Tesis Huancavelica Minas

UNIVERSIDAD NACIONAL MICAELA BASTIDAS DE APURIMAC
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERIADE MINAS
“EVALUACIÓN DE LA VOLADURA BASADA EN LAS CLASIFICACIONES

GEOMECÁNICAS EN LA COMPAÑIA MINERA ARIFERA CUATRO DE ENERO-MAGDESA”
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DEINGENIERO DE MINAS
PRESENTADO POR:
BACH. HUANACO CHUMBES, ROBERTO.
ASESOR: MSc. Ing. GUZMAN IBAÑEZ, Cesar Salvador.
Haquira, Enero de 2017.
1
DEDICATORIA:
A mi padre, por ser fuente y motivación en mi que haceres diarios
y por su apoyo incondicional y desinteresado.
Roberto.
AGRADECIMIENTOS
A Dios, por todo lo que soy.
Al personal directivo, jerárquico, docente y administrativo de
la Facultad de Ingeniería
A mis familiares, principalmente a mi padre, por su apoyo en bien
de mi formación personal y profesional.
Al Ing. Rodrigo, Huamancaja Espinoza y Dr. Dulio Oseda Gago, por su

invalorable
Y finalmente al Señor Asesor Ing. Guzmán Ibáñez, Cesar Salvador,
por su tiempo y dedicación en la consecución de la presente investigaci
iii
3
ÍNDICE
Pág.
Dedicatoria ii
Agradecimientos iii
Índice iv
Introducción viii
Resumen x
Capítulo I: PROBLEMA
Planteamiento del problema
1. Formulación del problema 11

2.
1. Objetivo general y específicos 12
3.
1. Justificación 12
4.
Capítulo II:
MARCO TEÓRICO
2. Antecedentes 14
1.
2. Consideraciones geomecánicas para diseñar la voladura 15
2. 2.2.1. Clasificación geomecánicas de Protodyakonov 15
2.2.2. Clasificación geomecánicas de Bieniawski 15
2.2.3. Uso de las clasificaciones geomecánicas del macizo
rocoso para la estimación del GSI
22
2. Caracterización del macizo rocos para el diseño de voladura 26
3. 2.3.1. Factor e volabilidad de Borquez (1981) 26
2.3.2. Propuesta de la compañía ”Steffen Robertson and 27
Kirsten ltd”
2.3.3. Volumetric joint count “Jv” y la ecuación de Palsmtrom 27
2.3.4. Propuesta de Ashby (1977) 28
2.3.5. Índice de volabilidad de Lilly (1986-1992) 29
2.3.6. Impedancia y sísmica de refracción 31
4
2.4. Diseño y cálculo de voladura en galerías y túneles (Metodología sueca) ……32
2.4.1. Sistemas de avance
…………………………………………………………………………………………..32
2.4.2. Esquemas de voladuras
32
2.4.3. de arranque con taladros paralelos
34
2.5. Calculo de voladuras 38
2.5.1. Avance por disparo
38
2.5.2. Arranque y corte de cuatro secciones
39
2.5.3. Diseño de arrastres
43
2.5.4. Diseño de núcleo
44
2.5.5. Diseño de contorno
45
2.6. Factor de seguridad “FS” 46
2.6.1. Determinación del factor de seguridad en voladura subterránea 46
2.6.2. Análisis de fragmentación
47
2.6.3. El modelo Kuz-Ram
47
2.7. Las condiciones geológicas y sus efectos en la voladuras 48
2.7.1. Estratificación o bandeamiento 48
2.7.2. Esquistosidad
48
2.7.3. Fractura
49
2.7.4. 49
2.7.5. Contactos
49
2.7.6. Pocas estructuras o estructuras ampliamente separadas
49
2.7.7. Estructuras apretadas
50
2.7.8. Estratificación plana u horizontal
50
2.7.9. Estructuras en trabajos subterráneos
51
2.8. Principales criterios para seleccionar explosivos
53
2.8.1. Propiedades geomecánicas
53
2.8.2. cas masivas resistentes
53
2.8.3. cas muy fisuradas
53
2.8.4. Rocas formadas por bloques
53
2.8.5. cas porosas
54
2.8.6. Volumen de roca a volar
534
v
2.8.7. Condiciones atmosféricas 55
2.8.8. Presencia de agua 55
2.8.9. 55
2.8.10 Transmisión o simpatía 56
2.8.11. Vibraciones 56
2.9. Hipótesis 56
2.9.1. Hipótesis general 56
2.9.2. ipótesis específicos 56
2.10. Definición de términos 57
2.11. Identificación de variables 58
2.11.1.Variable independiente 58
2.11.2. Variable dependiente 58
2.12. Definición operativa de variables e indicadores 58
Capítulo III: METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
3.1. Ámbito de estudio 60

