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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA
“MONITOREO Y EVALUACIÓN TÉCNICO-
ECONÓMICA DE LOS RESULTADOS DE LA VOLADURA DE ROCAS DE UNA OPERACIÓN MINERA SUBTERRANEA EN SUDÁFRICA.”
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
JOSE MARÍA VEGA HUAMAN
ASESOR:
ING. ELVIS WILLIAM VALENCIA CHAVEZ LIMA – PERÚ
2015
DEDICATORIA:
A la memoria de mi padre
Arq. José María Vega Callirgos.
AGRADECIMIENTO:
A mi asesor de Tesis Ing. Elvis Valencia.
Y al especialista M.Sc. Ing. José Antonio
Corimanya Mauricio.
En especial a mi hija Gabriela Zulema Vega
Arana.
RESUMEN
La mina Kamoto situada en la provincia de Katanga - Sud África, explota cobre (Cu)
y cobalto (Co) por el método subterráneo. Las labores mineras son frontones de 6m
x 6m, con el diámetro de los taladros de producción de 45mm y los taladros vacíos
102mm, usándose en corte quemado. La perforación se realiza con Jumbos 281 y
282 de uno y dos brazos respectivamente, con una perforación efectiva de 3.8m.
El macizo rocoso es roca sedimentaria, cuya densidad para mineral 2.7 Tm/m3 y para
desmonte es 2.6 Tm/m3.
En cuanto a la voladura de rocas se usa cartuchos de emulsión de 13” x 24”, con
una densidad de 1.3 gr/cc; obteniéndose un avance efectivo 3.5m, cuya producción
diaria es de 60,000 Tm y mensual 180,000 Tm.
De los diversos disparos primarios realizados en la mina Kamoto, para la presente
tesis se han seleccionado tres, obteniéndose una fragmentación buena como
resultado de la voladura de rocas
ABSTRACT
Kamoto mine located in the province of Katanga - South Africa, is exploiting copper
(Cu) and cobalt (Co) by the underground mining method. The dimensions of the drifts
are 6.0 m x 6.0 m, using production holes of 45mm and empty holes of 102mm in the
burn cut. The drilling is made with Jumbos 281 and 282 of one and two boom
respectively, with an effective drilling of 3.8 m.
The rock mass is sedimentary, with density of mineral 2.7 Tm/m3 and of 2.6 Tm/m3
for waste.
For the blasting unit mining operation Kamoto mine is using cartridges of emulsion of
13 "x 24", with a density of 1.3 g/cc; obtaining an effective advance of 3.5m. The daily
production is of 60,000 Tm and monthly production is of 180,000 Tm. For the present
work of investigation, three primary blasts were selected. The results of these blasts
were evaluated, on a technical, economical basis. In all results the fragmentation
obtained was very good and not toxics fumes were generated.
INDICE
INTRODUCCION 15
CAPÍTULO I GENERALIDADES 17
1.1 UBICACIÓN. 17
1.2 RESEÑA HISTÓRICA. 18
1.3 GEOLOGÍA. 19
1.4 MINERALIZACIÓN. 20
1.5 OBJETIVOS GENERALES. 20
1.6 OBJETIVOS ESPECÍFICOS. 22
CAPITULO II DESCRIPCION DE LAS OPERACIONES MINERAS. 23
2.1 INTRODUCCIÓN. 23
2.1.1 Las operaciones de minado. 23
2.1.1.1 Ventilación y regadío. 24
2.1.1.2 Desate. 24
2.1.1.3 Limpieza. 24
2.1.1.4 Sostenimiento. 24
2.1.1.5 Perforación. 24
2.1.1.6 Carguío y voladura 24
2.2 MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. 25
2.3 EQUIPOS. 27
2.3.1 Perforadoras. 27
2.3.2 Carguío y acarreo. 28
2.3.3 Equipo para el sistema de sostenimiento. 29
CAPITULO III FORMAS DE ATAQUE AL MACIZO ROCOSO. 31
3.1 INTRODUCCIÓN. 31
3.2 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LOS MÉTODOS DE ATAQUE AL MACIZO
ROCOSO. 33
3.2.1 El ataque mecánico. 33
3.2.1.1 Perforación a percusión. 36
3.2.1.2 Perforación rotativa. 40
3.2.1.3 Tunnel Boring Machine (TBM). 42
3.2.2 El ataque físico-químico. 48
3.2.2.1 Accesorios de voladura de rocas. 48
3.2.2.2 Mezclas explosivas comerciales. 50
3.3 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LAS MEZCLAS EXPLOSIVAS
COMERCIALES. 51
3.3.1 Bajos explosivos. 51
3.3.2 Agentes de voladura. 52
3.3.3 Altos explosivos. 53
3.4 DESARROLLO HISTÓRICO DE LAS MEZCLAS EXPLOSIVAS
COMERCIALES. 53
CAPITULO IV CONCEPTOS MATEMATICOS BASICOS DE LA
OPERACIÓN MINERA UNITARIA DE VOLADURA DE
ROCAS. 56
4.1 INTRODUCCIÓN. 56
4.2 PRINCIPALES FACTORES QUE TIENEN UNA INFLUENCIA
DETERMINANTE EN LOS RESULTADOS DE UN
DISPARO PRIMARIO. 57
4.2.1 Variables no controlables. 57
4.2.2 Variables controlables. 58
4.2.2.1 Variables geométricas. 59
4.2.2.2 Variables físico-químicas. 60
4.2.2.3 Variables de tiempo. 61
4.2.2.4 Variables operativas. 62
4.3 ETAPAS DEL PROCESO DE FRACTURAMIENTO DEL
MACIZO ROCOSO. 63
4.3.1 Primera fase: Fracturas radiales (Brisance). 64
4.3.2 Segunda fase: Empuje hacia adelante (heave). 65
4.3.3 Tercera fase: Fragmentación. 66
4.4 RESULTADOS DE LA VOLADURA EN MINA KAMOTO. 67
CAPITULO V CARACTERIZACION GEOMECANICA DEL MACIZO
ROCOSO. 65
5.1 INTRODUCCIÓN. 65
5.2 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LAS CARACTERIZACIONES
GEOMECÁNICAS MÁS USADA A NIVEL MUNDIAL. 66
5.2.1 RQD (Rock Quality Designation). 67
5.2.2 RMR (ROCK MASS RATING). 69
5.2.3 Q de Barton. 73
5.3 CORRELACIONES MATEMÁTICAS DE LAS CARACTERIZACIONES
GEOMECÁNICAS. 114
5.4 CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MINA KAMOTO. 115
CAPITULO VI TIPOS DE CORTE EN MINERIA SUBTERRANEA 116
6.1 INTRODUCCIÓN. 116
6.2 CLASIFICACIÓN DE LOS CORTES. 118
6.2.1 Cortes con taladros angulares. 118
6.2.1.1 Ventajas de los cortes con taladros angulares. 119
6.2.2 Cortes con taladros paralelos. 120
6.2.2.1 Ventajas de los cortes con taladros paralelos. 121
6.2.3 Cortes híbridos. 122
CAPITULO VII INVESTIGACION APLICADA A LA OPERACIÓN MINERA
DE VOLADURA DE ROCAS. 124
7.1 INTRODUCCIÓN. 124
7.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA. 124
7.3 HIPÓTESIS. 124
7.4 Metodología de la investigación aplicada. 125
7.5 JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN. 125
7.6 ESPECIFICACIÓN DE TAREAS. 125
7.6.1 Cronograma de actividades. 125
7.6.2 Descripción de actividades. 125
CAPITULO VIII MONITOREO Y EVALUACION DE LOS RESULTADOS DE
LOS DISPAROS PRIMARIOS EJECUTADOS POR AAC
MINING EXECUTORS LTD EN SUD AFRICA. 127
8.1 INTRODUCCIÓN. 127
8.2 CASOS-ESTUDIO DE LOS DISPAROS EFECTUADOS
EN MINERAL. 128
8.2.1 Caso-estudio N° 01. 128
8.2.1.1 Algoritmo de solución. 130
8.2.2 Caso-estudio N° 02. 133
8.2.2.1 Algoritmo de solución. 94
8.3 CASO-ESTUDIO DE LOS DISPAROS EFECTUADOS
EN DESMONTE. 145
8.3.1 Caso-estudio N° 03. 145
8.3.1.1 Algoritmo de solución. 146
CAPITULO IX ANALISIS, INTERPRETACIÓN Y DISCUSIÓN DE LOS
RESULTADOS. 154
9.1 INTRODUCCIÓN. 154
9.2 CASO-ESTUDIO N° 01 (MINERAL). 155
9.3 CASO-ESTUDIO N° 02 (MINERAL). 155
9.4 CASO-ESTUDIO N° 03 (DESMONTE). 156
CONCLUSIONES. 157
BIBLIOGRAFIA. 159
ANEXOS. 161
INDICE DE FIGURAS.
Figura N° 1.1: Muestra la ubicación de la mina KAMOTO. 18
Figura N° 2.1: Ciclo de minado. 25
Figura N° 2.2: Plan section – room and pillar common block. 26
Figura N° 2.3: Método de explotación cámaras y pilares. 27
Figura N° 2.4: Muestra un scooptrams 1520 28
Figura N° 2.5: Muestra un damper para el carguío del material
del material fragmentado. 29
Figura N° 3.1: Muestra el avance cronológico del ataque al
macizo rocos 33
Figura N° 3.2: Muestra un jumbo 281 con un solo boom 34
Figura N° 3.3: Muestra un jumbo 282 con dos boom 35
Figura N° 3.4: Esquema de perforación a percusión. 36
Figura N° 3.5: Muestra un barreno y la broca down the hole 37
Figura N° 3.6: Muestra un jumbo en pleno trabajo de perforación. 38
Figura N° 3.7: Muestra las brocas tricónicas de las
Perforadoras rotativas 40
Figura N° 3.8: Muestra la perforación rotativa. 41
Figura N° 3.9: Muestra una TMB realizando un túnel. 42
Figura N° 3.10: Muestra un túnel para refugio. 46
Figura N° 3.11: Muestra la emulsión encartuchada. 48
Figura N° 3.12: Muestra de accesorios de voladura. 48
Figura N° 3.13: Muestra de mezclas explosivas. 50
Figura N° 3.14: Mecha de seguridad. 51
Figura N° 3.15: Booster como iniciador del ANFO. 52
Figura N° 3.16: Muestra un alto explosivo como la dinamita. 52
Figura N° 4.1: Muestra algunos tipos de macizos rocosos. 57
Figura N° 4.2: Muestra el diseño de un frontón. 59
Figura N° 4.3: Muestra la selección de la mezcla explosiva comercial
y los accesorios de voladura. 60
Figura N° 4.4: Muestra un nonel, cuyo retardo se encuentra
en el fulminante. 61
Figura N° 4.5: Muestra el fácil carguío de la fragmentación
de la roca. 62
Figura N° 4.6: Muestra la primera fase (Brisance). 63
Figura N° 4.7: Muestra la segunda fase (Heave). 65
Figura N° 4.8: Muestra la fragmentación total de la roca. 66
Figura N° 4.9: Resultados de la reducción de los costos en
Voladura. Mina Kamoto. África. 67
Figura N° 5.1: Muestra dos macizos rocosos con sus respectivas
características. 66
Figura N° 5.2: Muestra las conexiones del disparo y los
resultados. 67
Figura N° 5.3: Muestra la caracterización del macizo
rocoso (RQD). 69
Figura N° 5.4: Muestra los contactos, alteraciones y rugosidades. 73
Figura N° 5.5: Muestra las condiciones de una excavación
subterránea. 75
Figura N° 5.6: Muestra el ábaco propuesto por N. Barton. 113
Figura N° 6.1: Muestra un frontón con su respectiva
secuencia de salida. 117
Figura N° 6.2: Muestra dos tipos de cortes en un frontón. 118
Figura N° 6.3: Muestra el corte piramidal. 119
Figura N° 6.4: Muestra el corte en “V”. 119
Figura N° 6.5: Muestra el corte quemado. 120
Figura N° 6.6: Muestra el corte quemado con taladro vacío de
mayor diámetro (Large hole burn cut). 121
Figura N° 6.7: Muestra el corte Coromant (Coromant cut). 121
Figura N° 8.1: Muestra la labor minera subterránea típica que se
está explotando en la mina Kamoto en Sud África 130
Figura N° 8.2: Muestra un taladro cargado con emulsiones 134
Figura N° 8.3: Muestra un frontón en la mina Kamoto 138
Figura N° 8.4: Muestra el carguío de un taladro con emulsiones. 142
Figura N° 8.5: Muestra un frontón diseñado para desmonte. 147
Figura N° 8.6: Muestra un taladro con emulsión para desmonte. 151
INDICE DE TABLAS.
