

voladura, ruptura, carga y transporte en superficie o bajo tierra.

Explosivos: Clasificación Cinética o Energética

Explotación de una mina: Los métodos de explotación se definen como una

forma geométrica usada para explotar un determinado yacimiento. Se

fundamenta en el análisis de las condiciones geológicas, geométricas e

hidrogeológicas y el estudio geomecánico.

Geomecánica: Ciencia teórica y aplicada que se encarga del estudio del

comportamiento mecánico de la roca y de las fuerzas inducidas como

resultado de una excavación subterránea, dando una solución más favorable al

problema de sostenimiento en las labores mineras.

Macizo rocoso: Es el conjunto de matriz rocosa y discontinuidades, este le

confiere un carácter heterogéneo y un comportamiento no continuo,

condicionado por la naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de

discontinuidad, y condiciona su comportamiento geoemecánico e hidráulico.

Roca intacta: También llamada matriz rocosa, es el material rocoso exento

de discontinuidades, o los bloques de roca intacta que quedan entre ellas.

30

2.1.3. Fundamentación Teórica.

Según Quispe Gaspar, Jhon Edison (2014) "EL MODELO MATEMÁTICO

DE HOLMBERG COMO ALTERNATIVA EN El DISEÑO DE MALLAS

DE PERFORACIÓN PARA OPTIMIZAR LA VOLADURA

SUBTERRANEA EN LA CIA. MINERA CASAPALCA S.A., es realizada

para ejecutar diseños óptimos sin la necesidad de realizar muchas pruebas de

campo, en el diseño de malla realizado, se logra el avance con un 95 %., con

el diseño de malla de perforación y voladura subterránea, se optimiza

favorablemente con la aplicación del modelo matemático de Holmberg. Este

trabajo de investigación demuestra que en el diseño de malla de perforación y

voladura subterránea se aplica el modelo matemático de Holmberg para

calcular el burden.

Para el diseño se utilizó los parámetros de perforación (diámetro del taladro,

diámetro de alivio, longitud de taladro, longitud de carga, taco, desviación de

perforación). En parámetro de explosivo (densidad, velocidad, presión de

detonación, y dimensiones del explosivo) y en parámetro de roca (resistencia

de la roca o minera y RQD). Que se usaron para calcular el burden y

espaciamiento en el diseño de mallas, estos datos son obtenidos in situ de la

mina, para la perforación con equipo Jumbo.

Según el Instituto Tecnológico Geo Minero de España, la perforación de

rocas dentro del campo de las voladuras es la primera operación que se realiza

y tiene como finalidad abrir unos huecos con la distribución y geometría

adecuada dentro de los macizos donde alojar a las cargas de explosivo y sus

accesorios iniciadores.

Loa sistemas de penetración de la roca que han sido desarrollados y

clasificados por orden de aplicación son:

1. Mecánicos: Percusión, rotación y roto percusión.

2. Térmicos: Soplete o lanza térmica, plasma, fluido caliente y

congelación.

31

3. Hidráulicos: Chorro de agua, erosión y cavitación.

4. Sónicos: Vibración de alta frecuencia.

5. Químicos: Micro voladura y disolución.

6. Eléctricos: Arco eléctrico e inducción magnética.

7. Sísmicos: Rayo láser.

8. Nucleares: Fusión y fisión.

A pesar de la enorme variedad de sistemas de posible penetración de la roca

en minería y obra pública la perforación se realiza actualmente de una forma

casi general utilizando la energía mecánica.

Los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son: la

perforadora que es la fuente de energía mecánica, el varillaje que es el medio

de transmisión de esa energía la boca que es útil que ejerce sobre la roca

dicha energía y el fluido de barrido que efectúa la limpieza y evacuación del

detrito producido.

Según ROBERT ANTONIO LOZA CARAZAS, la APLICACIÓN DEL

METODO DE HOLMBERG PARA EL MEJORAMIENTO DE LA MALLA

DE VOLADURA EN LA EMPRESA MINERA AURIFERA RETAMAS

S.A., mejora la malla de voladura e implica la ejecución de una investigación

que involucra la cantidad máxima de variables, y las condiciones

geomecánicas, lo cual permite optimizar la distribución de energía, con

mucha más precisión que de manera común o empleando otros modelos

matemáticos, porque la voladura es muy importante dentro de la operación

minera, el método consiste en calcular el burden basándose en las

clasificaciones geomecánicas de la roca (RQD, RMR o GSI). Dentro de las

variables más importantes tenemos las características del macizo rocoso,

geometría del disparo y el tipo de explosivo a utilizar.

Según, Churata Mamani Josué, el Diseño de Malla de Perforación y Voladura

Aplicando el Modelo Matemático de Areas de Influencia en la Empresa

Minera Marsa, es una de las principales operaciones en la actividad que

32

utiliza diferentes diseños, estos basados en diversos modelos matemáticos

planteados, pero aun hoy en día existen fallas en la voladura que deben de ser

superadas.

En la empresa minera, en la zona de Chilca Bajo por mes se registra un

promedio de 25 tiros soplados, 5 tiros cortados, 3 tiros anillados, 30 casos de

taqueo, en vista de este problema que genera pérdidas económicas es que se

propone implementar un nuevo diseño de malla tomando en cuenta más

parámetros para mejorar la voladura y lograr mejores resultados. A través de

una investigación minuciosa podremos conocer a fondo las buenas y malas

prácticas en la empresa minera y a partir de ello mejorar la situación actual.

Una de las operaciones en minería es la voladura que es la forma en que se

apertura labores de acceso hacia un yacimiento económico para

posteriormente proceder a explotarlas, por lo cual se busca la mejora continua

en la perforación y voladura; en el diseño de la perforación y voladura, las

características físicas, químicas y mecánicas de las rocas, así como la

estratigrafía y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel

importante pues permiten conocer la energía necesaria para romper dicho

macizo. Actualmente, solo hay teorías o métodos con modelos matemáticos

que enseñan a diseñar mallas de perforación en voladura subterránea y que

tienen limitaciones para su aplicación, tal como:

• El método de Roger Holmberg; Para diseño de malla en túneles.

• Predicción granulométrica Kuz Ram.

• La teoría de la comminución; para diseño de malla en rampas.

• Métodos empíricos, que calculan número de taladros.

Según, Jorge Luis Flores Quispe (2010), la Generación de la Malla de

Perforación en el Diseño de la Voladura en la Cía., Alpamarca, utilizando los

Modelos Matemáticos para el Cálculo del Burden; es sin lugar a duda un

33

modelo que se asemeja a la realidad en voladura de rocas, debido a que toma

en consideración aparte de parámetros geométricos, parámetros

geomecanicos, parámetros de los explosivos tanto físicos, químicos,

fisicoquímicos y parámetros de tiempo. Cabe recalcar que este modelo no es

el único, ya que investigadores pioneros como Ash, Anderson, generaron sus

propios modelos, pero estos modelos son algo deficientes ya que solo

consideran pero estos modelos son algo deficientes ya que solo consideran

parámetros geométricos.

Asi mismo debido a la gran heterogeneidad que presenta el macizo rocoso de

Alpàmarca, esto es: fallas, familias de discontinuidades, tipos de roca, etc.,

por eso es necesario un proceso continuo de ensayos y análisis que llevara a

un ajuste, por tanto Alpamarca es un yacimiento de tipo hidrotermal, donde

el mineral se encuentra en la falla Alpamarca, emplazado sobre margas rojas,

grises y calizas silisificadas como caja techo y piso, con un RQD, según el

EIAsd de 25 % - 60 %.

2.1.3.1 Programa de exploraciones diamantinas.

La Cía. Minera Lincuna dentro de sus exploraciones considera un programa

anual de 5000 mts con perforación diamantina, con la finalidad de reconocer

las vetas Coturcán y Coturcán Techo en profundidad, en la Mina Hércules el

cuerpo Giovanna para delimitarlo y evaluar su contenido metálico. (Ver

cuadros adjuntos, donde se muestra los programas de perforación

diamantina).

28

Cuadro 07: Programación de Perforación Diamantina


VETA BLOCK CATEGORIA ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC

HÉRCULES C.C-8.20 -7° 55 HÉRCULES 8-070A INFERIDO 55

HÉRCULES C.C-8.20 -25° 55 HÉRCULES 8-4C INDICADO 55

HÉRCULES RP-8.20 Hrz 90 HÉRCULES 8-070A INFERIDO 90

HÉRCULES RP-8.20 -10° 90 HÉRCULES 8-4C INDICADO 90

HÉRCULES XC-800 (FR-2) -28° 60 HÉRCULES 8-4C INDICADO 60

HÉRCULES RP-8.20 -20° 60 HÉRCULES 8-4D MEDIDO 60

HÉRCULES FR-2M Hrz 60 HÉRCULES NO. CUB. EXPLORACIÓN 60



HÉRCULES FR-6M NORTE Hrz 30 HÉRCULES 21-4D INFERIDO 30







HÉRCULES RPA-1000 -10° 100 MANTO 17.6A INDICADO 100

HÉRCULES RPA-1000 -50° 65 MANTO 21.070G INFERIDO 65

HÉRCULES RPA-1000 -15° 80 MANTO 17.6B INDICADO 80

HÉRCULES RPA-1000 -85° 75 MANTO 21.070G INFERIDO 75

HÉRCULES RPA-1000 +10° 50 CPO. YANINE NO. CUB. EXPLORACIÓN 50



HÉRCULES BP-270-I SUR -75° 55 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 55













HÉRCULES RP-400 -48° 70 HÉRCULES (FR-5) NO. CUB. EXPLORACIÓN 70

HÉRCULES RP-400 -90° 70 HÉRCULES (FR-6) NO. CUB. EXPLORACIÓN 70

2,580 200 210 200 235 245 210 230 210 230 240 230 140 2,580 154,800

60 140 8,400

TOTAL

60 240 14,400

13,80060 230

60 210 12,600

60 230 13,800

60 210 12,600

60 230 13,800

60 235 14,100

60 245 14,700

200 12,000

60 200 12,000

60 210 12,600

PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA 2017_MINA HERCULES

MAQUINA DIAMEC-232

MINA UBICACIÓNINCLINA

CIÓN

LONG.