3.2. Tipo de investigación 60
3.3. Nivel de investigación 60
3.4. Método de investigación 60
3.4.1. Método general 60
3.4.2. Método especifico 61
3.5. Diseño de Investigación 61
3.6. Población y muestra 61
3.6.1. La población 61
3.6.2. Muestra 61
3.7. Técnicas e instrumentos de recolección de datos 62
3.7.1. cnicas 62
vi
6
3.7.2. Los instrumentos 62
3.8. Procedimientos de recolección de datos 62
vi
3.9. Técnicas de procesamiento y análisis de datos 62
Capítulo IV: RESULTADOS
4.1. Análisis de cálculos 64

4.1.1.RMR (Rock Mass Rating) 64
4.1.2. Índice de calidad de la masa rocosa (Q) 66
4.1.3. ciones entre RMR y GSI 67
4.2. Adaptación de los índices GSI, RMR y RQD en la ecuación de Ashby para
calcular el consumo especifico de explosivo 68
4.3. Análisis y operacionalización de constantes, índices y factores de
voladura 70
4.4. Aplicación del método en la U/P Culebrillas-CHM 71
4.4.1. Breve descripción del crucero 71
4.4.2. Diseño de arranque 73
4.4.3. Diseño de las cuatro secciones del arranque o corte 78
4.5. Análisis de datos del control de las voladuras realizadas por mes 81
4.6. Prueba de hipótesis 83
4.6.1. Planteamiento de Hipótesis 83
4.6.2. Nivel se significancia o riesgo 84
4.6.3. ulo estadístico de prueba 85
4.6.4. estadística 85
4.6.5. Conclusión estadística 86
Conclusiones 87
Recomendaciones 88
Referencias bibliográficas (Modelo Vancouver). 89
Anexos
7
vii
INTRODUCCIÓN
En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas
de las rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía
y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante
pues determinan la geometría de la voladura, el consumo específico y la
regulación de los tiempos de retardo tanto en voladuras a cielo abierto
como subterráneas.
Los elementos básicos de geología que tienen incidencia en la perforación y