Tabla N° 3.1: Muestra el desarrollo histórico de las MEC. 53
Tabla Nº 5.1: Muestra la clasificación del RQD. 68
Tabla N° 5.2: Muestra la caracterización geomecánica según el
RMR. 71
Tabla N° 5.3: Muestra los parámetros del RMR. 72
Tabla N° 5.4: Muestra los parámetros del Q de Barton. 75
Tabla N° 5.5: Muestra la clasificación Q de Barton. 76
Tabla N° 5.6: Muestra el resumen de la correlaciones. 114
Tabla N° 5.7: Clasificación Geomecánica de la Mina Kamoto. 114
Tabla N° 7.1: Cronograma de actividades. 126
15
INTRODUCCION
La caracterización apropiada de los macizos rocosos, además de ser la base para
el diseño de las mallas de perforación y voladura y selección del explosivo,
contribuye a la optimización del método de explotación ya sea subterráneo o
superficial. También, permite la programación de imprevistos durante la explotación
como por ejemplo el agua subterránea. Además proporciona un conocimiento
técnico completo del perfeccionamiento de los procesos en la mina, de manera
cuantitativa determinando así la calidad geotécnica de un macizo rocoso, y
permitiendo la distinción entre un macizo rocoso y otro, de manera rápida y fácil.
Esta información se aplica en la obtención de una mayor seguridad en las labores
mineras debido a la oportuna implementación de medidas seguridad en cuanto a la
selección adecuada de algún sistema de sostenimiento para las labores
subterráneas como es el caso de los frontones con las dimensiones de 6m x 5m y
el uso del corte quemado; permitiendo de esta manera obtener una adecuada
16
fragmentación como resultado de la voladura de rocas usando emulsiones
encartuchadas en taladros de 14 pies de profundidad en la mina KAMOTO.
17
CAPÍTULO I
GENERALIDADES
1.1 UBICACIÓN.
La mina Kamoto está situada en la provincia de Katanga, en la República
Democrática del Congo, en el continente Africano. La compañía Katanga
Coper Company surge del joint venture entre Katanga Mining Limited y la
compañía nacional Gecamines. Las coordenadas donde se encuentra
Kamoto son 10°43'0" S y 25°25'0" E en formato DMS (grados, minutes,
segundos) o -10.7167 y 25.4167 (en grados decimales). Su posición UTM y
su referencia Joint Operation Graphics es SC35-09.
La mina Kamoto, se encuentra aproximadamente a 9km al Oeste de
Kolweki, un importante centro minero de cobre y cobalto, con una población
de unos 453.000 habitantes. Esta ciudad, situada a una altura de 1.448
18
msnm, fue fundada en 1937 para recibir a los altos mandos de la Asociación
de Explotación Minera de Katanga. Para poder llevar a cabo las actividades
mineras, en el río Lualaba se creó el lago Nzilo, que proporciona una fuente
hidroeléctrica así como reservas de agua. La economía de la ciudad
depende mayoritariamente de la explotación minera a cielo abierto y
subterráneo. El cobre y el cobalto son los principales productos explotados.
Figura N° 1.1: Muestra la ubicación de la mina KAMOTO.
1.2 RESEÑA HISTÓRICA.
Esta mina, cuya explotación se hace por el método subterráneo, es la
principal fuente de sulfuro de Katanga, comenzó a operar en 1969,
produciendo tres millones de toneladas de mineral al año durante la década
de 1980. Antes de que las operaciones se interrumpieran en 1990, debido a
la falta de inversión, la mina de Kamoto había producido 59,3 millones de
toneladas de mineral, 4,21% cobre y 0,37% cobalto.
19
Katanga reinició la producción en marzo de 2007, después de que un
estudio de viabilidad independiente estimara una producción de 150.000
toneladas de cobre y 5.000 toneladas de cobalto al año durante un periodo
de seis meses.
1.3 GEOLOGÍA.
Las zonas mineralizadas están en el extremo occidental de Katanga
Copperbelt, una de las provincias metalógenas más importantes del mundo,
que contiene algunos de los más ricos depósitos de cobre y cobalto del
mundo.
Estos depósitos se alojan principalmente en rocas meta-sedimentarias del
último sistema proterozoico de Katangan, una porción rocosa de una
dimensión de 7km de sedimentos volcánicos y rocas intrusivas. Datos geo-
cronológico indican una edad de deposición de los sedimentos Katanga de
unos 880 millones años y deformación durante la orogenia Katanga en
menos de 650 millones de años. Esta deformación resultó en el NS-SE
tendencias Lufilian arco, que se extiende desde Namibia en la costa oeste
de África a través de Zambia, midiendo al sur de la República Democrática
del Congo.
Dentro de la RDC, la zona de deformación se extiende por más de 300 km
de Kolwezi en el noroeste del país a Lubumbashi en el sureste. Dentro del
arco de Lufilian son a gran escala E-W con pliegues tendientes NW-SE con
longitudes de onda que se extienden por kilómetros. Los pliegues son a lo
largo de las crestas de los anticlinales a través del cual las rocas parduzcas
aparecen incrustadas en las zonas de falla o contactos.
20
Los excesos de los esfuerzos de las litologías de color parduzco aparecen
como segmentos o "fragmentos" en superficie. Los fragmentos son unidades
intactas que preservan la sucesión geológica original dentro de cada uno.
Un fragmento podría ser centenares de metros y alineados en el plano de
falla.
1.4 MINERALIZACIÓN.
La mineralización primaria, en forma de sulfuros, con un menor color
parduzco está asociada con la Dolomita estratificada (Strat D) y rocas con
rellenos y Dolomitas silicificadas masivas (RSF) y los esquistos Basal (SDB)
y Pizarras Dolomitas Superiores o lutitas dolomíticas superiores (SDS) y se
cree que son rocas de origen sedimentaria. Minerales de sulfuro de cobre
primario típico son Bornita, Calcopirita, chalcosita y cobre nativo ocasional,
mientras que el cobalto es en forma de carrolite. La mineralización se
produce como diseminaciones o en asociación con la alteración hidrotermal
carbonato y silicificacion.
La mineralización supergénica está generalmente asociada con los niveles
de oxidación en el subsuelo a veces más allá de 100m por debajo de la
superficie. Los minerales más comunes supergénicas secundarias de cobre
y cobalto son Malaquita y heterogenite. Malaquita es el principal mineral
extraído dentro de los límites.
1.5 OBJETIVOS GENERALES.
Los objetivos principales de la presente tesis de investigación se mencionan
a continuación:
21
• Subrayar que conociendo las características físico-mecánicas del
macizo rocoso, se puede seleccionar una adecuada mezcla explosiva
comercial y sobre todo hacer un buen diseño de las mallas de perforación y
voladura de rocas. Obteniendo como resultado de la voladura de rocas una
buena fragmentación que se traducirá en la reducción o incremento de los
costos operacionales. Así, como también el adecuado diseño de estas
mallas y el uso adecuado de los explosivos tiene una influencia directamente
Vs. Los costos de los diversos sistemas de sostenimiento en las
operaciones mineras subterráneas.
• Por otro lado, reiterar a la comunidad minera y a toda la humanidad
en especial a los opositores a la minería que a través de la industria minero-
metalúrgica con responsabilidad socio ambiental, se puede trabajar sin
depredar el ambiente, salvaguardando y preservando el ambiente para el
buen uso de las presentes y futuras generaciones.
• También, se debe destacar que todos los seres humanos de alguna
u otra manera hacemos uso de los metales y aleaciones, que son producto
de la industria minera; como ejemplo desde una ama de casa en los
utensilios en la cocina hasta la medicina a través de la ortopedia, braquetes,
etc.
• Resaltar que los egresados de la Escuela Profesional de Ingeniería
de Minas de la UNI, con sus conocimientos adquiridos en las aulas
universitarias pueden trabajar en cualquier país del mundo, por lo que se
debe enfatizar que son profesionales de exportación.
22
1.6 OBJETIVOS ESPECÍFICOS.
Que entendiendo la importancia fundamental que tienen las operaciones
binomiales de perforación y voladura de rocas, cuyo resultado es la
fragmentación como variable aleatoria. Se debe tener un departamento de
perforación y voladura en cada unidad minera, para diseñar las mallas de
perforación y voladura (B x S) y evaluar los resultados de cada disparo
primario. De tal manera, que en dicho departamento se haga investigación
aplicada, porque solo así se podrá minimizar los costos operacionales.
También, se debe sugerir que en este tercer milenio la FIGMM debe tener
su propio laboratorio de voladura de rocas y su campo de pruebas, donde
los alumnos puedan complementar sus conocimientos teóricos con la parte
práctica, dicho laboratorio debe ser dotado con equipos de última
generación.
23
CAPITULO II
DESCRIPCION DE LAS OPERACIONES MINERAS.
2.1 INTRODUCCIÓN.
La mina Kamoto, es explotada por el método subterráneo, con reservas de
cobre y cobalto. Al reiniciar las operaciones mineras, en marzo de 2007 las
técnicas utilizadas en la explotación combinan el método de cámaras y
pilares y el método de corte y relleno.
2.1.1 Las operaciones de minado.- Son las siguientes:
2.1.1.1 Ventilacion y regadío.- El tiempo de ventilación es de 1 hora, por
medio de ventiladores eléctricos de 75 kw y el regadío es manual.
24
2.1.1.2.- Desate.- El desate es principalmente convencional por medio de
barretillas de longitud mínima de 1.5 m y como máxima 6 m, y mecanizado
mediante scaltex.
2.1.1.3.- Limpieza.- Se realiza mediante cargadores frontales de 15 t Atlas
Copco LHD1520.
2.1.1.4.- Sostenimiento.- En desarrollo primario se utiliza Split Set 2.4 m, con
malla electro-soldada y shotcrete, en desarrollo secundario el sostenimiento
es con Split Set 2.4 m sistemático.
2.1.1.5.- Perforación.- Se realiza fundamentalmente por Jumbos 281 , 282
Atlas Copco, de uno y dos boom para perforar mallas de B x S de 1.0m x
1.0m respectivamente en frontones de ancho y altura de 6.0m x 6.0m. La
perforación se realiza después del levantamiento y marcado por topografía,
desarrollándose con buena precisión la comunicación de labores.
2.1.1.6.- Carguío y voladura.- El carguío de los taladros se realiza después
de la limpieza manual de los taladros, con aire comprimido; para la voladura
se utiliza cartuchos de emulsión, nonel, fulminante eléctrico y booster. El
desmonte se utiliza como relleno mecánico.
25
Figura 2.1. Ciclo de Minado
Para la presente tesis, se enfatizará en las operaciones mineras unitarias
binomiales de perforación y voladura de rocas.
2.2 MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN.
Esta mina subterránea, explota los minerales de cobre y cobalto a través del
clásico método de cámaras y pilares, pero se está cambiando por otro más
moderno y eficaz basado en el la técnica de extracción de bloques
verticales. De esta manera aumentaría la cantidad de mineral explotado.
Las zonas restantes del mineral a ser minado, consisten en gran parte en
zonas planas de inmersión, con algunas áreas en pendiente y concentradas
principalmente en los bordes occidentales y meridionales del cuerpo
mineralizado. Han minado la mayor parte del cuerpo de mineral cerca
vertical o vertical hacia fuera, y la mayoría del desarrollo acceso requerido
26
es preexistente para permitir la extracción del resto del cuerpo mineralizado
con perforaciones que a veces se hacen con taladros largos.
Se utilizarán tres métodos, tales como:
• Cámaras y pilares
• Taladros largos inclinados hacia atrás
• Corte y relleno
27
Figure N° 2.3: Muestra el método de explotación cámaras y pilares.
2.3 EQUIPOS.
Los equipos para la extracción del mineral, son los siguientes de Atlas
Copco:
2.3.1 Perforadoras: Se usan los siguientes Jumbos:
• Jumbo 281 de un brazo, cuya longitud de perforación es de 14 pies.
Es un jumbo de control directo con un solo brazo. Este equipo puede montar
el nuevo martillo más rápido COP 2238, con una potencia de impacto de 22
kW.
• Jumbo 282 de dos brazos, cuya longitud de perforación es de 14
pies. Es un equipo hidráulico de perforación frontal con dos brazos para
excavaciones subterráneas de tamaño pequeño a mediano y producción
minera con secciones transversales de hasta 45 m2. Está equipado con un
28
sistema de control directo (DCS) robusto y fiable. El Boomer 282 tiene dos
brazos BUT 28 flexibles y martillos COP que optimizan la productividad.