(m)

IMPACTO COSTO

(US$)

AÑOS 2017 TOTAL

(m)

TOTAL

(US$)

60

28

Cuadro 08: Programa de Perforación Diamantina – Mina Coturcan


INCLINACION TOTAL TOTAL

2017 ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC m. $

COTURCAN FR 10 0° - 90° 87 VETA COTURCAN TECHO 60 87 87 87 5,220

COTURCAN FR 11 0° - 90° 93 VETA COTURCAN TECHO 60 93 25 68 93 5,580

COTURCAN RP 950 0° - 90° 200 VETA COTURCAN 60 200 182 18 200 12,000

COTURCAN RP 950 0° - 90° 120 VETA COTURCAN 60 120 120 120 7,200

COTURCAN GL 400 W 0° - 90° 189 CUERPO ALFA TARUGO 60 189 112 77 189 11,340

COTURCAN RP 210 0° - 90° 250 VETA COTURCAN 60 250 173 77 250 15,000

COTURCAN RP 210 1 0° - 90° 160 VETA COTURCAN 60 160 160 160 9,600

1,099 1099 0 112 250 250 250 237 0 1,099 65,940

INCLINACION

2017 ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DICCARIDAD RP 046 0° - 90° 195 HUANCAPETI 60 195 195 195 11,700

CARIDAD RP 046 - 1 0° - 90° 150 HUANCAPETI 60 150 60 90 150 9,000

CARIDAD CAM 01-GAL 450 0° - 90° 148 HUANCAPETI 60 148 148 148 8,880

CARIDAD CAM 02-GAL 450 0° - 90° 148 HUANCAPETI 60 148 12 136 148 8,880



CARIDAD CAM 04-GAL 450 0° - 90° 520 HUANCAPETI 60 520 120 250 150 520 31,200

1,664 1664 255 250 256 253 250 250 150 0 0 0 0 0 1,664 99,840

TOTAL

PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA - MINA COTURCAN ALTO-CARIDAD 2017

VETA HUANCAPETI - DIAMEC 232

PROGRAMA DE PERFORACION DIAMANTINA - MINA COTURCAN

VETA COTURCAN, COTURCAN TECHO Y TARUGO - DIAMEC 232 - 2017

CRONOGRAMA DE PERFORACION DDH COT - 2017

MINA UBICACIÓN LONG. OBJETIVO COSTO $AÑOS 2017

TOTAL

CRONOGRAMA DE PERFORACION DDH Ca- 2017

MINA UBICACIÓN LONG. OBJETIVO COSTO $AÑOS 2017

TOTAL m. TOTAL $

36

Cuadro 09: Resumen de Perforación Diamantina


ZONAS Longitud (m) Costo ($)

HERCULES - DIAMEC 232 - 2017 2580 mt $154,800

VETA COTURCAN, COTURCAN TECHO Y TARUGO - DIAMEC 232 - 2017 1099 mt $65,940

VETA HUANCAPETI - DIAMEC 232 1664 mt $99,840

DDH COTURCAN 2017 150 mt $10,500

DDH HERCULES 2017 5860 mt $410,200

DDH COTURCAN-CARIDAD 2017 4030 mt $282,100

DDH HERCULES ZONA NORTE SUPERFICIE 2050 mt $153,750

LONGITUD Y COSTO TOTAL 17433 mt $1,177,130

RESUMEN DE PROYECTOS PERFORACION DIAMANTINA

37

Cuadro 10: Programa de Perforación Diamantina Hercules


ANGULO LONGITUD Costo COTA

ESTE NORTE INCLINACION (m) ($) IMPACTO

1 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N01 220905.799 8920384.993 3839.370 S 85° 48' 34" W - 66° 29' 51" 150.00 $10,500 F - F' 3777.190 VETA HER ZONA NORTE

2 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-HER-N02 220908.076 8920385.160 3839.370 N 85° 48' 34" E - 78° 42' 00" 110.00 $7,700 F - F' 3757.060 VETA HER ZONA NORTE



5 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-01 220888.454 8920431.851 3845.368 S 85° 48' 34" W - 53° 55' 33" 130.00 $9,100 A - A' 3788.280 VETA HER ZONA NORTE

6 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-02 220888.454 8920431.851 3845.368 S 85° 48' 34" W - 72° 01' 12" 170.00 $11,900 A - A' 3779.950 VETA HER ZONA NORTE

7 Interior Mina RP - 400 (CX) DDH-03 220888.454 8920431.851 3845.368 N 85° 48' 34" E - 88° 21' 32" 100.00 $7,000 A - A' 3768.820 VETA HER ZONA NORTE



10 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 01 220743.140 8920159.175 3892.720 S 84° 46' 03" W - 55° 53' 57" 50.00 $3,500 1C - 1C' 3867.74 VETA HER ZONA CENTRO

11 Interior Mina RP 400 DDH-HER-C 02 220745.293 8920159.372 3892.720 N 84° 46' 03" E - 58° 13' 57" 100.00 $7,000 1C - 1C' 3831.57 VETA HER ZONA CENTRO









20 Interior Mina BP-270-II DDH-HER-C 11 220679.414 8920296.435 3920.800 S 84° 46' 03" W - 36° 34' 04" 45.00 $3,150 4C - 4C' 3901.75 VETA HER ZONA CENTRO



23 Interior Mina RP 790 DDH - 1 220526.497 8919713.960 4076.750 S 76° 11' 41" W - 68° 04' 09" 60.00 $4,200 1S - 1S' 4040.10 VETA HER ZONA SUR

24 Interior Mina RP 790 DDH - 2 220526.497 8919713.960 4076.750 N 76° 11' 41" E - 82° 14' 08" 75.00 $5,250 1S - 1S' 4025.44 VETA HER ZONA SUR


26 Interior Mina RP 790 CX DDH - 4 220577.494 8919726.491 4076.750 N 76° 11' 41" E - 88° 10' 12" 115.00 $8,050 1S - 1S' 3983.41 VETA HER ZONA SUR





31 Interior Mina BP-270-I SUR DDH - 9 220596.701 8919782.698 4011.090 N 76° 11' 41" E - 66° 12' 20" 110.00 $7,700 2S - 2S' 3929.88 VETA HER ZONA SUR







38 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 133 220544.000 8919924.210 4011.510 N 76° 11' 41" E - 78° 54' 09" 95.00 $6,650 5S - 5S' 3964.75 VETA HER ZONA SUR




42 Interior Mina BP-270-I SUR DDH-HER 135 220534.607 8919973.390 4008.510 S 76° 11' 41" W - 59° 20' 39" 55.00 $3,850 6S - 6S' 3978.93 VETA HER ZONA SUR




46 Interior Mina RP 400 DDH-HER 138 220535.475 8920025.090 3985.000 S 76° 11' 41" W - 11° 12' 32" 50.00 $3,500 7S - 7S' 3978.69 VETA HER ZONA SUR



49 Interior Mina RP 400 DDH-HER 141 220565.254 8920032.408 3985.000 N 76° 11' 41" E - 74° 28' 33" 75.00 $5,250 7S - 7S' 3932.35 VETA HER ZONA SUR






5860.00 $410,200.00

OBSERVACION

LONGITUD Y COSTO TOTAL

PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO HERCULES

AÑO 2017

N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS WGS 84

COTA RUMBO SECCION

38

Cuadro 11: Programa de Perforacion Diamantina Caridad 2017.




1 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H04 222370.071 8919893.049 4448.313 S 08° 07' 41" E -46° 41' 10" 150.00 $10,500 A - A' 4363.86 VETA HUANCAPETI



4 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H07 222370.071 8919893.049 4448.313 S 52° 04' 01" E -48° 55' 17" 150.00 $10,500 C - C' 4359.90 VETA HUANCAPETI



7 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR H10 222370.071 8919893.049 4448.313 S 71° 28' 37" E -47° 22' 39" 150.00 $10,500 D - D' 4362.044 VETA HUANCAPETI



10 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N06 223315.573 8919482.910 4453.269 S 51° 49' 57" E +31° 31' 40" 120.00 $8,400 N1 - N1' 4503.30 VETA NEBRASCA SUR

11 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N07 223315.573 8919482.910 4451.786 S 51° 49' 57" E -26° 29' 53" 130.00 $9,100 N1 - N1' 4404.25 VETA NEBRASCA SUR



14 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N10 223315.573 8919482.910 4453.275 N 73° 49' 35" E +24° 11' 21" 140.00 $9,800 N3 - N3' 4502.50 VETA NEBRASCA SUR

15 Interior Mina CX CARIDAD DDH-CAR N11 223315.573 8919482.910 4451.779 N 73° 49' 35" E -19° 31' 39" 160.00 $11,200 N3 - N3' 4405.01 VETA NEBRASCA SUR



18 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N14 223189.642 8919562.795 4455.327 N 51° 49' 57" W +25° 57' 53" 130.00 $9,100 N1 - N1' 4503.55 VETACARPA

19 Interior Mina GL MIRLA DDH-CAR N15 223189.642 8919562.795 4453.830 N 51° 49' 57" W -24° 24' 19" 140.00 $9,800 N1 - N1' 4404.11 VETACARPA



22 Interior Mina GL 450 SW DDH-CAR SG 03 222022.585 8919562.177 4451.379 N 25° 59' 38" E -23° 09' 03" 140.00 $9,800 SG1 - SG1' 4403.97 VETA SAN GERMAN

23 Interior Mina GL 450 SW DDH-CAR SG 04 222020.945 8919562.724 4451.379 N 00° 49' 12" E -21° 15' 09" 160.00 $11,200 SG2 - SG2' 4403.98 VETA SAN GERMAN

4030.00 $282,100.00

OBSERVACION


PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA COTURCAN ALTO- CARIDAD

AÑO 2017

N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS WGS 84

COTA RUMBO SECCION



1 Interior Mina GL 370 DDH-COT-T01 221342.894 8919226.965 4313.901 N 80° 38' 52" W +16° 09' 54" 150.00 $10,500 T2 - T2' DISS CUERPO DISS TARUGO

150.00 $10,500.00

OBSERVACION


PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO TARUGO

AÑO 2016

N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS PSAD 56

COTA RUMBO SECCION

ANGULO LONGITUD COSTO COTA


1 Interior Mina BP-270 DDH-1 220625.346 8921400.000 4080.270 N 90° 00' 00" E - 84° 41' 44" 400.00 $30,000 A - A' ANOMALIA GEOFISICA

2 Superficie DDH-2 220596.777 8921400.000 4574.000 N 90° 00' 00" W - 65° 58' 38" 500.00 $37,500 A - A' 4214.01 VETA HER

3 Superficie DDH-7 220356.655 8921900.000 4421.248 N 90° 00' 00" W - 57° 48' 39" 350.00 $26,250 F - F' 4343.49 VETA HER

4 Superficie DDH-10 220617.651 8922100.000 4438.823 N 90° 00' 00" E - 77° 34' 04" 350.00 $26,250 H - H' ANOMALIA GEOFISICA

5 Superficie DDH-13 220467.266 8922200.000 4396.670 N 90° 00' 00" W - 57° 48' 39" 450.00 $33,750 I - I' 4349.97 VETA HER

2050.00 $153,750

OBSERVACION

LONGITUD TOTAL

PROGRAMA DE PERFORACIÓN DIAMANTINA DEL PROYECTO HERCULES ZONA NORTE

AÑO 2016

N° ZONA LABOR DDHCOORDENADAS PSAD 56

COTA RUMBO SECCION

39

2.1.3.2. Métodos de Explotación Mina.

La empresa Minera Lincuna S.A. se encuentra explotando minerales

polimetálicos mediante métodos de minado subterráneo, la explotación de los

minerales se realiza en las zonas: Hércules, Coturcán y Coturcan alto – Caridad,

en las zonas Hércules: en los niveles inferiores del 7, Coturcán: del Nivel 370

como inferiores hasta el Frontón 11, Coturcan Alto – Caridad del nivel 07 al

nivel 01.