voladura son:
1) Las características físicas y mecánicas de las rocas que conforman el
macizo rocoso, 2) la estratigrafía, esto es, la presencia de estratos
menos resistentes, y eventualmente más Delgados, y presencia de
cavidades y 3) los rasgos estructurales, esto es, la presencia de planos de
estratificación, diaclasas principales y secundarias, en lo que tiene que
ver fundamentalmente con sus actitudes.
Otro parámetro que debe tenerse en cuenta en un diseño racional, está
obviamente, asociado con los objetivos de la voladura; este otro actor
puede conllevar a modificar los diseños en virtud a favorecer la
granulometría a lograr, así como a evitar la dilución del material a
remover.
El principio de una buena voladura se fundamenta en un buen diseño de la
malla y supervisión al proceso de perforación.
Para su mayor comprensión, la presente investigación se ha dividido en 4
capítulos los cuales son los siguientes:
El Capítulo I, que trata sobre el problema de investigación; en donde se
visualiza el planteamiento y formulación del problema, la justificación, los
8
viii
respectivos objetivos de investigación, seguido de la justificación e
importancia.
El Capítulo II, del marco teórico conceptual de la investigación; donde se
aprecia primero los antecedentes y luego la información teórica relevante
sobre las variables de estudio, es decir sobre la voladura basada en las
clasificaciones geomecánicas, sustentado en teorí
viii
bibliografía actualizada y finalmente los definición de términos básicos
utilizados en la investigación, seguido de la hipótesis y el sistema de
variables.
El Capítulo III, del marco metodológico, en el cual se detalla el tipo, nivel
método y diseño de investigación, además de las técnicas de recolección
de datos y el procesamiento de información.
El Capítulo IV, de los resultados; donde se detalla los pormenores del
análisis y procesamiento de la información tanto del pre test como del post
test, seguido de la prueba de hipótesis.
Al final se complementa con las conclusiones, recomendaciones, referencias
bibliográficas según el estilo Vancouver, y los respectivos anexos del
presente trabajo de investigación.
Los autores.
9
RESUMEN
La siguiente investigación está basada en los principios de “blastability”
de Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas). Este principio nos
habla de cuan fácil o difícil es romper la roca, y ello está directamente
ligado a la calidad del macizo rocoso. Como vemos, en la actualidad, la
clasificación moderna del macizo es según la tabla de GSI MODIFICADO,
además no hay mejor manera de interpretar el grado de fracturamiento
del macizo, que empleando la clasificación de RQD.
La mina piloto donde se recolecta datos de campo para las pruebas de esta
investigación es: CIA. Consorcio Minero Horizonte. Ubicado en Perú,
departamento de la Libertad, provincia de Pataz y distrito de Parcoy. La
investigación consiste en modificar la ecuación de Ashby 1977. En términos
de GSI y RQD, esta ecuación nos dará directamente el consumo específico
de explosivo expresado en “kg/m3”. Luego se hace un análisis del cuadro
presentado por Sanchidrián et al. (2002) quien calibró la constante de
roca para diferentes tipos de roca y encontró una relación lineal con el
consumo específico de explosivo (technical powder factor). Además de ello
encuentra una relación con el factor de roca “A” de Cunningham.
En este trabajo se ha tomado la metodología sueca de Roger Holmberg,
para diseño de frentes, por ser este método más aceptado en el campo de
excavación de túneles y frentes subterráneos, además involucra dos
variables muy importantes que son: la constante de roca “c” el cual es
calculado según el consumo específico de explosivo y este último a partir de
la ecuación de Ashby modificado y el otro variable es la potencia relativa

en peso del explosivo (RWS) , pues el explosivo se selecciona según un
criterio detallado en la presente investigación en el cual se destaca las
condiciones geomecánicas del macizo rocoso.
Para concluir se hace una programación en Excel para una rápida toma de
decisiones al momento de diseñar la voladura.
10
CAPÍTULO I
PROBLEMA
1.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

La voladura es una operación elemental en la actividad minera y su diseño
está basado en diversos modelos matemáticos planteados hasta hoy, pero
aun hoy en día las fallas en la voladura es un desafío que todos los mineros
queremos superar, en la compañia minera por mes se registra un promedio
de 06 tiros soplados, 4 tiros cortados, 2 tiros anillados, 07 casos de taqueo
y además de los tajos y labores criticas sollamados. A pesar que se tiene
un área de voladura con profesionales competentes. En vista que la mina
Consorcio Minero Horizonte trabaja con un diseño de voladura basado en el
RMR. Pero esto solo de manera empírica, sin ninguna ecuación matemática
que involucre la calidad de roca cuantificado como variable.
1.2FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
1.2.1 Problema general