Este equipo tiene las características y ventajas siguientes: Sistema DCS
hidráulico y fiable con función anti-atranque, para un mayor ahorro en
barrenos de perforación, motor diesel de bajas emisiones que combina un
bajo impacto ambiental con un alto rendimiento, un brazo BUT 28, para un
posicionamiento directo, rápido y sencillo y el martillo COP 1638HD+ o COP
1838HD+ para diferentes tipos de roca.
2.3.2 Carguío y acarreo: Se usan los siguientes equipos:
• Scooptrams 1520: Es una cargadora de interior mina, de bajo perfil
con una capacidad de 15 toneladas métricas.
Proporciona un rendimiento en cualquier operación subterránea con alturas
de trabajo reducidas, hasta 2,7 metros siendo que tienen buena
performance.
Figura N° 2.4: Muestra un scooptrams 1520.
29
• Damper 436D, cuya capacidad de carga es de 25Tm.
• Damper 5020, cuya capacidad de carga es de 40Tm.
Figura N° 2.5: Muestra un damper para el carguío del material fragmentado.
2.3.3 Equipo para el sistema de sostenimiento:
Para reiniciar las operaciones en el 2007, poco después, entró en
funcionamiento el primer equipo robotizado para colocar el shotcrete de
Putzmeister.
• El equipo robotizado para shotcrete SPM 4210 WETKRET: Durante
cinco años se han usado dos equipos robotizados para shotcrete de este
tipo proporcionando apoyo en tierra para las regiones de minas excavadas.
• Para shotcrete de la serie SPM 4210 WETKRET ha entrado en
funcionamiento. El equipo dispone de un brazo reforzado con un alcance de
proyección vertical de 10 m y una salida de hormigón de hasta 20m3/ h. La
bomba de aditivos montada sobre el equipo cuenta con un dispositivo de
30
dosificación automática que permite regular la dosis de los aditivos con el
flujo de hormigón, asegurando precisión y calidad en la proyección. El
control remoto proporciona el uso dual cable e inalámbrico, permite un fácil
manejo de los movimientos del brazo, además de la regulación del caudal
de hormigón y el ajuste de la dosificación de aditivos.
De esta manera, el equipo puede hacer frente a las cambiantes condiciones
de trabajo en minas donde la roca varía en composición, resistencia y
estabilidad y por lo tanto, el operador de la máquina debe actuar con
flexibilidad en cuanto a la salida del hormigón y la dosificación de aditivos,
acorde con los requerimientos relativos a la obtención de resistencia
temprana y tiempos de secado de cada situación específica. Con ejes de
última generación heavy-duty y la estructura articulada reforzada, con el
SPM 4210 WEKTRET se alcanza una nueva fase de desarrollo para trabajar
en las condiciones más severas en las operaciones mineras.
31
CAPITULO III
FORMAS DE ATAQUE AL MACIZO ROCOSO.
3.1 INTRODUCCIÓN.
Como se sabe, desde los inicios de la existencia del hombre para sobrevivir
sus primeras herramientas fueron hechas de madera y piedra; herramientas
que fueron usadas para extraer los minerales de la corteza terrestre. Estos
hecho son corroborados por las diversas culturas que se han ido
descubriendo por la ornamentaría encontrada.
Eso quiere decir que el hombre ha realizado este trabajo con instrumentos
hechos de piedra y madera siendo en esos entonces una explotación
incipiente, y poco significativa en cuanto a producción. Por lo que se puede
afirmar que el afán de sobre vivir y descubrir otras formas de vida el hombre
se ha visto en la necesidad de extraer los recursos mineralógicos de la
32
corteza terrestre; lo que se puede enfatizar que para el hombre ha sido, es y
será una preocupación constante de como extraer los recursos
mineralógicos de la corteza terrestre, que para aquellos tiempos seria “como
lograr adecuadamente la fragmentación del macizo rocoso”.
Es así como los inmersos en la industria minera trabajan a prueba y error, a
medida que avanza el tiempo, por los cambios y necesidades de la vida
diaria del ser humano se hacen estudios e investigaciones hasta obtener los
modelos matemáticos para determinar las mallas de perforación y voladura
(B x S) y sobre todo conocer las características físico-mecánicas del macizo
rocoso para lograr una adecuada fragmentación del macizo rocoso.
De tal manera, que para lograr esta variable aleatoria denominada
fragmentación se minimicen los costos operacionales que involucra obtener
estos resultados, los cuales se esperan obtener de acuerdo al planeamiento
de minado.
Actualmente, la principal preocupación de las compañías mineras aparte de
tener las suficientes reservas que garanticen su inversión, es como obtener
una adecuada fragmentación como resultado de una voladura, y sobre todo
cómo incrementar la rentabilidad de la empresa; mejorando de manera
eficaz, oportuna y eficiente cada una de las operaciones mineras unitarias
que conforman el ciclo total de minado, siendo un proceso clave y
fundamental dentro de esta cadena de valor la fragmentación de la roca.
Por otro lado, como la ciencia y la tecnología avanza a pasos agigantados,
actualmente para atacar al macizo rocoso, se usa el método mecánico y
33
físico-químico. Mecánico es atreves de las perforación de taladros y físico-
químico es atreves de las mezclas explosivas comerciales.
Tomando en cuenta lo anteriormente mencionado, se puede enfatizar que el
ataque al macizo rocoso, es como sigue:
Figura N° 3.1: Muestra el avance cronológico del ataque al macizo rocoso.
3.2 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LOS MÉTODOS DE ATAQUE AL
MACIZO ROCOSO.
Los métodos de atacar al macizo rocoso para explotar los minerales desde
la corteza terrestre, son los siguientes:
3.2.1 El ataque mecánico:
En la Mina Kamoto Company se usan las siguientes perforadoras: Jumbo
281 de un brazo, cuya longitud de perforación es de 14 pies. Es un jumbo de
34
control directo con un solo brazo. Este equipo puede montar el nuevo
martillo más rápido COP 2238, con una potencia de impacto de 22 kW. El
martillo COP 2238 es un desarrollo posterior del martillo COP1838, tiene un
buen rendimiento y alta fiabilidad.
Figura N° 3.2.: Muestra un jumbo 281 con un solo boom.
• Jumbo 282 de dos brazos, cuya longitud de perforación es de 14
pies. Es un equipo hidráulico de perforación frontal con dos brazos para
excavaciones subterráneas de tamaño pequeño a mediano y producción
minera con secciones transversales de hasta 45 m2. Está equipado con un
sistema de control directo (DCS) robusto y fiable. El Boomer 282 tiene dos
brazos BUT 28 flexibles y martillos COP que optimizan la productividad.
35
Este equipo tiene las características y ventajas siguientes: Sistema DCS
hidráulico y fiable con función anti-atranque, para un mayor ahorro en
barrenos de perforación, motor diesel de bajas emisiones que combina un
bajo impacto ambiental con un alto rendimiento, un brazo BUT 28, para un
posicionamiento directo, rápido y sencillo y el martillo COP 1638HD+ o COP
1838HD+ para diferentes tipos de roca. Ambos están equipados con un
doble sistema de amortiguación para obtener la máxima vida útil de sus
componentes.
Figura N° 3.3.: Muestra un jumbo 282 con dos booms.
36
3.2.1.1 Perforación a percusión:
Para el caso, la perforación se basa en el impacto del pistón, que transmite
la energía a la roca atreves de la broca; accesorio que hace contacto con la
roca y procede a fragmentarla en partículas muy pequeñas, que luego son
evacuadas desde el fondo del taladro hacia la parte superior.
En la actualidad existen tres sistemas de perforación a percusión, que son
los siguientes:
• Accionamiento neumático convencional o top-hammer: En la
modalidad funcional convencional o top-hammer la energía de impacto,
generada por la perforadora, se transmite por el barreno. Esta energía se
transfiere a la roca a través de la broca.
• Accionamiento neumático down-the-hole (DTH): El mecanismo a
percusión, conocido con el nombre de martillo, se ubica en el fondo de la
perforación.
Figura N° 3.4: Esquema de Perforación a Percusión.
37
La energía de impacto se aplica directamente. El aire comprimido se inyecta
por el interior de la columna de barras.
• Accionamiento hidráulico, sólo top-hammer: Este sistema
convencional se inicia en Suiza en 1860. La aplicación de un sistema
mecanizado de perforación, utilizando aire comprimido como fuente de
energía, y posee un sistema giratorio del barreno, cuyo diámetro de los
taladros es de 48 a 102mm y las dimensiones de profundidades varía de
acuerdo al uso de las perforaciones de los taladros.
Los taladros de producción para minería se diferencian a los taladros de
túneles en cuanto al avance.
Figura N° 3.5: Muestra un barreno y la broca down the hole.
38
Figura N° 3.6: Muestra un jumbo en perforación.
Para el levantamiento vertical de las partículas de roca con una gravedad
específica menor o igual a 3, la velocidad puede ser calculada usando la
siguiente ecuación:
Dónde:
V = velocidad de salida del aire (pies/min.)
S = gravedad especifica
D = diámetro de las partículas de roca (pulgadas)
El aire comprimido para una buena limpieza de los taladros es:
( )( )( )1
300,13 5/3
−=
SDSV
39
Q = aire libre (cfm)
V = velocidad del aire (fpm)
a = área de la sección transversal del barreno (pulg2)
A = área de la sección transversal del taladro (pulg2)
• Partes físicas de una perforadora a percusión: Está caracterizada
porque perfora usando impactos o soplos (impacts blows), sus componentes
principales son el cilindro y el pistón.
• Rango de penetración (PR): El rango de penetración entregado por
una perforadora a percusión, esta expresado mediante la siguiente relación
matemática:
PR = Rango de penetración (pies/min)
P = Presión en el frente de trabajo del pistón (psi)
A = Área del frente del pistón (pulg2)
( )144
aAVQ −=
2/1
2/12/32/3
WSAPPR =
40
S = Longitud de la carrera del pistón (pulg)
W = Peso del pistón (lb)
3.2.1.2 Perforación rotativa.
Son máquinas diseñadas para operar con gran fuerza de avance o pull down
y un par de rotaciones. Los componentes principales de la perforadora
rotativa son: el barreno, la broca y la circulación de flujo de aire para la
limpieza de los taladros.
Para una eficiente perforación, los detritus de roca formados por la
perforación en los taladros, deben ser evacuados para evitar que sean
triturados por los elementos cortadores de la broca, para ello debe
suministrase una circulación de aire para evacuar dichos detritus. También,
debe suministrarse agua para controlar el polvo.
• Brocas: El tipo de brocas usadas a nivel mundial, en perforación
rotativa en minas superficiales, es la broca ticónica con conos dispuestos
excéntricamente para tener una mayor acción trituradora.
Figura N° 3.7: Brocas tricónicas de las perforadoras rotativas.
41
• Rango de penetración (PR): El cálculo del rango de penetración
relacionando la resistencia de compresión uniaxial, el peso por pulgada de
diámetro y la velocidad de rotación; realizadas por el Dr. A. Bauer fueron
plasmadas en la siguiente ecuación:
Dónde:
PR = Rango de penetración (pies/hr)
Sc =Resistencia compresiva uníaxial en 1000 psi.
W/Ø = Peso por pulgadas del diámetro de la broca en 1000 lb.
RPM = Velocidad rotativa RPM
Figura N° 3.8: Muestra la perforación rotativa.
( )
−=
3002861 RPMWScLogPR
φ
42
3.2.1.3 Tunnel Boring Machine (TBM)
Para este tercer milenio el ingeniero de minas también debe estar preparado
para planificar, diseñar y ejecutar cualquier excavación subterránea, ya sea
utilizando MEC o las TBM, teniendo en cuenta el costo-beneficio.
Figura N° 3.9: Muestra una TMB realizando un túnel.
Como se sabe, en países desarrollados las TMB se usan en obras civiles,
claro está enfatizar en ciertos macizos rocosos tipo IV y V. Para el diseño de
excavaciones subterráneas, como por ejemplo un Túnel, primero se debe
realizar un estudio Geológico – Geotécnico del sector donde se proyecta
construirlo; en esto la mecánica de rocas juega un papel fundamental en la
clasificación del macizo rocoso e incluso estableciendo un pre-diseño con
los elementos necesarios para el sostenimiento del túnel en función al uso y
las dimensiones, tipo de roca, etc.
Con estos datos ya se podría estimar el costo de la excavación subterránea,
lo cual resulta muy útil para poder ver su viabilidad de esta alternativa. En
los Túneles y Taludes rocosos, los mecanismos de inestabilidad son
43
controlados por el grado de alteración y por las anisotropías existentes en el
macizo, tales como la estratificación, contactos, fallas, cuya relación con los
mecanismos de inestabilización se rige por los siguientes factores:
• Distribución espacial de las discontinuidades, relación entre su
posición (rumbo y buzamiento) con la dirección del túnel. Siendo este el más
importante a considerarse en el diseño de entrada y salida del túnel.