El método de explotación seleccionado en vetas y cuerpos mineralizados a

través de un análisis económico, seguro y eficiente (caracterización geomecánica,

ventilación, sostenimiento, servicios auxiliares, etc.), para cada una de las etapas

de producción escalonada; se tienen los siguientes métodos:

Cuadro 12: Del Cuadro Adjunto se desprende, que el Método de

Explotación es el corte y relleno (Cut and Fill), y las

variaciones solo se da en razón a:


Método de Explotación - VariantePotencia de

mineral

Caracterización

GeomecanicaZona Sostenimiento

Regular III A Split set de 7´ a 1.0mX 1.20m

Regular III B Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 1.0mx1.0m

Mala IVA Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.75mx0.75m

Mala IVB Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.5mx0.5m

Buena II A Split set de 7´ puntual

Buena II B Split set de 7´ a 1.25mX 1.25m






Regular III B Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 1.0mx1.0m

Mala IVA Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.75mx0.75m

Mala IVB Shotcrete 2"+ perno hydrabolt 7´ a 0.5mx0.5m




Regular III B Split set de 5´/puntal de 6´-8´ a 1.5m

Buena II A Split set de 7´ puntuales


Buena II A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual

Buena II B Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual

Regular III A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual

Regular III B Split set de 5´/puntal de 6´-8´ a 1.5m

Buena II A Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual

Buena II B Split set de 5´ /puntal de 6´-8´puntual

=<2.0 mts Corte y Relleno Ascendente, en realce

con circado.

Hercules, Caridad,

Coturcan

Corte y Relleno ascendente – Variante

en Breasting

=<2.5 - 3.5>=

mts

Hercules-Coturcan

alto norte-Caridad

Caridad, Coturcan,

Hercules

<2.0 – 3.5 >

mtsCorte y Relleno Ascendente, en realce

Hercules, CoturcanCorte y Relleno con Cámaras y pilares –

Realce >= 3.5 mts

Hercules>= 3.5 mtsCorte y Relleno con Cámaras y pilares,

en breasting

Caridad<= 3.0 mtsOpen Stoping

Corte y relleno ascendente en realce

con taladros largos>= 3.5 mts Coturcan

Caridad<= 3.0 mtsShirinkage Convencional

40

a) Caracterización Geo mecánica

b) Geometría del block mineralizante

c) Dimensión y características de equipos a utilizar.

En el caso de los avances, se realizan diversas secciones de labor acorde a

los distintos tipos de variantes de explotación, como se adjunta en el cuadro

adjunto:

Del Cuadro Adjunto se desprende, que el Método de Explotación es el corte

y relleno (Cut and Fill), y las variaciones solo se da en razón a:

d) Caracterización Geo mecánica

e) Geometría del block mineralizante

f) Dimensión y características de equipos a utilizar.

En el caso de los avances, se realizan diversas secciones de labor acorde a

los distintos tipos de variantes de explotación, como se adjunta en el cuadro

adjunto:

41

Cuadro 13: Tipo de Labor y Sostenimiento.


Sección Tipo de roca Tipo de labor Sostenimiento

Buena II A Perno helicoidal de 8´puntual

Buena II B Perno helicoidal de 8á 1.25mx1.25m

Regular III A Perno helicoidal de 8á 1.0mx1.0m

Regular III B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7á 1.0mx1.0m





Mala IV A Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7á 0.75mx0.75m

Mala IV B Shotcrete de 2"+ Perno hydrabolt de 7á 0.5mx0.5m

Buena II A Split set de 7´puntual

Buena II B Split set de 7á 1.25mx1.25m

Regular III A Split set de 7á 1.0mx1.0m




























Permanente4.0x4.0

3.5x3.5 Permanente

2.40x2.40

2.40x2.40

Permanente

Temporal

3.5x3.5 Temporal

3.0x3.0

3.0x3.0

Permanente

Temporal

42

2.1.3.3. Corte y Relleno Ascendente Mecanizado en Breasting

Aplicado en blocks mineralizantes donde el tipo de roca encajonante y el block

mineralizante es de tipo <= Regular IIIB (RMR = 41-50).

El minado se realizará en bancos horizontales de 3mts de altura de corte

(breasting), que se iniciará desde el nivel inferior hasta llegar al nivel superior

dejando un puente por seguridad. Cuando un banco o piso ha sido explotado, los

vacíos se rellenan con material detrítico, que forma una nueva plataforma o piso

de minado para el siguiente corte, la limpieza del material se realiza con equipos

Scooptram.

Según la geometría del yacimiento (Potencia, buzamiento, longitud) se tiene dos

variantes:

a) Corte y Relleno Ascendente – Breasting ( Pot =<2.5 - 3.5>= mts);

Fases de Minado

Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada en

longitud y haber realizado los muestreos respectivos, se determina la

zona económica a partir de una rampa Auxiliar, donde se construyen

brazos de batidos cada 20 mts., de altura, con buzamiento de 35º, con

28.28 mts de inclinación, allí se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con

gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los frentes

de ataque y se realzan los accesos conforme sube la explotación hasta

lograr una gradiente de +15 %.

Explotación: Se empieza realizando el desquinche de la caja piso del

mineral, sin comprometer la corona, cuyo objetivo será elevar la caja

piso (con el desarrollo de la galería se llega a la altura de gradiente),

luego el disparo se realiza en retirada y tramos de 10 mts.

43

Culminado el relleno se procede a formar el banco de explotación de 3.0

mts., los taladros de producción serán en forma horizontal, con voladura

controlada (Precorte) en toda la longitud del block, este ciclo operativo

continuará hasta que la Rampa (-) 15 % de acceso a la operación y forme

una Rampa (+) 15 %, y la longitud máxima de Tajeo a explotar es de 100

mts a cada ala (N-S), según sea el caso.

Extracción: Se utiliza un Scoop de 4.2 a 6 yd³, en seguida se lleva hacia

un echadero y/o cámaras de acumulación de mineral la que se encuentra

cercano a la zona de explotación (Max. 150 mts).

Relleno: Para el proceso de relleno, se realiza en retirada dejando una luz

máxima de 1.5 mts (por el buzamiento) y se forma un banco de

explotación, la seccion de topografía es el encargado de pintar la línea de

rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.

Transporte: Se utilizan volquetes VOLVO FMX, cuyas capacidades

son de 10 m³, acondicionadas para interior mina (Tolva y cabina

recortadas), para sección 4.0 x4.0 mts.

b) Corte y Relleno Ascendente – Breasting Cámaras y Pilares

( Pot >= 3.5 mts).

Fases de Minado

Preparación: Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control

caja piso) en cuanto a longitud y potencia (cámaras y pilares) según

diseño geo mecánica, se determina la zona económica.

44

El criterio de diseño de rampa de acceso se toma del método anterior

(corte y relleno estándar) y partiendo de una rampa auxiliar se construyen

los brazos de batidos cada 20 mts., de altura en forma vertical, con

buzamiento de 35º lo cual tiene 28.28 mts en inclinacion, seguidamente

se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con gradientes de -15 % y

longitudes de 60 mts., para dar acceso a los frentes de ataque,

posteriormente se realzan los accesos conforme sube la explotación hasta

lograr una gradiente de +15 %.

Explotación: Se realiza mediante el desquinche de la caja piso del

mineral (Galería inicial), sin comprometer la corona, cuyo objetivo es

elevar la caja piso (con el desarrollo de la galería), para llegar a la altura

de gradiente requerida, luego el disparo se hará en retirada en tramos de

10 mts.

Culminado el relleno se procede a formar el banco de explotación de 3.0

mts., donde los taladros de producción serán en forma horizontal con

voladura controlada (Precorte) en toda la longitud del block.

Debido a que el buzamiento de la estructura mineralizada es <=35°; se

tiene que dejar en el siguiente corte otra fila de pilares por el ancho de

explotación y para proteger la caja techo y rampa de acceso, estos pilares

estarán de acuerdo a la evaluación geomecánica.

Este ciclo operativo continuara hasta que la Rampa (-) 15 % de acceso,

forme una Rpa (+) 15%.

Longitud máxima de Tajeo a explotar 50mts a cada ala (N-S), según sea

el caso.

Relleno: Luego se procede al relleno en retirada dejando una luz máxima

de 1.5 mts (por el buzamiento) y formar el banco de explotación, la

45

sección de topografía es el encargado de pintar la línea de rasante para el

relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.

Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ para llevar a un echadero y/o

Cámaras de acumulación de mineral cercano a la zona de explotación

(Max. 150 mts).

c) Corte y Relleno Ascendente en Realce.

Aplicado a blocks mineralizantes donde el tipo de roca encajonante y el

block mineralizante es de tipo <= Regular III A (RMR = 51-60).