¿En qué medida influirá la voladura basada en las clasificaciones
geomecánicas en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas?
1.2.2 Problema específico

a. ¿Se tomará en cuenta realmente las condiciones geomecánicas hoy en día
para diseñar la voladura?
b. ¿De qué forma se puede involucrar las variables geomecánicas en
las ecuaciones de diseño de voladura?
11
c. ¿Qué tan necesario es involucrar las variables de las
clasificaciones geomecánicas en un diseño de voladura?
1.3 OBJETIVO: GENERAL Y ESPECIFICOS
1.3.1 Objetivo general
Determinar la influencia de la voladura basada en las clasificaciones
geomecánicas en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas.
1.3.2 Objetivos específicos:

a. Tomar en cuenta las clasificaciones geomecánicas para diseñar las voladuras
haciendo una evaluación genérica del manejo del área de voladura y
geomecánica en la CIA CMH-U/P Culebrillas.
b. Demostrar que si se puede involucrar la variable geomecánica (RMR, GSI O
RQD) en las ecuaciones de diseño de voladura.
c. Aplicar las variables de las clasificaciones geomecánicas para un buen diseño
de la voladura.
1.4 JUSTIFICACION DEL PROBLEMA
La investigación y la evaluación del manejo de voladura nos permitirá
conocer a fondo las buenas y malas prácticas en la mina consorcio minero
horizonte, y a partir de ello mejorar la situación.

La voladura en la minería juega un papel muy importante porque es la
forma en que podemos nosotros aperturas labores de acceso hacia un
yacimiento económico y explotarlas. Se sabe que toda organización busca
optimizar al máximo todas sus actividades y en eso consiste este trabajo.
El reducir en un 50% las fallas en la voladura ya sería un logro muy
importante.
En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas
de las rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la
estratigrafía y los rasgos

estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante pues a base
de ello sabremos la energía necesaria para romper dicho macizo.
En la actualidad no hay un método práctico para diseñar una malla de
perforación y voladura subterránea que involucre la variable “calidad del
macizo rocoso” claramente, para el diseño de galerías, rampas, túneles, etc.
Hay solamente 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:
 La teoría de la Comminución; para diseño de malla en rampas.

 Métodos empíricos, que calculan número de taladros.
CAPITULO II
2.1 ANTECEDENTES
2.1.1.A nivel internacional:

MARCO TEORICO
a) La investigación de Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas)
en los principios de “blastability” en el año (1979). Cuyo principal objetivo
es la fragmentación por las voladuras y conseguir un tamaño adecuado que
se ajusten a nuestras necesidades, así mismo buscar un factor de
explosión específico para reducir al mínimo el costo de la minería en
general, aproximándonos a un buen resultado utilizando parámetros
geomecánicos, un buen diseño y explosivos adecuados (1).
b) Investigación de Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Ing. De Minas en el Diseño
de Mallas de Perforación y Voladura Subterránea aplicando un Modelo
Matemático de Áreas de Influencia del año (1998), realizado para ejecutar
diseños óptimos sin la necesidad de realizar muchas pruebas de campo, y
en donde el objetivo es diseñar mallas de perforación y voladura
subterránea, aplicando un modelo matemático de áreas de influencia y
pronosticar el análisis de la fragmentación para determinar si es el óptimo
(2).
2.1.2. A nivel nacional:
a) UNCP - Huancayo (2008): Marcañaupa Curo, Rodolfo, la investigación titulada:
“Perforación y voladura Basada en el RMR”, Compañía de Minera Aurífera
Retamas” (3).
2.2 CONSIDERACIONES GEOMECÁNICAS PARA DISEÑAR LA
VOLADURA
2.2.1 Clasificación geomecánica de Protodyakonov
Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008). Mediante esta clasificación
geomecánica se define la calidad del macizo rocoso, por medio de un
parámetro “f”, que es el coeficiente de resistencia (4).
Cuadro N° 01
CATEGORIA DESCRIPCION "f"