• Presencia y naturaleza de los materiales de relleno de las
discontinuidades.
• Irregularidades en las superficies de las discontinuidades.
• Fallamiento y movimientos anteriores, etc.
Existen muchos métodos útiles para poder clasificar un macizo rocoso, entre
ellos se puede escoger algunos métodos elaborados por autores conocidos
mundialmente en el campo de la geomecánica que realiza análisis
específicos para el diseño de túneles entre los cuales se puede mencionar:
Deere (RQD), Bieniawski (RMR), Barton (Q de Barton) y otros.
Generalmente los túneles de pequeñas y grandes longitudes se construyen
excavando en el macizo rocoso de forma manual (jumbos) o con máquinas
(robótica). Los sistemas habituales de excavación subterránea son a través
de métodos mecánicos y la voladura de rocas.
• Los métodos mecánicos serán mediante minador puntual (rozadora),
minador a sección completa o TBM o tuneladora (Tunnel Boring Machine) o
con maquinaria convencional (martillo picador, excavadora)
44
• Perforación y voladura mediante explosivos.
En el Perú, se han aplicado para la excavación de túneles de aducción y
trasvase, siendo estos casos los túneles de los proyectos hidroeléctricos de
Carhuaquero (Chiclayo, 1981), Chimay (Junín, 1999), ampliación del túnel
de aducción de Machu Picchu (Cuzco, 2000) y Yuncán (Pasco, 2000 –
2004), y la actual (2010) aplicación en el proyecto trasvase Olmos
(Lambayeque). Cabe resaltar, que para que la aplicación de las máquinas
tuneladoras se justifique, técnica y económicamente, existe una longitud
mínima, por debajo de la cual, por ningún motivo amerita emplear este
sistema de perforación. De acuerdo a estudios realizados en USA, la
longitud de la excavación debe ser superior a los 2,5 Km. En Perú según la
tesis de Emiliano Giraldo Paredez, la longitud mínima es de 6,5 Km.
A continuación se mencionan el uso para la construcción de estas obras
subterráneas llamados túneles:
• Túneles para el transporte de personas y mercancías:
- En carreteras.
- En líneas del ferrocarril.
- En líneas de transporte urbano (Metro).
- Pasos para peatones.
- Pasos para ciclistas
45
• Túneles para el transporte de agua.
- En canales.
- En abastecimiento urbanos.
- Para el riego.
- En centrales hidroeléctricas.
- Para el agua de enfriamiento en centrales térmicas y nucleares.
• Túneles en Sistemas de Alcantarillado.
• Túneles para diversos servicios (cables y tuberías).
• Túneles para almacenamiento.
• Túneles de almacenamiento de determinadas sustancias y
materiales:
- Almacenamiento de petróleo.
- Almacenamiento de residuos radioactivos.
- Almacenamiento de materiales para usos militares.
- Embalses subterráneos.
• Túneles para instalaciones subterráneas.
- Centrales energéticas.
- Estacionamiento de vehículos.
46
- Depuradoras de aguas residuales.
• Túneles para uso científico: En la actualidad los países más
desarrollados se construyen túneles para investigaciones científicas de difícil
realización en la superficie:
- Acelerador de partículas subatómicas.
• Túneles para protección.
- Refugios.
- Puestos de control, etc.
Figura N° 3.10: Muestra un túnel para refugio.
Para esta excavación mecánica aporta diferentes soluciones de avance del
túnel, donde la energía que se produce en motores y circuitos eléctricos se
47
transmite al macizo rocoso por medio de unos útiles de corte que variando el
ángulo de aplicación alcanzan la fragmentación del mismo. Para dicha
excavación mecánica se usan distintos accesorios de corte, tales como:
• Picas de fricción (drag picks).
• Cortadoras de Botones
• Impactadores
• Cortadoras de Disco
• Cortadoras de Rodillo dentado
• Cortadoras Vibrantes
En la presente tesis se enfatizara en el ataque al macizo rocoso mediante el
método más conocido a nivel mundial denominado: Ataque físico-químico.
3.2.2 El ataque físico-químico.
Generalmente a nivel mundial en la industria extractiva minera para
fragmentar el macizo rocoso como resultado de una voladura de rocas, se
usa el ataque físico-químico a través de las mezclas explosivas comerciales
en conjunto con los accesorios de voladura, tal es el caso que en esta
operación minera subterránea se usan las emulsiones encartuchadas de
33cm x 60cm.
48
Figura N° 3.11: Muestra la emulsión encartuchada.
3.2.2.1 Accesorios de voladura de rocas.
Los accesorios de voladura se definen de la siguiente manera: Son todos
aquellos dispositivos requeridos para iniciar y/o retardar las mezclas
explosivas comerciales (MEC) por métodos adecuados y aprobados.
Como ejemplo se tiene que en esta operación minera subterránea de África,
se usan los accesorios de voladura, tales como: Booster, nonel con
manguera de 6.0m, cordón detonante, fulminantes electricos y mecha se
seguridad para iniciar.
Figura N° 3.12: Muestra de accesorios de voladura.
49
A continuación se mencionan los accesorios de voladura de rocas que se
usan en la minería a nivel mundial, estos accesorios de voladura tienen el
objetivo principal de iniciar o retardar cualquier mezcla explosiva comercial;
a continuación algunos de estos accesorios de voladura, algunos ya no se
usan, pero por historia se tiene que mencionar.
• Mecha de seguridad
• Mecha rápida
• Cordón detonante
• Fulminantes comunes
• Fulminantes eléctricos
• Nonel.
• Retardos para cordón detonante
• Booster convencional
• Fulminantes electrónicos
3.2.2.2 Mezclas explosivas comerciales.
A través de la historia, se conoce que existen diferentes tipos de ataques al
macizo rocosos para extraer el mineral de la corteza terrestre.
A nivel mundial, casi el 99% de las compañías mineras usan las mezclas
explosivas comerciales (MEC) y los accesorios de voladura de rocas.
50
Los accesorios de voladura y las mezclas explosivas comerciales (MEC) son
indispensables entre sí; las mezclas explosivas comerciales no pueden
funcionar sin los accesorios de voladura.
• Definición de mezclas explosiva comercial (MEC): Son las
mezclas explosivas comerciales compuestas por oxidantes y combustibles,
entre los oxidantes más usados se tienen los siguientes: AN, SN, CO3Ca,
etc.
Entre los combustibles, se pueden mencionar los siguientes: Petróleo, Al, C,
propano, Nitro metano, gas, etc.
Para sensibilizar los ingredientes anteriormente mencionados generalmente
se usan explosivos intrínsecamente explosivos, tales como: NG, TNT,
PETN, NC, acida de Pb, etc.
Figura N° 3.13: Muestra de mezclas explosivas.
51
3.3 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LAS MEZCLAS EXPLOSIVAS
COMERCIALES.
3.3.1 Bajos explosivos: Se llaman así, a las mezclas explosivas
comerciales que en su composición no llevan ningún explosivo
intrínsecamente explosivo y que combustionan o deflagran pero no detonan.
El ejemplo típico es la pólvora negra (ingrediente de la mecha seguridad).
Figura N° 3.14. Mecha de seguridad.
3.3.2 Agentes de voladura: Son denominadas así, a las mezcla explosivas
comerciales que en su composición no llevan ningún explosivo
intrínsecamente explosivo, y pero que al mezclarse sus ingredientes se
convierten en un explosivo, mezclar el nitrato de amonio con el petróleo
diesel se tiene el AN/FO (NO3NH4+CH2).
Cabe enfatizar que un agente de voladura no es sensible a los fulminantes
comunes, y para su iniciación se requiere de un booster que produzca una
alta presión de detonación.
52
Figura N° 3.15: Booster como inciador del ANFO.
3.3.3 Altos explosivos: Se les llama así, a las mezclas explosivas
comerciales que en su composición si llevan un explosivo intrínsecamente
explosivo, y que para su iniciación se requiere de un fulminante común.
Ejemplo típico la dinamita.
Figura N° 3.16: Muestra un alto explosivo como la dinamita.
3.4 DESARROLLO HISTÓRICO DE LAS MEZCLAS EXPLOSIVAS
COMERCIALES.
Según la historia desde que los chinos en el siglo XIII que inventaron la
pólvora negra; las mismas necesidades primordiales y el consumismo del
hombre se ha visto en la necesidad de inventar nuevas mezclas explosivas
53
comerciales en otros casos modificar la matriz de dichas mezclas
explosivas. Entonces, en la década de los 40 que marca un hito en la
historia de la humanidad, porque se descubre por accidente el ANFO (nitrato
de amonio más petróleo diesel), se inventó la computadora y la investigación
de operaciones.
En la década de los 70 se inventó la emulsión matriz por el Dr. Melvin Cook.
Dicha emulsión matriz es modificada en su composición, dando como
resultado la emulsión gasificada, este mismo doctor con su alumno Robert
Clay inventan el ANFO pesado.
Tabla N° 3.1: Muestra el desarrollo histórico de las MEC.
Mezcla explosiva comercial Año
Pólvora Negra (C, S, NO3N2) 1300 – 1900.
Nitrocelulosa (4C6N3H7O11) 1832
Nitroglicerina (4C3N3H5O9) 1846
Dinamita (NG + Kieselghür) 1865
Dinamitas Amoniacales y Gelatinosas 1875 - 1950
AN/FO 1940
Slurries 1950
Slurries empacados 1960
AL/AN/FO 1968
54
SAN/FO, Slurries a granel 1970
Slurries para Diámetros pequeños 1972
Emulsiones 1975
Emulsiones para Diámetro pequeño y
AN/FOs pesados (Heavy AN/FOs)
1980
Plasma (Corea del sur) 1990
Emulsiones gasificadas 1990
AN/CO para Open Pit y Operaciones
mineras Subterráneas
2002
Agente de voladura para voladura controlada 2007
55
CAPITULO IV
CONCEPTOS MATEMATICOS BASICOS DE LA OPERACIÓN MINERA
UNITARIA DE VOLADURA DE ROCAS.
4.1 INTRODUCCIÓN.
Como se sabe, la voladura de rocas ha ido evolucionando de ser un arte a
una ciencia, es por ello que varios investigadores han postulado sus
modelos matemáticos para determinar una de las variables determinantes
que es la malla de perforación y voladura como es el burden y
espaciamiento (B x S).
Por otro lado, a nivel mundial, el consumismo de la sociedad moderna y el
avance de la ciencia y la tecnología, hace indispensable la necesidad del
uso de los metales y sus aleaciones; así como también lo son los
combustibles para la subsistencia. Es por ello, que cabe enfatizar que una
56
gran parte de las materias primas para fabricar las nuevas tecnologías tiene
su origen en yacimientos mineralizados que se encuentra en la corteza
terrestre.
Es por eso que los investigadores a nivel mundial inmersos en la industria
minería subterránea y/o superficial, se han visto obligados a postular
modelos matemáticos para “optimizar la fragmentación” como resultado de
la voladura de rocas. Sin embargo, las operaciones binomiales de
perforación y voladura de rocas, son fundamentales para dar inicio a la
explotación de cualquier yacimiento mineralizado. Operaciones mineras
unitarias que influyen directamente en las demás operaciones mineras que
conforman el ciclo total de minado, si se incrementan o disminuyen los
costos operaciones. Razón por la cual la gerencia de cualquier compañía
minera no escatima esfuerzos en contratar especialistas en la materia para
lograr obtener una buena rentabilidad.
4.2 PRINCIPALES FACTORES QUE TIENEN UNA INFLUENCIA
DETERMINANTE EN LOS RESULTADOS DE UN DISPARO PRIMARIO.
4.2.1 Variables no controlables: Son todas aquellas variables aleatorias
que no están bajo el control del hombre. En este caso si se habla de minería
en especial la operación minera subterránea de voladura de rocas en Sud
África se diría las variables que no están bajo el control de la gerencia
minera. En otras palabras se refiere al macizo rocoso que es totalmente
aleatorio o cambiante, tales como:
• Variedad y naturaleza del macizo rocoso.
• Geología regional, local, estructural
57
• Hidrogeología y condiciones climatológicas
• Aspectos geotécnicos
• Características geomecánicas,
• RQD, Q y RMRS
• Características geomecánicas etc.
Figura N° 4.1: Muestra algunos tipos de macizos rocosos.
4.2.2 Variables controlables: Son todas aquellas variables que están bajo
el control del hombre o de la gerencia. Es decir, el hombre toma la decisión,
tales como:
58
4.2.2.1 Variables geométricas.
• Burden (B)
• Diámetro de taladro (BH φ)
• Espaciamiento (S)
• Longitud de carga (BHL)
• Sobre perforación (S/D)
• Taco (ST)
• Altura de banco (BH)
• Profundidad de taladro (BHD), etc.