El minado se realizará, a partir de la galería base, con perforación en

realce, hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad,

luego de la voladura se procederá a sostener de acuerdo a la

recomendación geo mecánica, posteriormente viene el relleno con

material detrítico en avanzada, dejando una altura de perforación de 3.5

mts., según la geometría del yacimiento (Potencia, buzamiento,

longitud).

d) Corte y Relleno Ascendente con Perforación en Realce (<2.0 – 3.5 >

mts)

Fases de Minado


caja piso) en longitud y determinando la zona económica, se realiza el

criterio de diseño de rampa de acceso, para lo cual se toma el método

anterior (Corte y relleno estándar) y partiendo de una rampa auxiliar se

construyen brazos de batidos cada 20 mts., de altura en forma vertical,

con buzamiento de 35º con 28.28 mts de inclinacion, se construyen

accesos de 3.5 x 3.5 mts., con gradientes de -15 % y longitudes de 60

mts., a fin de dar acceso a los frentes de ataque, así mismo se realzan los

46

accesos conforme sube la explotación hasta lograr una gradiente de +15

%.

Explotación: Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo

generando a una salida de sección (por. veta x 2 mts), para luego

continuar con la perforación de los taladros de producción paralelos a la

cara libre, cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura.

Se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts), este

proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación y luego se

inicia el relleno en avanzada dejando una luz máxima de Techo – piso de

3.5 mts, para realizar el sostenimiento de acuerdo a la recomendación

geo mecánica, el ciclo operativo continuara hasta que la rampa (-) 15 %

de acceso y forme una rampa de (+)15 %, en este caso la longitud

máxima de tajeo a explotar es de 100 mts a cada ala ( N-S), según sea el

caso.

Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ y se lleva hacia un echadero

y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado a cercano a la zona de

explotación (Max. 150 mts).

Relleno: El relleno se realiza en avanzada dejando una luz máxima de

techo – piso de 3.5 mts., y la sección de topografía es el encargado de

pintar la línea de rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura

sugerida.

e) Corte y Relleno Ascendente con Cámaras y Pilares Realce (Pot>= 3.5

mts).

Fases de Minado

Preparación; Una vez desarrollado la estructura mineralizada (control

caja piso) en longitud y potencia (cámaras y pilares, al techo según

47

diseño geo mecánica) y determinando la zona económica, se realiza el

diseño de rampa de acceso tomando como referencia el método anterior

(corte y relleno estándar) luego a partir de una rampa auxiliar se

construyen brazos de batidos a cada 20 mts., de altura verticalmente con

un buzamiento de 35º, con longitud de 28.28 mts., con la inclinación

correspondiente, en seguida se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con

gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los

frentes de ataque y se realzan los accesos conforme sube la explotación

hasta lograr una gradiente de +15 %.

Explotación; Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo

generando una salida de sección (por. veta x 2mts), para luego continuar

con la perforación de los taladros de producción paralelos a la cara libre,

cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura, la

explotación será en retirada tanto en longitud y potencia, que significa

que primero se realiza el corte típico en realce en la cámara del piso,

para luego pasar a la cámara del techo, con la finalidad de que las

intercamaras de cámara 1 (caja techo), puedan servir como ventanas de

extracción de mineral disparado.

También se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts),

este proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación; luego se

inicia el relleno en avanzada, comenzando por la cámara 1 para pasar a

la cámara 2 y dejando una luz máxima de techo – piso de 3.5 mts, a fin

de realizar el sostenimiento de acuerdo a la recomendación geo

mecánica en avanzada.

Debido a que el buzamiento de la estructura mineralizada es <=35°; se

tiene que dejar para el siguiente corte, otra fila de pilares por el ancho

de explotación y para proteger la caja techo y rampa de acceso, cuyos

pilares estarán de acuerdo a la evaluación geo mecánica y el ciclo

48

operativo continuara hasta que la rampa (-) 15 % de acceso y forme una

rampa (+) 15 %, la longitud máxima de tajeo a explotar es de 50 mts., a

cada ala (N-S), según sea el caso.

Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 a 6 yd³ y se lleva hacia un echadero

y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado cercano a la zona de

explotación (Max .150 mts).

Relleno: El relleno en avanzada fue iniciando por la cámara 1 para pasar

a la cámara 2 dejando una luz máxima de techo – piso de 3.5 mts., la

sección de topografía es el encargado de pintar la línea de rasante para el

relleno respectivo de acuerdo a la altura sugerida.

f) Corte y Relleno Ascendente con Perforación en Realce – Perforación

Convencional (<=2.0 mts)

Fases de Minado


caja piso) en longitud y determinando la zona económica se realiza el

criterio de diseño de rampa de acceso, tomando como referencia el

método descrito líneas arriba (corte y relleno estándar) y partir de una

rampa auxiliar se construyen brazos de batidos cada 20 mts., de altura

en vertical, con buzamiento a 35º y a 28.28 mts., con la inclinacion

respectiva, además se construyen accesos de 3.5 x 3.5 mts, con

gradientes de -15 % y longitudes de 60 mts., para dar acceso a los

frentes de ataque, relanzando los accesos conforme sube la explotación

hasta lograr una gradiente de +15 %.

49

Explotación: Se inicia con la cara libre en el extremo de cada tajo

generando una salida de sección (por. veta x1.5 ), para luego continuar

con la perforación de los taladros de producción paralelos a la cara libre,

cuya inclinación será acorde al buzamiento de la estructura, adicionando

la perforación de una fila de taladros de desquinche al piso, en seguida

se realiza la voladura en retirada, con tramos cortos (10 mts), y se

procede al sostenimiento y limpieza, para luego realizar el disparo de

descaje, este proceso se realiza hasta el inicio de la zona de explotación,

para luego iniciar el relleno en avanzada dejando una luz máxima de

techo – piso de 2.4 mts, para realizar la acumulación de taladros con

Jack Leg, este ciclo operativo continuará hasta que la rampa (-) 15 % de

acceso y forme una rampa (+) 15 %, donde la longitud máxima de tajeo

a explotar es 50 mts., a cada ala ( N-S) según sea el caso.

Extracción: Se utiliza Scoop de 4.2 yd³ y se lleva a hacia un echadero

y/o cámaras de acumulación de mineral ubicado cercano a la zona de

explotación (Max. 150 mts).

Relleno: El relleno se realiza en avanzada dejando una luz máxima de

techo – piso de 2.4 mts., la sección de topografía es el encargado de

pintar la línea de rasante para el relleno respectivo de acuerdo a la altura

sugerida.

2.1.3.4. Mina Coturcan Alto – Caridad

En el método de explotación por almacenamiento provisional conocido también

como "Shrinkage", el mineral es cortado en rebanadas horizontales, comenzando

de la parte baja y avanzando en realce. El almacenamiento provisional es un

50

método utilizado en vetas con buzamientos pronunciados donde el mineral es lo

suficientemente resistente como para mantener sin soporte tanto las rocas

encajonantes como el techo del tajeo. Se puede tolerar alguna debilidad en las

rocas encajonantes en tanto que la dilución resultante no sea un problema; pero el

planchoneo puede traer problemas en la extracción por atoramiento en los puntos

de extracción.

El mineral disparado es utilizado como plataforma trabajo así como también para

soportar las rocas encajonantes del tajeo. El corte del mineral incrementa el

volumen en más o menos 30 a 40 %; por lo que para conservar la distancia del

piso al techo es necesario extraer el exceso de mineral para continuar con

el ciclo siguiente; esto implica que un 60 a 65 % de mineral queda en el tajeo

hasta que este haya alcanzado toda su altura útil.

Secuencia de Minado.

Con el propósito de incrementar el volumen de mineral roto, elevar la eficiencia y

rendimiento del personal, se ha diseñado tajeos a 50 m., de longitud por lo que se

evitaría pérdidas de tiempo innecesarios.

- Longitud: 50 m.

- Altura del block: Según el nivel que se tiene de un nivel a otro.

- Puente: Con relación al techo de la galería será de 6 pies según las características

de las cajas.

- Altura del sub-nivel: 3.00 mts.

- Puntos de extracción: Serán ubicados cada 5 mts (Box holes sección 1.2 x 1.2

long. 6 mts), uno respecto de otro.

Descripción del Método

Consiste en ejecutar dos niveles (superior e inferior), con diferencia de cotas de 50

m., la sección de los niveles son de 2.4 m x 2.4 m, la perforación se realiza con

51

una perforadora Stoper en realce.

La preparación del tajeo se realiza con la apertura de 02 chimeneas con

perforadoras Jack Leg de acuerdo al buzamiento de la estructura, estas chimeneas

están ubicadas cada 50 m y comunican el nivel inferior con el nivel superior.

Una vez concluida la rotura del mineral, la limpieza es mediante los box holes

donde se ubican tolvas para controlar el flujo por gravedad.

La extracción del mineral fragmentado es sumamente importante porque esta da

forma de piso de trabajo y el movimiento del personal y maquinaria en crear

condiciones y la extracción es controlada a un 30 %.

Equipos y Maquinarias

Para cumplir con el objetivo propuesto es necesario lo siguiente:

- Máquinas perforadoras Stoper y/o Jack-leg

- Barrenos cónicos de 2, 4, 6, y 8’ de longitud.

- Para el desarrollo de los frentes se emplearan máquinas perforadoras Jack-leg

- La limpieza se realiza mediante Scoop 1.5 yds³.

52

ROTURA MINERAL - MECANIZADO

Figura Nº 06: Rotura de Mineral Mecanizado.


Figura Nº 07: Rotura de Mineral Mecanizado.


5

5

6

5

6

6

5

6

4

4

6

0.9

4

3

3

4

3

2

2

3

2

1

1

2

CAJA TECHO

CAJA PISO

CA

RA

LIB

RE

0.9

3.1

7m

ts

9.5mts

9

9

9

10

11

10

10

11

8

8

8

9

6

7

7

8

7

6

6

7

6

DISTRIBUCION DE TALADROS N° TAL.

PERF.

N° TAL.

CARGADOS

N° TAL.

CARGADOS

TECHO

Kg/Tal.

(80%)

Kg/Tal.

(65%)Anfo (Kg)

Emulex 65%

11/8''x8''

Emulex 80%

11/4''x8''

Pentacord

(mts)

Fanel MS

(4.8mts)

Fanel LP

(4.8mts)

Carmex

(und)

Mecha

Rapida

(mts)

TAL PRODUCCIÓN 44 33 11 2.7 3.1 124.8 11 33 - 44 -

TOTAL 44 33 125 11 33 25 44 0 2 0.2

0.144 0.179

FACTOR DE POTENCIA 0.41 KG/Tn

02 0.2

EXPLOSIVOS ACCESORIO

53

Figura Nº 08: Sección 1.50 x 1.50 m – Vertical.