59
Figura N° 4.2: Muestra el diseño de un frontón.
4.2.2.2 Variables físico-químicas: Se refiere que el ingeniero puede
seleccionar los accesorios de voladura de rocas y la mezcla explosiva
comercial a usar en dicha operación minera, de acuerdo al tipo de macizo
rocoso.
• Tipo de mezcla explosiva
• Densidad de la mezcla explosiva (ρMEC)
• Energía disponible (AE)
60
• Parámetros de (ρ1) explosivo:
• Detonación: VOD, P2, T2, etc.
• Explosión : Q3, P3, T3, etc.
• Boostering, etc.
Figura N° 4.3: Muestra la selección de la mezcla explosiva comercial y los
accesorios de voladura.
4.2.2.3 Variables de tiempo: Se refiere a que el ingeniero elige el tiempo y la
secuencia de salida del disparo primario. En este caso para minería
subterránea primero saldrá el corte y seguidamente los demás taladros,
dicho retardo se dan en milisegundos y medio segundo.
61
• Tipos y tiempos de retardo
• Tipos y secuencia de salida, etc.
Figura N° 4.4: Muestra un nonel, cuyo retardo se encuentra en el fulminante.
4.2.2.4 Variables operativas: La variable fundamental es la fragmentación
como resultado de una voladura de rocas, la cual debe ser la requerida, de
acuerdo a las dimensiones de la parrilla.
62
• Fragmentación requerida
Figura N° 4.5: Muestra el fácil carguío de la fragmentación de la roca.
4.3 ETAPAS DEL PROCESO DE FRACTURAMIENTO DEL MACIZO
ROCOSO.
Los encargados de las operaciones binomiales de perforación y voladura de
rocas, para llevar a cabo estas operaciones mineras, en primer lugar deben
entender conceptualmente el proceso del fracturamiento de rocas. Es por
ello, que los investigadores en este tema han dividido el proceso de
fracturamiento de rocas en: La escuela americana Vs. La escuela europea,
siendo esta última muy repetitiva en sus fases.
63
Pero, para la presente tesis, se ha tomado como referencia la escuela
americana que divide en tres fases el mencionado proceso del
fracturamiento del macizo rocoso:
• Primera fase: Fracturas radiales (Brisance)
• Segunda fase: Empuje hacia adelante (heave)
• Tercera fase: Fragmentación
4.3.1 Primera fase: Fracturas radiales (Brisance): Cuando cualquier
mezcla explosiva comercial que se encuentra cargada dentro de un taladro
confinada y esta es detonada, se producen ondas compresivas o de choque.
La forma y magnitud de estas ondas compresivas que viajan a altas
velocidades cuyo rango esta entre 3,000 – 5,000 m/seg., dependerá del tipo
de mezcla explosiva comercial, del tipo de roca, del número y posición de
los boosters, altura de carga, diámetro del taladro y la relación de la
velocidad de detonación con la velocidad de propagación de las ondas a
través del macizo rocoso.
Se debe mencionar que estas primeras fracturas radiales se producen en las
zonas adyacentes a los taladros y el tiempo necesario para esto, esta entre
1 a 2 ms.
64
Figura N° 4.6: Muestra la primera fase (Brisance)
4.3.2 Segunda fase: Empuje hacia adelante (heave): Las altas presiones
de los gases, hacen que estos produzcan las ondas compresivas las cuales
serán refractadas y reflejadas.
Las ondas compresivas reflejadas cambiaran de signo (negativo) y se
convertirán en ondas tensionales. Esta transformación ocurrirá cuando las
ondas compresivas arriben a una cara libre, cuando la masa rocosa cambie
de densidad o cuando ellas encuentran fallas geológicas o planos
estructurales, etc.
El fracturamiento de la roca comenzara en la cara libre o en cualquier
discontinuidad donde las ondas compresivas son reflejadas. Cuando las
ondas compresivas cambian de signo y se convierten en ondas tensionales;
ellas regresan de la cara libre o cualquier discontinuidad estructural, hacia el
punto de origen de la detonación fracturando el macizo rocoso; porque este
65
falla más fácilmente por efecto de las ondas tensionales que por el de las
ondas compresivas.
En general, es muy conocido que la resistencia tensional dinámica de
cualquier tipo de roca es menor que su resistencia compresiva dinámica.
Las ondas tensionales producirán el empuje hacia delante (HEAVE) del
macizo rocoso en la zona más cercana a la cara libre (burden).
El empuje hacia delante (HEAVE) entre otros factores dependerá de lo
siguiente: Tipo de roca, cantidad y calidad de la mezcla explosiva comercial,
las mallas de perforación y voladura a ser usadas en el disparo primario, etc.
Figura N° 4.7: Muestra la segunda fase (Heave)
4.3.3 Tercera fase: Fragmentación: En esta etapa se produce la
fragmentación total de la roca, que se ha planificado en el disparo primario.
66
Figura N° 4.8: Muestra la fragmentación total de la roca.
4.4. RESULTADOS DE LA VOLADURA EN MINA KAMOTO:
Respecto a los resultados del avance lineal obtenidos durante el 2014 en la
Mina Kamoto, se pudo lograr una mejora sustancial; las condiciones iniciales
en enero del 2014, eran de un promedio de 2.2 m por disparo, marcando
frentes completos por topografía, controlando el uso de un solo diámetro de
broca para la perforación y el paralelismo de los taladros, realizando
modificaciones en la limpieza y carguío de los taladros antes de la
colocación de la MEC en especial los arrastres, reemplazando ANFO por
cartuchos de Emulsion sobre todo por presencia de agua y mala ventilación
que retrasaba el ciclo de minado, controlando amares de noneles durante el
manipuleo de accesorios se logró obtener un avance promedio de 3,5 m
67
Figura 4.9. Resultado de la reducción de los Costos en Voladura- Mina Kamoto-
Africa
65
CAPITULO V
CARACTERIZACION GEOMECANICA DEL MACIZO ROCOSO.
5.1 INTRODUCCIÓN.
Como se sabe, en nuestro país la industria extractiva minera es uno de los
principales pilares de la economía. Por tanto, impulsa el desarrollo de la
demás industrias, asegura el abastecimiento de las principales materias
primas e influye directamente en el desarrollo económico y social del Perú.
Por otro lado, cuando se habla de caracterización geomecánica del macizo
rocoso, es muy importante conocer todas las variables aleatorias de la roca,
aún más cuando se trabaja en minería subterránea, como es el caso de la
mina Kamoto. Cuanto más se conozca el macizo rocoso, es mejor en
términos de seleccionar el adecuado explosivo y el sistema de
sostenimiento. Para garantizar la estabilidad del macizo rocoso remanente y
por ende la seguridad de estas excavaciones, del equipo minero y sobre
66
todo de sus trabajadores deben realizarse estudios del macizo rocoso, con
el objetivo de conocer cuáles son sus características físico-mecánicas y, al
menos, poder estimar el comportamiento posterior de dicho macizo rocoso,
y de esta manera seleccionar el adecuado sistema de sostenimiento de
acuerdo al tipo de rocas clasificado por los investigadores ya conocidos,
como: David Deere, Z. Bieniaswki, Barton, Paltrom, etc.
Figura N° 5.1: Muestra dos macizos rocosos con sus respectivas características.
5.2 CLASIFICACIÓN GENERAL DE LAS CARACTERIZACIONES
GEOMECÁNICAS MÁS USADA A NIVEL MUNDIAL.
A nivel mundial, se usa la clasificación geomecánica del RQD, RMR, Q de
Barton, etc. Pero, se enfatiza que sería mucho mejor que cada país, de
acuerdo a su tipo de roca y condiciones in situ debe caracterizar su macizo
rocoso, y hacer un factor de ajuste a cada caracterización genomecánica.
67
De manera que los resultados se ajustarían más a la realidad, evitando
incidentes y/o accidentes en las operaciones mineras subterráneas.
Figura N° 5.2: Muestra las conexiones del disparo y los resultados.
5.2.1 RQD (Rock Quality Designation): El geólogo norteamericano D.
Deere, que desarrollaba su trabajo profesional en el ámbito de la mecánica
de rocas, postuló que la calidad estructural de un macizo rocoso puede ser
estimada a partir de la información dada por la recuperación de testigos
intactos. Sobre esta base propone el índice cuantitativo RQD (Rock Quality
Designation) el cual se define como el porcentaje de testigos recuperables,
con una longitud mayor o igual a 10 cm.
100.10 xtotalLongitud
cmtestigosdetotalLongitudRQD ≥Σ=
68
Basándose en los rangos de los valores del RQD, el macizo rocoso puede
ser caracterizado según la valoración siguiente:
Tabla 5.1: Muestra la clasificación del RQD
RQD (%) Calidad de la roca
100 – 90 Muy buena
90 – 75 Buena
75 – 50 Mediana
50 – 25 Mala
25 - 0 Muy mala
A continuación se mencionara a otros investigadores que también
postularon su RQD.
• Palmström (1982): En caso que no se cuente con testigos
adecuados, este autor propone el RQD puede ser calculado, definiendo un
RQD superficial según la siguiente expresión matemática:
Dónde:
Jv = Numero de contactos por m3
(%)3.3115 vJxRQD −=
69
Jv = Jx + Jy + Jz
Para Jv < 5 → RQD = 100
• Priest and Hudson (1976): Proponen el RQD, el cual puede ser
calculado usando la siguiente expresión matemática:
Dónde:
Figura N° 5.3: Muestra la caracterización del macizo rocoso (RQD)
5.2.2 RMR (Rock Mass Rating): Desarrollado en Sudáfrica por Z. T.
Bieniaswki en 1973, y posteriormente modificado por él mismo en 1976 y
1979, también se le conoce como CSIR (South African Council for Scientific
( )11.0100 1.0 += − λλeRQD
midadesdiscontinuN º
=λ
70
and Industrial Research) (Consejo de África del Sur para la Investigación
Científica e Industrial). Actualmente se usa la edición de 1989, que coincide
sustancialmente con la de 1979.
Para determinar el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los
parámetros del macizo rocoso que se mencionan posteriormente.
Constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite a su
vez relacionar índices de calidad con parámetros de diseño y de
sostenimiento para excavaciones subterráneas. El parámetro que define la
clasificación es el denominado índice RMR (ROCK MASS RATING), que
indica la calidad del macizo rocoso en cada dominio estructural a partir de
los siguientes parámetros:
1. Resistencia a la compresión simple del macizo rocoso.
2. R.Q.D. Grado de fracturación del macizo rocoso.
3. Espaciado de las discontinuidades.
4. Condiciones de las discontinuidades, el cual consiste en considerar los
siguientes parámetros:
• Abertura de las caras de la discontinuidad.
• Continuidad o persistencia de la discontinuidad
• Rugosidad.
• Alteración de la discontinuidad.
• Relleno de las discontinuidades
71
5. Presencia del Agua, en un macizo rocoso, el agua tiene gran influencia
sobre su comportamiento, la descripción utilizada para este criterio son:
completamente seco, húmedo, agua a presión moderada y agua a presión
fuerte.
6. Orientación de las discontinuidades
El valor del RMR se calcula de la siguiente manera:
Tabla N° 5.2: Muestra la caracterización geomecánica según el RMR.
RMR Clase Nº Clasificación
100 – 81 I Roca Muy buena
81 – 60 II Roca Buena
60 – 41 III Roca Regular
40 – 21 IV Roca Pobre
< 20 V Roca Muy pobre
[ ] 654321 ±++++=RMR
72
Tabla N° 5.3: Muestra los parámetros del RMR
Ensayo de Carga Puntual
(Mpa) > 10 4 - 10 2 - 4 1 - 2
Valores bajos, efectuar ensayos compresión
uniaxial
Resis
tencia
roc
a intac
ta
Compresión Simple (Mpa) > 250 100 - 250 50 - 100 25 - 50 5 - 25 1 - 5 < 1
1
Valoración 15 12 7 4 2 1 0 RQD 90% - 100% 75% - 90% 50% - 75% 25% - 50% < 25% 2 Valoración 20 17 13 6 3
Separación entre diaclasas (m) > 2 0.6 - 2 0.2 - 0.6 0.06 - 0.2 < 0.06 3 Valoración 20 15 10 8 5
Estado de las diaclasas Muy rugosas, discontinuas,
cerradas, bordes sanos y duros
Algo rugosas, separación < 1
mm, bordes duros
Algo rugosas, separación < 1
mm, bordes blandos
Espejos de falla, relleno < 5 mm, separación 1 - 5 mm, diaclasas
continuas
Relleno blando > 5 mm, separación > 5 mm, diaclasas continuas 4
Valoración 30 25 20 10 0 Caudal / 10m de túnel
(l/min) Nulo < 10 10 - 25 25 - 125 > 125
Presión de agua 0 0 - 0.1 0.1 - 0.2 0.2 - 0.5 > 0.5
Agua
freátic
a
Estado general Seco Ligeramente húmedo Húmedo Goteando Fluyendo
5
Valoración 15 10 7 4 0
73
5.2.3 Q de Barton: Este sistema es uno de los más usados a nivel
mundial, debido a la interrelación con el sistema de clasificación de
Bienawski (RMR S). Primero se calcula el RMRs y luego se determina el
valor de Q.
Un sistema estructural de macizos rocosos orientado también a servir en la
construcción de túneles, fue desarrollado por Barton, Lien y Lunden,
investigadores del NGI (Norwegian Geotechnical Institute), basándose en
extensivos estudios en macizos rocosos y un gran número de casos de
estabilidad de excavaciones subterráneas.
Figura N° 5.4: Muestra los contactos, alteraciones y rugosidades.
El sistema propuesto, considera seis parámetros para definir la calidad de
un macizo rocoso, que son los siguientes:
RQD : Parámetro definido por Deere (1964)
Jn : Número de contactos.
74
Jr : Numero de rugosidades.
Ja : Numero de alteración
Jw : Condición de agua subterránea
SRF : Factor de reducción del esfuerzo (stress reduction factor).
Para calcular el índice Q se usa la siguiente expresión matemática:
Los tres grupos formados con estos parámetros son:
bloqueslosdetamañoelrepresentaJn
RQD=
bloqueslosentrecortealaresistencilarepresentaJaJr
=
tensionalestadodelluencialarepresentaSRFJw inf=
=
SRFJx
JJx
JRQDQ w
a
r
n
75
Figura N° 5.4: Muestra las condiciones de una excavación subterránea.
Los tres grupos formados con estos parámetros son:
Tabla N° 5.4: Muestra los parámetros del Q de Barton
Concepto Rango
RQD 0 - 100
Ja 0.75 - 20
Jn 0.5 - 20
Jr 0.5 - 4
Jw 0.05 - 1
SRF 0.5 - 20
76
El valor de Q puede variar aproximadamente entre 0,001 y 1000, dentro de
este rango se definen nueve calidades de roca, tal como se muestra en la
tabla N° 5.5:
Tabla N° 5.5: Muestra la clasificación Q de Barton.
CALIDAD DE ROCA Q
Excepcionalmente mala 0.001 – 0.01
Extremadamente mala 0.01 – 0.1
Muy mala 0.1 – 1.0
Mala 1.0 – 4.0
Regular 4.0 – 10.0
Buena 10.0 – 40.0
Muy buena 40.0 - 100.0
Extremadamente buena 100.0 - 400.0
Excepcionalmente buena 400.0 - 1000.0
77
Figura N° 5.6: Muestra el ábaco propuesto por N. Barton
78
5.3 CORRELACIONES MATEMÁTICAS DE LAS CARACTERIZACIONES
GEOMECÁNICAS.
Existen una serie de correlaciones que facilitan la caracterización
geomecánica del macizo rocoso, a continuación se presenta el resumen de
las correlaciones entre el RMR y el índice Q realizado por Choquet and
Hadjigeorgiou (1993).
Tabla N° 5.6: Muestra el resumen de la correlaciones.
Correlaciones Origen Aplicación
RMR = 13.5 Log Q + 43 Nueva Zelanda Túneles
RMR = 9 Ln Q + 44 Origen diverso Túneles
RMR = 12.5 Log Q + 55.2 España Túneles
RMR = 5 Ln Q + 60.8 Cameron Clark y Budavari,
1981 Sudáfrica
Túneles
RMR = 43.89 – 9.19 Ln Q España Minería, roca débil
RMR = 10.5 Ln Q + 41.8 España Minería, roca débil
RMR = 12.11 Log Q + 50.81 Canadá Minería, roca resistente
RMR = 8.7 Ln Q + 38 Canadá Túneles, roca sedimentaria
RMR = 10 Ln Q + 39 Canadá Minería, roca resistente
79
Tabla N° 5.7:
Clasificación Geomecánica usada en Mina Kamoto
Litología Denominación Clasificación
Sostenimiento
Recomendado
Dureza
Promedio
Dolomita
estratificada (Strat D) Roca Regular
Split Set , Malla
Electrosoldada 3,5 - 4
Dolomitas
silicificadas
masivas (RSF) Roca Buena Split Set Sistemático 4-5.5
Esquistos Basal (SDB) Roca Regular
Split Set , Malla
Electrosolda 3.4-4
Pizarras
Dolomitas
Superiores o
Lulitas
Dolomíticas
Superioes (SDS) Roca Mala
Split Set , Malla
Electrosoldada y
Shocrete 2.5-5
5.4 CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MINA KAMOTO
80
CAPITULO VI
TIPOS DE CORTE EN MINERIA SUBTERRANEA
6.1 INTRODUCCIÓN.
Como se sabe, para elegir el método de explotar los minerales de la corteza
terrestre, esto no lo decide el profesional a cargo. Cabe enfatizar, que dicho
método de explotación ya sea subterráneo o superficial lo ordena de cómo
se encuentre el mineral. Sin embargo, el profesional también lo puede
decidir comparando y haciendo una evaluación técnico-económica.
Como es el caso para la presente tesis, se está explotando el mineral de
cobre y cobalto por el método subterráneo a través de frontones de 6.0m x
5.0m respectivamente; para lo cual se ha decidido usar dentro de la
clasificación de cortes paralelos, el denominado corte quemado. Con el
81
mencionado corte se ha obtenido buenos resultados de fragmentación de la
roca.
El objetivo principal de usar cortes o arranques, es efectivamente para crear
la cara libre donde saldrá el disparo. El corte está cargado con emulsiones y
noneles de milisegundos donde se iniciara la voladura de rocas. Es decir, el
corte es la parte del frontón que saldrá primero y después sale el resto de
los taladros con retardos de medio segundo.
Figura N° 6.1: Muestra un frontón con su respectiva secuencia de salida
82
Definición: Se le denomina corte o arranque a los taladros que, conforman
el corte; siendo estos los taladros vacíos y cargados con mezcla explosiva
comercial y que darán inicio al disparo primario; formando así la primera
cara libre del frontón
Figura N° 6.2: Muestra dos tipos de cortes en un frontón
6.2 CLASIFICACIÓN DE LOS CORTES.
Los cortes generalmente se clasifican de la siguiente manera:
6.2.1 Cortes con taladros angulares
En los cortes con taladros angulares, se necesita perforistas entrenados,
actualizados y capacitados para que no haya desviación de los talados.
Estos se clasifican de la siguiente manera:
Cortes piramidales
Cortes en V
Cortes de abajo hacia arriba
83
Figura N° 6.3: Muestra el corte piramidal.
Figura N° 6.4: Muestra el corte en “V”
6.2.1.1 Ventajas de los cortes con taladros angulares.
• Los cortes con taladros angulares deben ser usados en frentes amplios.
• Es necesario menor número de taladros.
• Se utiliza menor concentración de cargas explosivas.
• Son más eficaces en rocas blandas.
84
6.2.2 Cortes con taladros paralelos
Los cortes con taladros paralelos son los más usados a nivel mundial, este
tipo de corte se usa en la mina Kamoto, los cuales se clasifican en:
• Corte quemado.
• Corte con taladro vacío de mayor diámetro
• Corte Coromant.
Figura N° 6.5: Muestra el corte quemado.
85
Figura N° 6.6: Muestra el corte quemado con taladro vacío de mayor diámetro
(Large hole burn cut)
Figura N° 6.7: Muestra el corte Coromant (Coromant cut)
6.2.2.1 Ventajas de los cortes con taladros paralelos.
• Los cortes con taladros paralelos deben ser usados en rocas duras.
• Se obtiene buena fragmentación de la roca
• Se obtiene mayor avance por disparo
86
• Siempre se dejan taladros sin cargar y estos son casi siempre de
mayor diámetro que los taladros de producción
• No se requiere de perforistas bien entrenados
6.2.3 Cortes híbridos.
Son la combinación de los cortes mencionados anteriormente, es decir los
cortes angulares y paralelos.
87
CAPITULO VII
INVESTIGACION APLICADA A LA OPERACIÓN MINERA DE VOLADURA DE
ROCAS.
7.1 INTRODUCCIÓN.
Como se sabe, cualquier país del mundo se ha desarrollado y otros
continúan en proceso de desarrollo a través de la industria minera y la
aplicación de la investigación de operaciones; industria y disciplina que han
jugado un papel muy importante a lo largo de nuestra existencia. Es por ello,
siempre enfatizar esta importancia, por lo que la explotación de cualquier
yacimiento mineralizado se inicia con las operaciones binomiales de
perforación y voladura de rocas, y luego se continúa con las demás
operaciones mineras unitarias hasta obtener el mineral o metal, listo para su
comercialización.
88
Entonces; en esta mina subterránea de Sud África se explota los
yacimientos mineralizados de cobre y cobalto, mediante labores mineras tipo
frontón de 6m x 5m, usando el corte quemado con cuatro taladros de alivio.
Sin embargo, cuando la roca es competente se usan 5 taladros de alivio.
7.2 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.
Siendo las operaciones mineras binomiales de perforación y voladura las
que inician la explotación de un yacimiento mineralizado, y las que
determinan la reducción e incremento de los costos operaciones; en la mina
Kamoto se ha previsto que los profesionales encargados monitoreen,
controlen, evalúen y analicen los resultados de los disparos primarios, que
es la fragmentación.
7.3 HIPÓTESIS
Para dar solución al problema planteado, se hará una revisión general de las
variables que influyen directamente en la voladura de rocas, tales como:
• Macizo rocoso,
• Mezclas explosivas comerciales,
• Accesorios de voladura
• Mallas de perforación y voladura,
• Cálculo del número los taladros a perforarse por frontón, etc.
De tal manera, que se concluya en la evaluación del resultado de la voladura
de rocas, si es la adecuada en términos técnico-económicos.
89
7.4 METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN APLICADA
La metodología de la investigación de la referencia será en primer lugar
revisando bibliografías y temas concernientes al tema, luego se determinara
las mallas de perforación y voladura in situ; se perforaran los frontones y se
cargara con emulsión encartuchada iniciándose con booster y se usara
nonels de 6.0m manguera y sus retardos respectivos.
Después se monitorearan los disparos primarios y finalmente se evaluaran
los resultados, para ver si son los adecuados y requeridos.
7.5 JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN
Como se sabe, las operaciones mineras binomiales de perforación y
voladura son fundamentales e influyen directamente en la reducción y/o
incremento de costos operacionales de todas las operaciones mineras que
conforman el ciclo total de minado; sabiendo que los accionistas de
cualquier empresa minera invierten grandes sumas de capitales para
obtener utilidades. Razón fundamental que debe darse prioridad a las
variables o factores que influyen en dichas operaciones mineras binomiales.
Entonces, es más que justificada llevar a cabo la presente investigación.
7.6 ESPECIFICACIONES DE TAREAS.
7.6.1 Cronograma de actividades
El cronograma de las actividades que se llevaran a cabo para el desarrollo
de la presente tesis de investigación.
90
Tabla N° 7.1: Cronograma de actividades.
Actividades
Meses
1 2 3 4
I
Ii
Iii
Iv
7.6.2 Descripción de actividades.
i. Se hará una revisión de la información relacionada con el tema de la
presente tesis, profundizando en las operaciones binomiales de perforación
y voladura de rocas en minería subterránea.
ii y iii. Desarrollo y análisis de los factores que influyen directamente en las
operaciones mineras unitarias de perforación y voladura. Identificación y
discusión de la perforación no adecuada de taladros en los frontones en esta
operación de Sud África
iv. Finalmente se hará la interpretación, análisis, avaluación y discusión de
resultados de la voladura de rocas.
91
CAPITULO VIII
MONITOREO Y EVALUACION DE LOS RESULTADOS DE LOS DISPAROS
PRIMARIOS EJECUTADOS POR AAC MINING EXECUTORS LTD EN SUD
AFRICA.
8.1 INTRODUCCIÓN.
Teniendo en cuenta que, la variable aleatoria fragmentación, como resultado
de la operación minera unitaria de voladura de rocas, es “fundamental” si se
pretende minimizar los costos operacionales de todas las operaciones
mineras unitarias sub siguientes, las cuales conforman el ciclo total de
minado; y como consecuencia de lo anteriormente mencionado maximizar
producción y productividad, y de esta manera maximizar la rentabilidad de la
mina Kamoto en US$/Tm explotada.