DISTRIBUCION DE

TALADROS

N°

taladros

Cartuchos/

taladro

Emulex 65

11/8''X8''

Emulex 80

11/4''X8''Anfo Pentacord Fanel Carmex

Mecha

rapida

ARRANQUE (3 de alivio) 3 7 21 0 3

PRIMERAS AYUDAS 4 7 28 0 4

SEGUNDAS AYUDAS 4 7 28 0 4

TERCERAS AYUDAS 4 7 28 0 4

CUADRADORES 4 7 28 0 4

TOTAL DE TALADROS 19 133.00 0.00 0.00 7.00 19.00 2.00 0.20

19.1 0.0 0.00

19.11 Factor por metro lineal 12.74 Kg/mt

5.66 Kg/m3Factor de carga

MALLA DE PERFORACION 1.5x1.5 (EMULSIÓN)

Explosivos Accesorios

7.00 2 0.2

Cantidad de explosivo

(Kg)

109 8

7

9810

7

5 3 6

56 3

442 2

1

1.5

0m

1.50m

54

2.1.3.5. Preparación y Perforación.

Limpiar bien el taladro con cucharilla y/o soplete.

La superficie de la punta del atacador debe ser lisa, convexa y de mayor

diámetro.

El cebado debe ser centrado no introducir el fulminante hasta la mitad del

cartucho.

Colocar los cartuchos una detrás de otra hasta que se peguen o se unan entre

ellas y atacar cada levemente cada dos o tres cartuchos y confinar todos los

cartuchos al final, para que exista continuidad de carga.

Para facilitar el acoplamiento entre cartuchos se puede hacer uno ó dos

orificios en el cartucho para que acople al cartucho que le sigue.

Usar tacos de arcilla en todos los taladros para disminuir las vibraciones por

golpe de aire.

El cebo debe introducirse al fondo del taladro en dirección a la boca del

taladro.

En taladros sobre cabeza cada dos cartuchos de emulsión picar 2 huecos

cortos para que al momento de introducir los cartuchos éste se adhiera al

taladro se confine y acople.

No tarjar los cartuchos.

Al momento de atacar el explosivo no es necesario reventar el plástico,

solamente acoplar y atacar al final.

Paralelismo y distancia adecuada es importante para evitar el efecto de

presión de muerte o congelamiento.

N° de taladros perf x corte =(𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒)

(𝐵𝑢𝑟𝑑𝑒𝑛 ∗ 𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜)

𝑃𝑖𝑒𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 𝑥 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 = (𝑁° 𝑑𝑒 𝑡𝑎𝑙 𝑝𝑒𝑟𝑓. 𝑥 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒) ∗ (𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜)

𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = (𝑝𝑖𝑒𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠) ∗ (𝑒𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓. )

55

𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 − 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒 = (𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛) ∗ (𝐸𝑓. 𝑣𝑜𝑙𝑎𝑑𝑢𝑟𝑎)

2.1.3.6. Limpieza

Para la Limpieza de labores de mineral y desmonte se emplearan equipos diesel

(minería trackless) que permitirán alcanzar una mayor productividad en el

desarrollo de las actividades mineras, en este caso la CML S.A. contará con

equipos de las siguientes capacidades: 08 Scoops Caterpillar R1300G de 4.2 yd³,

01 Scoop R1600G de 6.0 yd³, 01 Scoop LH-310 de 4.2 yd3 y 01 Scoop LH-410 de

6.0 yd³, 02 Scoops Wagner 2.2 yd³, 02 Scoop Wagner 3.5 yd³ y 01 Scoop Yarvis

01 yd³. Siendo así estos equipos sirven para poder realizar la limpieza del frente

mismo donde se realizó la voladura, para luego realizar la acumulación o el

carguío directo hacia los volquetes para la extracción del material de caja

(desmonte) o de mineral.

2.1.3.7. Selección del Equipo de Limpieza

La selección del equipo adecuado debe considerar la potencia requerida que

deberá tener el motor a nivel del mar, para comparar con la potencia efectiva que

este motor obtiene con ayuda de dispositivos como el tubo cargador (dispositivo

de compensador de altura) a una cota determinada.

Una deficiente selección traería como consecuencia un motor sobrecargado,

velocidad de desplazamiento anormal, producción de mucho humo y gases,

calentamiento anormal del motor, etc.

2.1.3.8. Transporte

Se cuenta con equipos de 15 m³ recortados a 12 m³ debido a la sección que se

cuenta en interior mina.

56

Se está solicitando equipos de 25 m³ de capacidad, para llevar mineral de

superficie-Hercules a Planta concentradora.

Cuadro 14: Distancia Rendimiento.

Zona Distancia

Int. Mina-Planta (Km)

Rendimiento

(Tn/Hr)

Hercules 12.55 11.25

Coturcan 7.34 16.98

Coturcan Alto – Caridad 4.8 21.79


Para tener una buena eficiencia y rendimiento en cuanto a la extracción de mineral

mediante volquetes, se debe tener en cuenta las características para este tipo de

transporte que se detallan a continuación:

Vías en buen estado de mantenimiento, para minimizar el costo por las

llantas y optimizar los tiempos de transporte.

Cámaras de carguío tanto para el mineral como para el desmonte, que tengan

una ubicación estratégica,

Pendientes no mayores a +/- 12%,

Capacidad de carga por cada volquete

57

Figura Nº 09: Esquema del sistema de extracción de Mina.


58

CAPITULO III

METODOLOGÍA

3.1. El Problema

3.1.1. Descripción de la Realidad Problemática

Actualmente, en la COMPAÑÍA MINERA LINCUNA S.A. – ZONA CARIDAD, la

perforación y voladura es muy deficiente, debido a que no se aplica ningún método

establecido para el diseño de mallas de perforación y voladura para frentes, galerías,

cruceros, baypass, subniveles, chimeneas, etc., en niveles subterráneas, en caso de la

Zona Caridad La altura mínima de bloques es de 10 m.,y la longitud mínima

mineralizada es de 15 m., por tal razón se necesita aplicar un modelo matemático como

el de Holmberg a fin de mejorar la perforación y voladura y determinar granulometrías

optimas, incrementando mayor cantidad de mineral en el transporte y alimentación sin

dificultades en la tolva de gruesos de la planta de benéficos.

Al implementar la utilización del modelo matemático de Roger Holmberg en el diseño

de mallas de perforación y voladura de rocas, también se calculara el factor de carga en

voladuras, se modificaran los parámetros geo mecánicos, etc.

59

El block mineralizante es de tipo <= Regular IIIB (RMR = 41-50), el minado se

realizará en bancos horizontales de 3.00 mts de altura de corte (breasting), que se inicia

desde el nivel inferior hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad.

Cuando un banco o piso ha sido explotado, los vacíos se rellenan con material detrítico,

que forma una nueva plataforma o piso de minado para el siguiente corte, la limpieza

del material se realiza con equipos Scooptram.

3.1.2. Planteamiento y Formulación del Problema.

¿Cómo influye el modelo Matemático de Holmberg en la fragmentación en la zona

Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.?

3.1.3. Objetivos.

3.1.3.1. Objetivo General.

Aplicar el Modelo Matemático de Holmberg para mejorar la Fragmrentacion y

voladura en la zona Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.

3.1.3.2. Objetivos Específicos.

1. Caracterización del macizo rocoso con el fin de determinar los parámetros

y variables para la aplicación del Modelo Matemático para mejorar la

malla de perforación y voladura.

2. Diseñar la malla de perforación y voladura en la Zona de Caridad a fin de

mejorar el sistema de explotación.

3. Ejecutar la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg para la

perforación y voladura en la Zona de Caridad de la Compañía Minera

Lincuna.

3.1.4. Justificación de la Investigación.

Durante varias décadas han investigado acerca del proceso de fractura miento de rocas,

los parámetros de perforación y voladura controlada; pero el gran problema radica en

que no son aplicadas y que solamente son basados en "prueba, errores y en

experiencias", dejando de lado las teorías, por ende la voladura de rocas es

60

prácticamente ineficiente, generando las sobre roturas, con paredes de sinuosidades

rugosas y que además crea riesgos y peligros dentro del área a desarrollar.

Por ello el sustento del trabajo de investigación, Modelo Matemático de Holmberg para

mejorar la malla de perforación y voladura en la Zona Caridad de la Compañía Minera

Lincuna S.A., se establece aplicar el modelo en referencia a raíz de los seguimientos

continuos de perforación, carguío y de los diseños de mallas anteriores que fueron

realizadas de manera empírica en el terreno, sin contar con ningún método o modelo

establecido para rotura e rocas.

Ahora con este trabajo de investigación se aplicara el modelo matemático de

Holmberg, usando nuevos parámetros para calcular el burden, y determinar así un

diseño de malla de perforación y voladura con adecuada fragmentación de rocas para la

Zona de Caridad, de la Compañía Minera Lincuna S.A

3.1.5. Limitaciones.

Para la realización del presente trabajo de investigación se presentaron diversas

dificultades siendo los siguientes:

Limitados estudios del modelo Matemático de Holmberg, en la Cía., Minera

Lincuna S.A.

En la Empresa Minera Lincuna S.A, no se cuenta con una buena evaluación

geo mecánica de las distintas zonas de desarrollo y explotación.

Uso de equipos inadecuados para establecer la aplicación del Modelo

Matemático de Holmberg en la Zona de Caridad.

Falta de capacitación del personal técnico y operarios para realizar el

seguimiento y aplicación del modelo Matemático de Holmberg, a fin de

optimizar la perforación y voladura en la Zona Caridad.

61

3.1.6. Alcances de la Investigación.

El presente trabajo de investigación es un aporte técnico que ha de servir a la

Empresa Minera Lincuna, a fin de mejorar la aplicación de la malla de

perforación y voladura en la Zona Caridad y por ende a las otras zonas, según

un buen estudio geo mecánico y determinación de características del macizo

rocoso en labores subterráneas de la Cia., Minera Lincuna. S.A.

A los futuros profesionales de Ingeniería de Minas de la FIMGM, a fin de que

le sirva como guía para que enriquezcan sus conocimientos teóricos y prácticos,

y planificar que en su vida profesional pueden aplicar el Modelo matemático

de Holmberg, a fin de mejorar la perforación y voladura de rocas.