92
Tomando en cuenta lo anteriormente mencionado, en las operaciones
mineras subterráneas de la mina Kamoto, se monitorearon y evaluaron los
resultados de dos disparos primarios efectuados en mineral y dos disparos
primarios efectuados en desmonte, los cuales se describen a continuación:
8.2 CASOS-ESTUDIO DE LOS DISPAROS EFECTUADOS EN MINERAL
8.2.1 Caso-estudio N° 01 a. Dato de campo:
• Labor minera: Frontón
• Dimensiones de la labor:
- Ancho A: 6m
- Altura H: 6m
• Diámetro de los taladros de producción φP: 45mm
• Corte quemado con 4 taladros vacío EDHφ: 102mm
• Longitud del barreno SDL: 4.3m
• Perforación: Jumbo con two boom
• Densidad de la roca ρr= 2.7 Tm/m3
• Mallas de perforación B x S: 1.0m x 1.0m
• Perforación efectiva ED: 3.80m
• Avance efectivo EA: 3.50m
93
b. mezclas explosivas comerciales y accesorios de voladura usados en
este disparo primario.
• Emulsión encartuchada: 13” x 24”
• Densidad de la emulsión ρMEC: 1.3 gr/cc
• Mecha de seguridad
• Cordón detonante
• Fulminantes comunes
• Nonel (6.0m)
• Fulminantes eléctricos
c. Precios referenciales de las mezclas explosivas comerciales y de los
accesorios de voladura. US$
• Emulsión encartuchada (Kgs) 3.20
• Mecha de seguridad de 2.4m (unidad) 2.68
• Cordón detonante de 10P (m) 0.76
• Fulminantes comunes (unidad) 1.16
• Nonel de 6.0m (unidad) 2.66
• Fulminants eléctrico de 1.80m (unidad) 1.15
• Conector bunch de 4.80mm (unidad) 8.59
94
• Booster (unidad) 4.66
Se requiere:
i. Calcular el costo por metro de avance (US$/m)
ii. Analizar y discutir los resultados desde un punto de vista técnico-
económico.
8.2.1.1 Algoritmo de solución
i. Calcular el costo por metro de avance (US$/m): Se tendrá que seguir
los siguientes pasos:
Paso N° 01: Graficar la labor minera subterránea
Figura N° 8.1: Muestra la labor minera subterránea típica que se está explotando en
la mina Kamoto en Sud África.
95
Paso N° 02: Cálculo del número de taladros
Para calcular el número aproximado de taladros, se aplica la siguiente
formula:
( )110 →= AxHBHN
Dónde:
BHN: Numero de taladros
A: Ancho del frontón (m)
H: Altura del frontón (m)
Reemplazando valores en (1), se tiene:
606610
==
BHNxBHN
Entonces, se tiene 60 taladros más 5 taladros del corte = 65 taladros que se
perforaran, de los cuales φP = 45mm y EDHφ = 102mm.
Paso N° 03: Cálculo del número de cartuchos de emulsión cargados por
taladro.
Datos:
• Diámetro de los taladros de producción d0: φ = 45mm
• Longitud del barreno BHD = 4.3m
96
Por otro lado, se sabe que el número de cartuchos que deben ser cargados
dentro de los taladros, puede ser calculado usando la siguiente formula
postulada por el Ph. D Carlos Agreda.
( ) ( )210 0 →−
=lengethCartridge
dDSDNumberCartridge
Dónde:
Cartridge number: Numero de cartuchos de MEC
DSD: Longitud del barreno (m)
d0: Diámetro de los taladros de producción (m)
cartridge length: Longitud del cartucho de la MEC.
Reemplazando valores en (2), se tiene:
( )
660.085.3.
60.045.03.4.
60.045103.4
==
−=
−=
mmNC
mmmNC
mmmxmNumberCartridge
Entonces, el número de cartuchos/taladro = 6
Paso N° 04: Calculo del tonelaje a fragmentarse por taladro.
Datos:
B: 1.0m
97
S: 1.0m
E.D: 3.8m
ρr: 2.7 Tm/m3
( )( )( )( ) ( )3→= rEDSBTonelaje ρ
Reemplazando valores en (3), se tiene:
( )( )( )( )
./3.10/26.10
/7.280.30.10.1 3
talTmtaladroTonelajeTmTonelaje
mTmmmmTonelaje
=∴==
Paso N° 05: Calculo del factor de carga.
( )4exp
. →=Tm
losivoKgsFL
Reemplazando valores en (4), se tiene:
./46.0./3.10/69.4.
TmKgsLFTalTmTalKgsFL
=∴
=
98
Paso N° 06: Calculo del costo por Tm volada (US$/Tm)
Para calcular el costo de la referencia, se muestra a continuación el diseño
de carga típico de un taladro, usado en las operaciones mineras
subterráneas de Kamoto.
Figura N° 8.2: Muestra un taladro cargado con emulsiones.
Por consiguiente, se tiene: US$
• Emulsión: 4.68Kgs x 3.20 $/Kgs. 15.00
• Cordón detonante de 10P: 54m x 0.76$/m 41.00
• Mecha de seguridad de 2.4m (unidad) 2.68
• Fulminantes comunes 2unidad x 1.16$/unid 2.32
• Booster (unidad) 4.66
• Nonel de 6.0m (unidad) 2.66
99
• Conector bunch de 4.80mm (unidad) 8.59
Σ Total 76.91$/Tal.
Entonces, el costo de voladura por tonelada disparada será:
( )α→=∴
==
voladaTmUSCV
TmTalTm
TalCV
/$00.8
./$47.7/30.10
/$91.76
Paso N° 07: Costo del avance promedio por disparo.
Considerando que en la operación minera subterránea de voladura de rocas
de Kamoto se logra una eficiencia del 92%, entonces el avance promedio
por disparo será:
496.392.080.3 =×
El avance promedio será: 3.50 m
Paso N° 08: Cálculo del costo por metro de avance.
Por lo tanto, el costo por metro de avance será:
985.2150.3
$95.76=
mCV /$22=∴
100
Paso N° 09: Cálculo del tonelaje fragmentado por frontón.
( )( )( )( ) ( )7/ →= rEAHAFrontonTonelaje ρ
Reemplazando valores en (7), se tiene:
( )( )( )( ) FrontonTmmTmmmmFrontonTonelaje /340/7.250.30.60.6/ 3 ==FrontonTmFrontonTonelaje /340/ =∴
ii. Analizar y discutir los resultados desde un punto de vista técnico-
económico.
La discusión de resultados obtenidos de este disparo primario efectuado en
mineral es como sigue:
En general se puede afirmar que la fragmentación obtenida fue buena. El
avance efectivo por disparo es de 3.50m.
Por otro lado, el costo de voladura por metro de avance es de 22 US$/m. Así
mismo, se puede afirmar que en un frontón las dimensiones de 6.0m x 6.0m
se está perforando y disparando algunos taladros en demasía, etc., y esto
está elevando los costos operacionales de las operaciones mineras unitarias
binomiales de perforación y voladura de rocas.
8.2.2 Caso-estudio N° 02
a. Dato de campo:
• Labor minera: Frontón
• Dimensiones de la labor:
101
- Ancho A: 6.0m
- Altura H: 5.0m
• Diámetro de los taladros de producción φP: 45mm
• Corte quemado con 4 taladros vacío EDH φ: 102mm
• Longitud del barreno SDL: 4.3m
• Perforación: Jumbo con two boom
• Densidad de la roca ρr= 2.7 Tm/m3
• Mallas de perforación B x S: 1.0m x 1.0m
• Perforación efectiva ED: 3.80m
• Avance efectivo EA: 3.50m
b. mezclas explosivas comerciales y accesorios de voladura usados en
este disparo primario.
Para llevar a cabo este disparo primario; se emplean las mismas mezclas
explosivas comerciales y los mismos accesorios de voladura que los que se
usaron para realizar el disparo primario correspondiente al caso estudio N°
1.
Obviamente que los precios referenciales fueron también los mismos.
Se requiere:
i) Calcular el costo por metro de avance (US$/m).
102
ii) Evaluar y discutir los resultados desde un punto de vista técnico-
económico.
8.2.2.1 Algoritmo de solución
i. Calcular el costo por metro de avance (US$/m): Se deberá seguir los
siguientes pasos:
Paso N° 01: Graficar la labor minera subterránea a ser monitoreada.
El siguiente grafico N° 8.2: Muestra la labor minera subterránea que se está
trabajando en la mina Kamoto de Sud África.
Figura N° 8.3: Muestra un frontón en la mina Kamato
103
Paso N° 02: Cálculo del número de taladros
Para calcular el número aproximado de taladros, se aplica la siguiente
formula:
( )810 →= AxHBHN
Dónde:
BHN: Numero de taladros
A: Ancho del frontón (m)
H: Altura del frontón (m)
Reemplazando valores en (8), se tiene:
555610
=∴=
BHNxBHN
Entonces, se tiene 51 taladros de producción de φP = 45mm, más 4 taladros
del corte y EBHφ = 102mm.sumando un total de 55 taladros que se
perforaran en dicho frontón.
Paso N° 03: Cálculo del número de cartuchos de emulsión cargados por
taladro.
Para llevar a cabo el cálculo de la referencia, se debe tener en cuenta lo
siguiente:
• Diámetro de los taladros de producción d0: φP = 45mm
104
• Longitud del barreno BHD φ = 4.3m
Al igual que el primer caso estudio, se sabe que el número de cartuchos que
deben ser cargados dentro de los taladros, puede ser calculado usando la
siguiente formula postulada por el Ph. D Carlos Agreda.
( ) ( )910 0 →−
=lengethCartridge
dDSDNumberCartridge
Dónde:
• Cartridge number: Numero de cartuchos de MEC
• DSD: Longitud del barreno (m)
• d0: Diámetro de los taladros de producción (m)
• cartridge length: Longitud del cartucho de la MEC.
Reemplazando valores en (9), se tiene:
( )
660.085.3.
60.045.03.4.
60.045103.4
==∴
−=
−=
mmNC
mmmNC
mmmxmNumberCartridge
Entonces, el número de cartuchos/taladro = 6
Paso N° 04: Calculo del tonelaje a fragmentarse por taladro.
Datos:
105
B: 1.0m
S: 1.0m
E.D: 3.8m
ρr: 2.7 Tm/m3
Luego:
( )( )( )( ) ( )10→= rEDSBTonelaje ρ
Reemplazando valores en (10), se tiene:
( )( )( )( )
./3.10/26.10
/7.280.30.10.1 3
talTmtaladroTonelajeTmTonelaje
mTmmmmTonelaje
=∴==
Paso N° 05: Calculo del factor de carga.
( )11exp
. →=Tm
losivoKgsFL
Reemplazando valores en (11), se tiene:
./46.0./3.10/69.4.
TmKgsLFTalTmTalKgsFL
=∴
=
106
Paso N° 06: Calculo del costo por Tm volada (US$/Tm)
Para calcular el costo de la referencia, se muestra un taladro con el diseño
de carga típico usado en las operaciones de voladura de rocas en las
operaciones subterráneas de la mina Kamoto.
Figura N° 8.4: Muestra el carguío de un taladro con emulsiones.
Luego teniendo en cuenta la figura 8.4 se tiene:
US$
• Emulsión: 4.68Kgs x 3.20 $/Kgs. 15.00
• Cordón detonante de 10P: 54m x 0.76$/m 41.00
• Mecha de seguridad de 2.4m (unit) 2.68
107
• Fulminantes comunes 2unidad x 1.16$/unit 2.36
• Booster (unit) 4.66
• Nonel de 6ml (unit) 2.66
• Conectador (Bunch) (4.80m) 8.59
Σ Total 76.95$/Tal.
Luego el costo por tonelada disparada será:
disparadaTm
USCV
TmTalTm
TalCV
$0.8
./$47.7/30.10
/$95.7
=∴
==
Paso N° 07: Costo del avance promedio por disparo.
Considerando que en la operación minera unitaria de voladura de rocas de
Kamoto se obtiene una eficiencia del 92%, entonces el avance promedio por
disparo será:
m496.392.080.3 =×
El avance promedio será: 3.50 m
Paso N° 08: Cálculo del costo por metro de avance.
Por lo tanto el costo por metro de avance será:
985.2150.3
$95.76=
m
108
El costo de voladura por metro de avance será:
mUSCV /$22=∴
Paso N° 09: Cálculo del tonelaje fragmentado por frontón.
( )( )( )( ) ( )12/ →= rEAHAFrontonTonelaje ρ
Reemplazando valores en (12), se tendrá:
( )( )( )( ) TmmTmmmmFrontonTonelaje 28450.285/7.25.35.6/ 3 ===TmFrontonTonelaje 284/ =∴
Paso N° 10: Analizar y discutir los resultados desde un punto de vista
técnico-económico.
En general se puede expresar que los resultados de este disparo primario
en términos de fragmentación y uniformidad de esta han sido buenos.
Por otro lado también, se deben mencionar que la perforación efectiva es FD
=3.80m y el avance efectivo es de:
FA =3.50m
El costo por metro de avance en este caso es de: CMA = 22 US$/m.
El tonelaje fragmentado por frontón fue:
Tm/Frontón = 284 Tm.
109
8.3 CASO-ESTUDIO DE LOS DISPAROS EFECTUADOS EN DESMONTE
8.3.1 Caso-estudio N° 03
a. Datos de campo
• Labor minera: frontón
- Ancho A = 6.0m
- Altura H = 5.0m
• Diámetro de los taladros de producción φP = 45mm
• Longitud del barreno SDL = 4.3m
• Corte quemado con 4 taladros EBHφ = 102mm
• Densidad de la roca ρr = 2.6 Tm/m3
• Mallas de perforación y voladura B x S = 1.0m x 1.0m
• Perforación efectiva ED = 3.80m
• Avance efectivo EA = 3.50m
b. Mezclas explosivas comerciales y accesorios de voladura usados en
este disparo primario.
• Emulsión encartuchada 13” x 24”
• Densidad de la emulsión ρ1 = 1.3 gr/cc
110
• Mecha de seguridad.
• Cordón detonante.
• Fulminantes comunes.
• Nonel (6m)
• Fulminantes eléctricos.
Por otro lado, los precios unitarios referenciales fueron los mismos que los
usados en los casos estudiados en los casos estudios anteriormente
descritos.
Se requiere:
i) Calcular el costo por metro de avance (US$/m).
ii) Evaluar y discutir los resultados desde un punto de vista técnico-
económico.
8.3.1.1 Algoritmo de solución
Paso N° 01: Graficar la labor minera subterránea a ser evaluada.
El grafico N° 8.4: Muestra la labor minera subterránea que se está
explotando en la mina Kamoto en Sud África.
111
Figura N° 8.5: Muestra un frontón diseñado para desmonte.
Paso N° 02: Cálculo del número de taladros.
Para llevar a cabo el cálculo de la referencia, se utilizó la siguiente fórmula:
)13(10 →×= HABHN
Dónde:
BHN: Número de taladros
112
A: Ancho del frontón (m)
H: Altura del frontón (m)
Reemplazando valores en (13) se tiene:
555610 =×=BHN
Entonces, se tiene 51 taladros de producción cuyo diámetro φP = 45mm y
para el corte 4 taladros vacíos de .102mm=φ
Paso N° 03: Calculo del número de cartuchos de emulsión cargados por
taladro.
Para llevar a cabo el cálculo de la referencia, se debe tener en cuenta lo
siguiente:
• Diámetro de los taladros de producción do: mm45=φ
• Longitud del barreno mBHD 3.4=
Teniendo en cuenta que para calcular el número de cartuchos que deben
ser cargados dentro de los taladros, puede ser calculado usando la siguiente
fórmula postulada por el Ph.D Carlos Agreda.
)14()10(→
−=
engthCartridgeLDSDumberCartridgeN
Dónde:
CN=Número de cartuchos
113
DSD=Longitud del barreno (m)
Cartridge length = longitud del cartucho de la MEC
Reemplazando valores en (14), se tiene:
660.085.3
60.045.03.4
60.0)45103.4(
==−
=×−
=mm
mmmmumberCartridgeN
Entonces, el número de cartucho/taladro = 6
Paso N° 04: Cálculo del tonelaje a fragmentarse por taladro.
Datos:
• B: 1.0m
• S: 1.0m
• E.D: 3.8m
• pr: 2.6 Tm/m3
Reemplazando valores en (15), se tiene:
)15())()()(( →= prEDSBTonelaje
talTmtaladroTonelajeTonelaje
mTmmmmTonelaje
/10/1088.9
)6.2)(80.3)(0.1)(0..1( 3
=∴≅=
=
114
Paso N° 05: Cálculo del factor de carga.
)16(→=Tm
voKgsExplosiLF
Reemplazando valores en (16), se tiene:
TmKgsLF
TalTmTalKgsLF
/47.0
/10/69.4
=
=
Paso N° 06: Cálculo del costo por Tonelada métrica volada (US$/Tm).
Para calcular el costo de la referencia, se muestra a continuación el diseño
de carga típico de un taladro, usado en las operaciones mineras
subterráneas de Kamoto.
115
Figura N° 8.6: Muestra un taladro cargado con emulsión para desmonte
Luego tomando en cuento la figura 8.6 se tiene: US$
Emulsion: 4.68Kgs x 3.20 $/Kgs. 15.00
Cordón detonante de 10P: 54m x 0.76$/m 41.00
Mecha de seguridad de 2.4m (unit) 2.68
Fulminantes comunes 2units x 1.16$/unit 2.36
Booster (unit) 4.66
Nonel de 6ml (unit) 2.66
116
Conectador (Bunch) (4.80m) 8.59
ΣTotal 76.95$/Tal.
Luego el costo por tonelada disparada será:
disparadaTm
USCV
TmTalTm
TalCV
$0.8
./$47.7/30.10
/$95.7
=∴
==
Paso N° 07: Cálculo del avance promedio por disparo.
Considerando que en la operación minera unitaria de voladura de rocas de
Kamoto se logra una eficiencia del 92%, entonces el avance promedio por
disparo será:
m496.392.080.3 =×
El avance promedio será≅ 3.50 m
Paso N° 08: Cálculo del costo por metro de avance.
Por lo tanto, el costo por metro de avance será:
985.2150.3
$95.76=
m
El costo de voladura por metro de avance será:
mUSCV /$22=∴
117
Paso N° 09: Cálculo del tonelaje fragmentado por frontón.
( )( )( )( ) ( )17/ →= rEAHAFrontonTonelaje ρ
Reemplazando valores en (17), se tendrá:
( )( )( )( )TmFrontonTonelaje
mTmmmmFrontonTonelaje273/
/6.25.35.6/ 3
=∴=
ii. Analizar y discutir los resultados desde un punto de vista técnico-
económico.
En general se puede expresar que los resultados de este disparo primario
en términos de fragmentación y uniformidad de esta han sido buenos.
Por otro lado, también se deben mencionar que la perforación efectiva es
ED=3.80m y el avance efectivo es de:
EA=3.50m
El costo por metro de avance en este caso es de: CAM = 22US$/m.
118
CAPITULO IX
ANALISIS, INTERPRETACIÓN Y DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS.
9.1 INTRODUCCIÓN
Para llevar a cabo el análisis e interpretación de la referencia se ha tenido
en cuenta los tres factores más importantes que tienen una influencia
determinante en los resultados de un disparo primario que son:
• El tipo de macizo rocoso.
• El tipo de mezcla explosiva comercial.
• El diseño de las mallas de perforación y voladura.
Teniendo en cuenta lo anteriormente mencionado se puede mencionar que
la fragmentación obtenida en los tres casos estudio ha sido muy buena.
119
9.2 CASO-ESTUDIO N° 01 (MINERAL)
En este caso estudio las dimensiones de la labor minera fueron: 6m x 6m.
• Densidad de la roca ρr = 2.7 Tm/m3
• El número de taladros fue de BHN = 65
Se cree que se están usando taladros en demasía para estas dimensiones
de la labor minera subterránea, generando un incremento de los costos
operacionales en cuanto a perforación y al carguío de mezclas explosivas
comerciales y accesorios de voladura.
9.3 CASO-ESTUDIO N° 02 (MINERAL)
Donde las dimensiones de la labor minera es: 6m x 5m y cuya densidad de
la roca es ρr = 2.7 Tm/m3. En este caso, en total se perforaron 55 taladros:
• 51 taladros de producción φP = 45mm
• Corte: 4 taladros vacíos de φ= 102mm
• El número de cartuchos de emulsión se determinó que fueron:
• 6 cartuchos / taladro
• El costo de voladura por tonelada fue: Cv = 8 US$/Tm
• El tonelaje fragmentado por frontón fue de 284 Tm.
120
9.4 CASO-ESTUDIO N° 03 (DESMONTE)
En este caso las dimensiones de la labor minera fue de 6m x 5m y la
densidad de la roca ρr = 2.6 Tm/m3. Al igual que en el caso estudio N° 02
también se perforaron y dispararon 55 taladros, y el número de cartuchos de
emulsión por taladro fue de 6.
En general se puede afirmar que en todos los casos estudio monitoreado y
evaluado se obtuvo una muy buena fragmentación en términos de
granulometría y uniformidad de esta.
El número de cartuchos de emulsión por taladro para todos los casos
estudio las mallas de perforación y voladuras usadas para todos los disparos
primarios fueron de:
B=1.0m
S= 1.0m
La densidad del mineral es de ρr = 2.7 Tm/m3 y la densidad del desmonte es
de ρr = 2.6 Tm/m3
La perforación efectiva en todos los casos es de 3.80 m y el avance
efectivo/disparo es de 3.50m.
121
CONCLUSIONES.
Después de llevar a cabo el presente estudio de investigación se pueden arribar a
las siguientes conclusiones:
1. En las operaciones mineras unitarias subterráneas de perforación y voladura
en la mina Kamoto existen frontones con diferentes dimensiones (A x H).
2. El número de taladros perforados y disparados es diferente de acuerdo a las
dimensiones del frontón.
3. Se puede apreciar que el número de taladros por frontón es más de lo
necesario.
4. De acuerdo a lo mencionado en el capítulo anterior, el costo de perforación y
voladura por Tm por frontón será mucho mayor y esto tendrá una influencia
determinante en la rentabilidad de la mina Kamoto en (US$/Tm).
122
5. Llevando a cabo un estudio tomando en cuenta todas las variables más
influyentes en los resultados de un disparo primario se podría llegar a
determinar el número requerido de taladros a ser perforados y disparados
por frontón tanto en mineral como en desmonte.
6. A nivel mundial nunca se logra perforar el 100%, confirmando así la mina
Kamoto, que en sus operaciones se logra un avance del 82%.
7. Teniendo en cuenta las características geomecánicas del macizo rocoso de
la mina Kamoto en Sud África, se deben determinar las dimensiones
requeridas de los frontones (A X H).
8. De acuerdo a lo mencionado en el acápite anterior, se deben determinar el
número de taladros requeridos por frontón, tanto para mineral como para
desmonte.
9. Se debe continuar usando emulsiones en la operación minera unitaria de
voladura de rocas de la mina Kamoto; por que la detonación de dichas
mezclas explosivas comerciales no generan gases tóxicos.
10. Al determinarse adecuadamente las mallas de perforación y voladura de
rocas (B x S), se obtendrá el numero correcto de taladros a perforarse,
reduciéndose los costos operacionales y lograr obtener un incremento en la
rentabilidad de la mina Kamoto, que es lo que busca cualquier compañía.
123
BIBLIOGRAFIA
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4, 2007.
2. Roy, P.: Rock Blasting effects and operations” CMRI India, 2011
3. ISEE: “Blasters hand book”, 2011
4. Person, A. Holmberg, R. And Lee: Rock blasting and explosives engineering,
CRG, Press, US, 2004.
5. Per Anders Persson et al: “Rock blasting and explosives engineering”
6. Thron Ley, G. M and Fuk, A, G: “Aluminized blasting agents”, IRECO
chemicals, 1998
7. Preston, C. J: New methods in production blast monitoring and optimization”
Dupont, Canada, In, 2005
124
8. Llorente, G. E: “Estudio de los explosivos industriales”, 2002
9. Van Dolah, R. W, Murphy, C. J and Hanna, N. E: “Fumes from ammonium
nitrate hydrocarbon mixtures” International symposium on mining research,
USA, 2009.
10. Tenney L. Davis: The Chemistry of Powder and Explosives Hardcover –
February 15, 2012.
11. Jacqueline Akhavan: The Chemistry of Explosives (RSC Paperbacks)
Paperback-July 8, 2011
12. Wildon Fickett, William C. Davis, Physics: Detonation: Theory and
Experiment (Dover Books on Physics) Paperback – Unabridged, December
17, 2010.
13. Cook, M. A: The science of industrial explosives, IRECO chemical, Salt Lake
City, Utah, 1974.
14. Cook, M. A: The science of high explosives, Reinhold publishing
Corporation, New York, 1958.
ANEXOS
ANEXOS I
Tabla I: Muestra el consumo de explosivos correspondiente al periodo 2014.
ANEXO II
Muestra el planeamiento y el desarrollo mensual de las operaciones mineras
subterráneas en Kamoto Copper Company en Sud Africa.