3.2. Hipótesis

El Modelo Matemático de Holmberg mejora la perforación y voladura en la Zona

Caridad de la Compañía Minera Lincuna S.A.

3.3. Variables.

3.3.1 Variable Independiente.

Modelo Matemático de Holmberg.

3.3.2 Variable Independiente.

Mejorar la fragmentación, vibración y fcv en la GL 4370, Zona Caridad.

3.4. Diseño de la Investigación.

Es el procedimiento que se realizó para determinar la aplicación del Modelo Matemático

de Holmberg para mejorar la perforación y voladura en la zona Caridad de la Compañía

Minera Lincuna S.A., ello consistió en:

• Evaluación de la Zona Caridad

62

• Mapeo geoestructural de Zona Caridad.

• Selección del Modelo Matemático de Holmberg.

• Aplicación de la tabla geomecanica.

• Determinar características geotécnicas del macizo rocoso.

• Descripción y aplicación del Modelo Matemático de Holmberg.

3.4.1. Tipo de Investigación.

La investigación que se realizo fue aplicada, porque se utilizó la información

bibliográfica existente y experiencias de otras unidades mineras que aplican el Modelo

Matemático de Holmberg a fin de optimizar una adecuada malla de perforación y

voladura, por tanto la óptima fragmentación del macizo rocoso en la Zona Caridad de

la Compañía Minera Lincuna S.A.

3.4.2. Población y Muestra.

3.4.2.1. Población.

La población comprende las distintas labores de avance en la Zona Caridad de la

Cia., Minera Lincuna S.A., como: RP 400, GL, 4350, GL 350, GL 4370 y GL 430.

3.4.2.2. Muestra.

Se realizaron 12 disparos efectivos en la Galería 4370,

3.4.3. Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos.

Las técnicas e instrumentos que se utilizó para la recolección de información en

el presente trabajo de investigación en la Compañía Minera Lincuna S.A, en la

Zona Caridad, se consigna en el siguiente cuadro:

63

Cuadro 15: Técnicas, Instrumentos de Recolección de Datos.

Técnicas de

Investigación Instrumentos Fuentes Ventajas Desventajas

Análisis

documental

Fichas

bibliográficas

Libros, tesis,

internet, otros

Muy

objetiva,

puede

constituir

evidencias

Aplicación

limitada a

fuentes

documentales

Observación

del campo

Protocolo,

guías de

observación de

campo

Toma de

datos por

parte del

investigador

Contacto

directo con la

realidad

Aplicación

limitada a

aspectos fijos

o repetitivos

Fuente: Elaboración propia.

3.4.4. Forma de Tratamiento de los Datos.

Aquí se trabajó en gabinete los datos obtenidos de campo por medio del proceso de

ordenar, tabular, calcular y elabora la información correspondiente, para lo cual se

empleó herramientas y técnicas como los programas de cómputo para los métodos

estadísticos y la aplicación del Modelo Matemático de Holmberg, para establecer una

optimas malla de perforación y voladura.

64

CAPITULO IV

RESULTADO DE LA INVESTIGACIÓN.

4.1. Descripción de la Realidad y Procesamiento de Datos.

Se sabe que lo más importante de un frente, para que la voladura sea eficiente y el avance

satisfactorio es la creación de una cara libre para hacer los cálculos como: la carga

explosiva y el Burden de acuerdo a Holmberg se hace de la siguiente manera Cálculo para

determinar el avance:

Calculo del cut o corte.

Primer cuadrante.

Segundo cuadrante.

Tercer cuadrante

Cuarto cuadrante

Calculo de arrastres.

Cálculo de taladros de contorno (piso}.

Calculo de taladros de contorno {paredes).

Calculo de zonas de tajeo (stoping).

65

Figura 10: Diseño de Arranque Optado para el Crucero 4370


Cuadro 16: Características de los Explosivos.

Especificaciones

Técnicas

Unid Emulex

80% 65%

Densidad g/cm3

1.14 1.12

VOD m/s 5100 5000

Presión Kbar 87 85

Energía Kcal/k 120 110

Volumen Normal l/kg 830 910

PRW (Anfo=100) % 132 121

PRS (Anfo=100) % 185 167

Resist. al Agua Hora 72 72


B1

B4B3

a1

a4a2

a3

B2

66

4.1.1 Diseño de los Parámetros de Perforación y Voladura Según Holmberg.

Para hacer los cálculos de los parámetros de P&V se toma como base e XC BODE,

donde la roca es regular con un RMR de 41-50. En las coronas se hará una voladura

controlada utilizando explosivos de bajo poder rompedor. Se tiene los siguientes datos.

Cuadro 17: Características del Frente de Avance

DATOS DE CAMPO

TIPO DE ROCA III A

RMR 51 – 60

DENSIDAD 3 Tm / m3

ANCHO 3.5 m

LARGO 3.5 m

Diámetro taladro de producción 45 mm

Diámetro taladro de alivio 102 mm

Longitud de barra 12 Pies – 3.65 m

Desviación de taladros de contorno 3ª

Desviación angular 0.01

Desviación del collar 0.02

CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOS

EXPLOSIVOS DIMENSIONES Kg

Anfo

25

Emulex 80 1 1/4x8” 0.174

Emulex 65 1 1/8x8” 0.14


a. Calculo del Número de Taladros

Según el Manual de explosivos de Química sol S.A., para un frente ciego

67

𝑁 = √𝑆

𝐶. 4 + 𝐾. 𝑆. 𝑓𝑐𝑔

Dónde:

S = sección del frente

Fcg =factor de corrección geométrica (90%)

C =Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca, m

K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca

Cuadro 18: Características Según el Terreno

Tipo de Roca Distancia entre Taladros Coeficiente(K)

Roca Dura 0.5 – 0.55 2

Roca Semidura 0.6 – 0.65 1.6

Roca Blanda 0.7 – 0.75 1


Reemplazando datos se obtiene:

𝑁 = √3.5𝑥3.5

0.6. 4 + 1(3.5𝑥3.5𝑥0.9)

𝑁 = 34

b. Cálculo de la Potencia Relativa por Peso (s)

Para determinar la potencia relativa por peso, se usa la formula siguiente:

𝑆𝐸𝑋𝑃𝐿𝐹𝐵

=5

6[

𝑄3

𝑄𝐿𝐹𝐵] +

1

6[

𝑉

𝑉𝐿𝐹𝐵]

68

Dónde:

𝑆𝐸𝑋𝑃

𝐿𝐹𝐵

: Es la potencia por peso relativa un explosivo de referencia Emulnor

(LFB)

𝑄3: Es el calor de Explosión producido por la detonación de 1Kg., de la

mezcla explosiva usada (4.5 MJ/Kg)

𝑄𝐿𝐹𝐵: Es el calor de explosión producido por la detonación de 1Kg., de

emulnor LFB (3.84 MJ/Kg).

V: Es el volumen de gas generado por la detonación de 1Kg., de la mezcla

explosiva usada (0.85 gr/cm³).

𝑉𝐿𝐹𝐵: Es el volumen de gas generado por la detonación de 1Kg., de Emulnor

LFB (0.880 gr/cm³).

𝑆𝐸𝑋𝑃𝐿𝐹𝐵

=5

6[

4.5

3.84] +

1

6[

0.85

0.880]

𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂 = 1.09

Cuadro 19: Calculo de la Densidad de Carga de Agente de Voladura

Explosivo Densidad

(gr/cm3)

Peso/Unid

Kg

Diámetro

(mm)

Kg/m

(q)

Emulex 80 1.14 0.174 30 0.80


69

Para calcular la densidad de carga se usa la siguiente relación matemática:

𝑞 = 1140𝐾𝑔/𝑚3 ×𝜋𝐷2

4× 10−6

D =Diámetro explosivo (mm)

c. Primer cuadrante

Cuando se tiene varios taladros de alivio se calcula un diámetro equivalente, se

obtiene a partir de la siguiente relación:

∅ = √ndo

Dónde:

𝒅𝒐 = Diámetro, dé los taladros vacíos en el corte

n = Número de Taladros vacíos en el corte

∅ = Diámetro del taladro vació equivalente

Figura Nº 11: Diámetro Equivalente.

Fuente: Elaboración Propia.

Ø

70

∅ = 0.102√3

∅ = 0.177m

Burden máximo

𝐵1 = 1.7∅

𝐵1 = 1.7(0.177)

𝐵1 = 0.288 𝑚

Siempre se tiene una desviación de la perforación por ende se corrige de la siguiente

manera.

𝐹 = 𝐵(0.1 ± 0.03𝐻)

𝐹 = 0.288(0.1 ± 0.03 × 3.20)

𝐹 = 0.040 𝑚

Burden Práctico

𝐵𝑝 = 0.288 − 0.04

𝐵𝑝 = 0.25

Calculo de Concentración de Carga

q1 = 55d [B

∅]

1.5

X [B −∅

2] x [

c

0.4] x

1

RWSANFO

q1 = 55(0.045) [ 0.25

0.177]

1.5

X [0.25 −0.177

2] x [

0.4

0.4] x

1

1.09

𝑞1 =0.93 kg/m

Numero de cartuchos por taladro de: 28 mmx 200mm (Emulex 85%), será 12 -

13 cartuchos

71

𝑎1 = (𝐵1)√2

𝑎1 = (0.25)√2

𝑎1 = 0.35 𝑚

Figura 12: Primer Cuadrante.


𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡

𝑇𝑎𝑙=

𝑞 × 𝐿𝑐

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜


𝑇𝑎𝑙=

0.80 × 3.10

0.174


𝑇𝑎𝑙= 14 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

d. Segundo Cuadrante

a = (B1 − F)√2

Donde:

a = Ancho de la abertura creada en el primer cuadrante

B1 = Burden en el primer cuadrante (m)

72

F = Desviación de la perforación (m)

a = (0.25 − 0.04)√2

a = 0.30 m

Halando el Burden

𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂

𝑑 × 𝑐

𝐵 = 8.8 × 10−2√0.30 × 0.80 × 1.09

0.028 × 0.40

𝐵 = 0.43 𝑚

Burden práctico

𝐵2 = (0.43 − 0.04)

𝐵2 = 0.39

Taco

10 d = 0.45 m

𝑎2 = (0.39 +0.39

2) √2

𝑎2 = 0.82 𝑚

𝑁𝐶 = (𝐻 − 10𝑑)

𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝐸𝑚𝑢𝑙𝑒𝑥

𝑁𝐶 = (3.10 − 0.45)

0.20

𝑁𝐶 = 13 𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

73

Figura Nº 13: Diámetro Equivalente Segundo Cuadrante.


e. Tercer Cuadrante

a = (0.39 + 0.39

2− 0.040) √2

a = 0.77 m

𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂

𝑑 × 𝑐

Seguimos usando los mismo cartuchos por lo tanto se tiene

𝐵 = 0.68

𝐵3 = 0.68 − 𝐹

𝐵3 = 0.68 − 0.040

𝐵3 = 0.64 𝑚

0.82

0.25

B2

74

𝑎3 = (0.64 +0.82

2)√2

𝑎3 = 1.48 𝑚

Figura 14: Diseño de Parámetros de Perforación y Voladura en

el Tercer Cuadrante.


f. Cuarto Cuadrante

𝑎3 = (0.64 +0.82

2− 0.040)√2

𝑎3 = 1.42 𝑚

𝐵 = 8.8 × 10−2√𝑎 × 𝑞2 × 𝑆𝐴𝑁𝐹𝑂

𝑑 × 𝑐

𝐵 = 0.93 𝑚

𝐵4 = 0.93 − 𝐹

75

𝐵4 = 0.93 − 0.040

𝐵4 = 0.88 𝑚

𝑎4 = (0.89 +1.42

2)√2

𝑎4 = 2.26 𝑚

Número de cartuchos de: 30 x 200 mm = 13

Figura Nº 15: Diseño de Parámetros de Perforación y Voladura en el Cuarto

Cuadrante.


0.39

0.35

0.82

1.48

0.640.88

2.26 0.25

76

g. Arrastres

B = 0.9√q × SANFO

C × F × (SB

)

Dónde:

q = Concentración de carga (Kg/m)

C = 0.5

F = Factor de fijación. Generalmente se toma 1.45.

S/B = Espaciamiento/Burden. Se suele tomar 1.25.

B = 0.9√0.80 × 1.09

0.5 × 1.45 × (1.25)

B = 0.89 m

𝐵𝑎 = 0.89 − 0.040

𝐵𝑎 = 0.85 𝑚

El número de taladros en el arrastre está dado por:

𝑁 = [𝐴𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑡𝑢𝑛𝑒𝑙 + 2𝐻 sin 𝛾

𝐵+ 2]

Donde:

N= Número de taladros de arrastre.

H = Profundidad de los taladros.

y = Ángulo de la desviación en el fondo del taladro, 3°

B = Burden

N = (3.5+ 2x3.10sen3°)/0.90 + 2

N= taladros

Haciendo las pruebas in situ se concluye 5 taladros en el arrastre

77

Espaciamiento

𝑆 =𝐴𝑁𝐶𝐻𝑂 + 2𝐻 sin 𝛾

𝑁 − 1

𝑆 =3.5 + 2(3.10) sin 3

5 − 1

𝑆 =0.95 m

Para taladros de la esquina el espaciamiento está dado por:

𝑆1 = 𝑆 − 𝐻 sin 3 − 𝐹

𝑆1 = 0.70 𝑚

h. Taladros de Contorno

Se usara una voladura controlada (smooth blasting) los daños en el techo y en las

paredes se minimizaran utilizando Emulex 65%. Según Pearsson se tiene lo

siguiente.

S = Kd (m)

K=15-16 constante

S/B = 0.80

Por lo tanto si k= 15

S=0.68 Usando las formulas practicas se determina que: B=0.52 esto varía de

acuerdo al tipo de roca.

B=0.65m

𝐵𝐶 = 𝐵 − 𝐻 sinβ −𝐹

𝐵𝐶 = 0.41 𝑚

78

Concentración de carga

Concentración mínima de carga en la voladura controlada.

q = 90 d2

q = 0.18 kg/m

Por lo tanto, se debe usar cartuchos de diámetro 28mm x 200mm. Que

tienen una concentración de carga de 0.68 kg/m

Numero de taladros

Nt = 3.660.52⁄ + 2 = 9 Taladros

En la práctica se observa que 9 cartuchos de 65 % no dan buen resultado es

por eso que se suele utilizar entre 13 y 14.

4.2. Análisis e Interpretación de la Información

Aplicando el Modelo Matemático de Holmberg para mejorar la perforacion y voladura en

la Cía., Minera Lincuna S.A, en la Zona Caridad, se deduce a que en el lugar de estudio no

existen rocas metamórficas, allí se encuentran tres tipos de estructuras que son (fallas,

pliegues y estructuras circulares).

Principalmente la mineralización es de plata – plomo – zinc – cobre, con galena argentífera,

esfalerita, calcopirita, jamesonita, tetraedrita, etc., con promedios de reserva probado cuyas

leyes son: Ag Onz/TM = 4.28, % Pb = 1.33 % y Zn = 1.42 y como ganga tiene cuarzo,

sílice, pirita, arsenopirita, calcita.

Los bloques de mineral probados en la Zona Caridad están en menos de 20 m., de longitud

( 10 m. , de altura), hasta más de 300 m. de longitud con una altura de 60 m.

En la Zona Caridad, se realizó una perforación diamantina de 4030 m., de longitud, cuyo

costo es de: $ 282,100; el tipo de roca encajonante y el block mineralizante es de tipo <=

Regular IIIB (RMR = 41-50).

79

En la Zona de Caridad el método de explotación por almacenamiento provisional fue

"Shrinkage", el corte del mineral incrementa el volumen en más o menos 30 a 40 %;

por lo que para conservar la distancia del piso al techo es necesario extraer el exceso

de mineral para continuar con el ciclo siguiente; esto implica que un 60 a 65 % de

mineral queda en el tajeo hasta que este haya alcanzado toda su altura útil.

La secuencia de minado fue con el propósito de incrementar el volumen de mineral roto,

elevar la eficiencia y rendimiento del personal, se ha diseñado tajeos de 50 m de longitud,

puente de 6 pies, altura de sub-nivel 3 m., los puntos de extracción son ubicados cada 5

m., cuya sección es de 1.2 x 1.2 de long. x 6 mts, uno respecto de otro.

En cuanto a la perforación y preparación se consideró los siguientes procesos:

Limpiar bien el taladro con cucharilla y/o soplete.

La superficie de la punta del atacador debe ser lisa, convexa y de mayor

diámetro.

El cebado debe ser centrado no introducir el fulminante hasta la mitad del

cartucho.

Colocar los cartuchos una detrás de otra hasta que se peguen o se unan entre ellas

y atacar cada levemente cada dos o tres cartuchos y confinar todos los cartuchos

al final, para que exista continuidad de carga.

Para facilitar el acoplamiento entre cartuchos se puede hacer uno ó dos orificios

en el cartucho para que acople al cartucho que le sigue.

Usar tacos de arcilla en todos los taladros para disminuir las vibraciones por

golpe de aire.

El cebo debe introducirse al fondo del taladro en dirección a la boca del taladro.

En taladros sobre cabeza cada dos cartuchos de emulsión picar 2 huecos cortos

para que al momento de introducir los cartuchos éste se adhiera al taladro se

confine y acople.

No tarjar los cartuchos.

Al momento de atacar el explosivo no es necesario reventar el plástico,

80

solamente acoplar y atacar al final.

Paralelismo y distancia adecuada es importante para evitar el efecto de presión de

muerte o congelamiento.

El método de diseño consistió en enfocarse en geo mecánica, con el objetivo de conocer a

fondo las condición y situación natural de la roca, luego se elige el explosivo,

posteriormente se calculan los índices y factores de voladura y finalmente se hace el diseño

de voladura calculando el burden y espaciamiento haciendo una distribución de taladros

según el modelo Matemático de Holmberg,

Luego de aplicar el método de Holmberg implicando mayor cantidad de variables se puede

ver que hay una disminución en las fallas de voladura, sobre todo en el caso de tiros

cortados, anillados y taqueos que son los más comunes.

Para la limpieza se emplearan equipos diesel (minería trackless) que permitieron alcanzar

una mayor productividad en el desarrollo de las actividades mineras, los equipos fueron de

siguientes capacidades: 08 Scoops Caterpillar R1300G de 4,2 yd³, 01 Scoop R1600G de 6,0

yd³, 01 Scoop LH-310 de 4,2 yd³ y 01 Scoop LH-410 de 6,0 yd³, 02 Scoops Wagner 2,2

yd³, 02 Scoop Wagner 3,5 yd³ y 01 Scoop Yarvis 01 yd³, para luego realizar la acumulación

o el carguío directo hacia los volquetes para la extracción del material y/o mineral.

Luego de aplicar el método de Holmberg implicando mayor cantidad de variables se puede

ver que hay una disminución en las fallas de voladura, sobre todo en el caso de tiros

cortados, anillados y taqueos que son los más comunes.

4.3. Discusión de los Resultados

En la Zona de Caridad el método de explotación fue "Shrinkage", lo cual tuvo muchas

deficiencias en cuanto a la extracción del mineral y materiales de desarrollo, porque no se

aplicó ningún método en cuanto al diseño de mallas de perforación y voladura.

81

Con el diseño de los parámetros de perforación y voladura según holmberg, se establece

de una cara libre, para hacer los cálculos como: la carga explosiva y el Burden de acuerdo

a Holmberg, se realizan los cálculos de cut o corte en los cuadrantes, cálculo de arrastres,

cálculo de taladros de contorno (piso}, cálculo de taladros de contorno {paredes) y cálculo

de zonas de tajeo (stoping).

Con la aplicación del modelo matemático de holmberg, se mejoró la perforación y

voladura en la Zona Caridad, obteniéndose los siguientes resultados:

Tipo de roca regular: III A.

RMR: 51 – 60.

Eficiencia de voladura: 91 %.

Angulo de buzamiento en rango de 35º

Longitud: 28.28 m., inclinado

Avance por disparo: 3.10 m.

Factor de carga: 1. 71 kg explosivo/m³.

Factor de avance: 22.55 Kg/m.

Longitud de barra: 12 pies.

Nº de taladros: 13 – 14.

4.4. Aportes del Tesista.

Con la Tesis desarrollada en la Cía., Minera Lincuna S.A, se llegó a mejorar y optimizar la

granulometría, siendo anterior a la Investigación una granulometría de 80 cm., y después de

desarrollar el trabajo de Investigación aplicando el Modelo Matemático de Holmberg se

determinó a una granulometría de 20 cm, lo cual está demostrado que también se hizo la

optimización.

82

CAPITULO V

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

5.1. Conclusiones

1. Las condiciones geo mecánicas realizadas para este tipo de roca son: Tipo de roca

regular: III A, RMR: 51 – 60.

2. Se mejoró la eficiencia de la voladura que se realiza en la Zona Caridad de la Mina

Lincuna, mediante una óptima distribución de la energía en el macizo rocoso que llega

a una eficiencia de la voladura de 91 % que equivale a un avance de 3.10 m., promedio

por disparo.

3. La aplicación de la perforación y voladura controlada de pre corte y el uso adecuado de

explosivos en la Zona Caridad, ha permitido controlar y reducir la sobre excavación a

7.92 % del promedio por disparo.

4. El uso del modelo Matemático de Holmberg permitió a mejorar el factor de avance que

inicialmente era de 24.83 Kg/m a 22.55 Kg/m.

83

5. Con el diseño de la malla de perforación y voladura mediante el Modelo matemático de

Holmberg con un diámetro de perforación de 45 mm y una sección de 12.25 m², se

obtiene un factor de carga de 1. 71 kg explosivo/m³, lo cual indica que este parámetro

representa una buena eficiencia de voladura.

5.2. Recomendaciones.

1. Para la operación unitaria de perforación y voladura en frentes de avance debe

implementarse el uso de la malla de perforación diseñado mediante el algoritmo de

holmberg por haber demostrado una buena eficiencia en la voladura.

2. El paralelismo en la perforación es un factor muy importante para realizar una buena

voladura, por lo tanto se recomienda el uso de cuatro guiadores de 2 metros de longitud

en la perforación.

3. Para tener una eficiente perforación el personal debe ser entrenado y la maquinaria que

se va a utilizar debe estar en buenas condiciones y de esa manera evitar el error de

perforación para alcanzar la eficiencia requerida en la voladura.

4. Para realizar una buena perforación y mantener la sección de la labor se debe realizar el

pintado de la malla de perforación de acuerdo a parámetros del diseño realizado.

5. Para seguir reduciendo la longitud del taqueado en los disparos, se debe reducir los

errores de perforación, con el uso de guiadores se reduce el error en la desviación

angular y con un buen pintado de la malla de perforación se evita los errores de

emboquillado siendo estos factores directos para la reducción de los errores de

perforación.

84

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1. Agreda C. (1996). “Operaciones Mineras Unitarias de Perforación y Voladura de

rocas”.

2. Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno (2003). "Manual de perforación y

voladura de rocas", Edición Arias Montano.

3. Crúzate R. Fredy (2002). “Informe de Voladura Controlada de la Empresa de

Explosivos FAMESA S.A.”

4. Cumins, Arthur B, (1990). “Manual de Ingeniería Minera de la Sociedad de

Ingenieros Mineros, SME” 2da Edición, New York- Estados Unidos Society of.

Mining Engineers,

5. Exsa SA. (2011). Manual práctico de voladura. Lima- Perú.

6. EXSA, (2005). “Manual Práctico de Voladura”, 4ta Edición. Lima-Perú.

7. FARNESA- Explosivos y Accesorios para Voladura en Minería. (s.f.).

8. Instituto Tecnológico Geominero de España. (1994). Manual de perforación y

voladura de rocas. Madrid.

9. International Society of Explosives Enginners (2008). Manual del especialista en

voladura.

10. Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Diseño de Mallas de Perforación y Voladura

Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de Influencia del año (1998).

11. Rune Gustafsson, Técnica Sueca de Voladura (1997).

12. Santana Orellana, Leonard Eliel. (204), Tesis “Diseño de Malla para Perforación y

Voladura de Frentes Utilizando Modelo Matemático de Holmberg e índice de

Volabilidad de Lylli” para optar el título Profesional de Ingeniero de Minas.

85

ANEXOS

87

ANEXO 02: VISTA 3D – MINA HÉRCULES – COTURCAN – COTURCAN ALTO-CARIDAD

CÍA. MINERA LINCUNA S.A.

88

ANEXO 03: MÉTODO DE MINADO, CORTE Y RELLENO ASCENDENTE EN

BREASTING – MINA.

89

ANEXO 04: MÉTODO DE MINADO CORTE Y RELLENO ASCENDENTE EN REALCE – MINA

90

ANEXO 05: MÉTODO DE MINADO SHIRINKAGE – MINA – CARIDAD.

91

ANEXO 06: ANEXO VISTA EN PLANTA (VETAS) – CIA MINERA LINCUNA.

92

ANEXO 07: DISTRIBUCIÓN DE CARGA CON EMULSION.

CON EMULSION

Factor de Potencia (Kg/Tn) 0.62

Factor de Carga (Kg/m3) 1.87

Factor de Avance (Kg/m) 24.83

DISTRIBUCION DE TALADROSNª Tal

Perf.

Nª Tal.

CargadosCart/Tal Anfo (Kg)

Emulex 65

1 1/8" x 8"

Emulex 80

1 1/4" X 82

Pentacord

(m)Fanel MS Fanel LP

Carmex

(Und)

Mecha

Rapida (m)

Alivio 3 - - - - -

Arranque 4 4 14 - - 56 - 4 -

1era Ayuda 4 4 14 - - 56 - - 4

2da Ayuda 4 4 14 - - 56 - - 4

Ayuda Corona 2 2 13 - - 26 - - 2

Corona 5 5 12 - 60 0 - - 5

Cuadradores 6 6 14 - - 84 - - 6

Ayuda Arratres 2 2 13 - - 26 - - 2

Arrastres 5 5 13 - - 65 - - 5

TOTAL 35 32 - 60 369 - 4 28 2 0.2

Carga Total de Explosivo (Kg) 8.4 64.21


2 0.2

72.61

DISTRIBUCION DE CARGA - SECCION 3.5 X 3.5 ROCA REGULAR

93

ANEXO 08: DISTRIBUCIÓN DE CARGA CON ANFO.

CON ANFO

Factor de Potencia (Kg/Tn) 0.81

Factor de Carga (Kg/m3) 2.43

Factor de Avance (Kg/m) 32.38

DISTRIBUCION DE TALADROSNª Tal

Perf.

Nª Tal.

CargadosKg/ Tal Anfo (Kg)

Emulex 65

1 1/8" x 8"

Emulex 80

1 1/4" X 82

Pentacord

(m)Fanel MS Fanel LP

Carmex

(Und)

Mecha

Rapida (m)

Alivio 3 0 - - - -

Arranque 4 4 4.06 16.24 - 4 - 4 -

1era Ayuda 4 4 4.06 16.24 - 4 - - 4

2da Ayuda 4 4 3.65 14.6 - 4 - - 4

Ayuda Corona 2 2 2.84 5.68 - 2 - - 2

Corona 5 5 0 0 60 0 - - 5

Cuadradores 6 6 2.43 14.58 - 6 - - 6

Ayuda Arratres 2 2 2.84 5.68 - 2 - - 2

Arrastres 5 5 0 0 - 65 - - 5

TOTAL 35 32 60 87 - 4 28 2 0.2

Carga Total de Explosivo (Kg) 73.02 8.4 15.14


2 0.2

96.56

95

ANEXO 10: DISTRIBUCIÓN DE CARGA - SEGÚN HOLMBERG

Sección: 3.5 m x 3.5 m 3.66 m

Clasificación geomecánica Buena RMR: 51-60 3.4 m / disparo

Diámetro del taladro pulg. 1.77 37

Densidad del Anfo confinado gr/cm30.9 34

Cantidad de carga por metro kg/m 1.43 3

4.0 pulg

Densidad desmonte: 3 t / m3

Volumen desmonte: 41.0 m3

Tonelaje desmonte: 123.0 ton

3.1 m

Densidad mineral: 3.0 t / m3 91%

Volumen mineral: 41.0 m3

Tonelaje mineral: 123.0 t

kg/t

kg / m

kg / m3

N° de taladros cargados

a) PARÁMETROS TÉCNICOS: b) PERFORACIÓN:

Logitud de barra (12 pies)

Longitud de perforación efectiva:

Total N° de taladros

UNDDESMONTE MINERAL

N° de taladros de alivio

Diámetro de taladro de alivio

e) EFICIENCIAS:Avance por disparo

1.71 1.71

Eficiencia en voladura:

FACTOR DE VOLADURAFRENTE CIEGO FRENTE CIEGO

PARÁMETROS Y EFICIENCIAS EN PERFORACIÓN Y VOLADURA (SECCIÓN 3.5 m x 3.5 m)

Factor de potencia 0.57 0.57

Factor de carga22.58 22.58

96

Emulex 80

1 1/4x8"

Emulex 65

1 1/8x8"

Superfam

Dos

Peso

Emulex 80

Peso

Emulex 65

Superfam

Dos

Arranque 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74

1ra. Ayuda 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74

2da. Ayuda 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74

Produccion 4 14 0 0.0 9.744 0 0.00 0.00 9.74 9.74

Cuadradores 4 0 14 0.0 0 7.84 0.00 0.00 7.84

Ayuda Alzas 2 14 0 0.0 4.872 0 0.00 0.00 4.87 4.87

Corona 5 0 13 0.0 0 9.1 0.00 0.00 9.10 9.10

Ayuda Arrastre 2 14 0 0.0 4.872 0 0.00 0.00 4.87 4.87

Arrastre 5 14 0 0.0 12.18 0 0.00 0.00 12.18 12.18

TOTAL 34 0.00 60.9 16.94 0.00 77.84 70.00

TOTAL

EXPLOSIVO

(kg.)

DISTRIBUCION DE CARGA

c) VOLADURA:

ITEM N° TALADROS

EXPLOSIVO X TALADRO EXPLOSIVO X UBICACIÓN

ANFO (kg) Emulex (kg)

97

ANEXO 11: DIMENSIONES DEL VOLQUETE.

98

ANEXO 12: JUMBO DD 210 - SANDVIK

100

ANEXO 13: JUMBO BOOMER 281 - ATLAS COPCO

101

ANEXO 14: JUMBO BOOMER 282 – ATLAS COPCO

tesis - gob

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