Excepcional Cuarcita, Basalto y rocas de resistencia 20
excepcional
Alta resistencia Granito, areniscas silíceas y calizas muy 15 -
competentes
Resistencia Calizas, granito algo alterado y areniscas 20
media 8-6
Areniscas medias y Pizarras 5
Lutitas, areniscas flojas y conglomerados 4
friables esquistos y margas compactas
Lutitas, 3
Resistencia Calizas, lutitas blandas, margas, areniscas
baja friables,
Gravas, bolos cementados
Lutitas fisuradas y rotas, gravas compactas y
Preconsolidas 1.5
Fuente: Manual de geomecánica Carlos Arturo Pérez Macavilca.
El coeficiente “f” está definido por la siguiente fórmula matemática:
Siendo:
(Ecu. 2.1)
= La resistencia a Compresión Simple de la roca expresada en MPa.
2.2.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski
Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008) el RMR es una clasificación
geomecánica, en la que se tienen en cuenta los siguientes parámetros del
macizo rocoso:
 Resistencia Compresiva de la roca.

 Índice de la Calidad de la Roca - RQD.
 Espaciamiento de Juntas.
 Condición de Juntas.
 Presencia de Agua.
 Corrección por orientación.
Estos factores se cuantifican mediante una serie de parámetros
definiéndose unos valores para dichos parámetros, cuya suma, en cada caso
nos da el índice de Calidad del RMR que varía entre 0 – 100. (5)
Los objetivos de esta clasificación son:

 Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso.
 Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga.
 Proporcionar una buena base de entendimiento de las características del
macizo rocoso.
 Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca,
proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los
problemas de ingeniería.
Cuadro Nº 02
Fuente: “Engineering Rock Mass Classifications”, Bieniawski, Z. T.

Se clasifican las rocas en 5 categorías. En cada categoría se estiman los
valores de la cohesión y el ángulo de fricción interna del macizo rocoso
(Cuadro Nº02). A continuación se definen y valoran cada uno de los factores
que intervienen en la clasificación.

2.2.2.1 Resistencia compresiva de la roca
Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008) la resistencia compresiva “
” de una roca se puede determinar por tres procedimientos. (6)
 Primer procedimiento
Estimación de la Resistencia Compresiva mediante el martillo Schmidt
de Dureza.
 Segundo procedimiento
Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de
Carga Puntual “Franklin”.
 Tercer procedimiento
Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de
Compresión Simple y/o Uniaxial.
2.2.2.2 índice de la calidad de la roca – RQD
Según Bieniawski, Z. T. (1989) Para determinar el RQD (Rock Quality
Designation) en el campo y /o zona de estudio de una operación minera,
existen hoy en día tres procedimientos de cálculo. (7)
 Primer procedimiento
Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigo
mayores que 10 cm en el intervalo de testigo de 1.5 m.
(Ecu. 2.2)
 Segundo procedimiento
Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por
metro lineal, determinadas al realiza r el levantamiento litológico-
estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación
minera.
Fórmula matemática:
(Ecu. 2.3)
Siendo:
(Ecu. 2.4)
 Tercer procedimiento
Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro
cúbico, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural
(Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera.
Fórmula matemática de Palmstrom:
Siendo:
Jv = Número de fisuras por metro cúbico.

(Ecu. 2.5)
2.2.2.3 Espaciamiento de juntas
Según Bieniawski, Z. T. (1989) Se ha comprobado que el espaciamiento de
juntas tiene gran influencia sobre la estructura del macizo rocoso. La
resistencia del macizo rocoso va disminuyendo según va aumentando el
número de juntas, siendo el espaciado de las juntas el factor más influyente
en esta disminución de resistencia.
Así resulta que un material rocoso de alta resistencia de 100 a 200 MPa,
que esté muy fracturado con un espaciamiento de juntas de 5 cm,
corresponde a un macizo rocoso débil. A continuación se presenta la
clasificación de Deere de los macizos rocosos.
En lo referente al espaciamiento de juntas, que es la que recomienda
utilizar en la clasificación geomecánica de Bieniawski. (8)

Cuadro N° 03
DESCRIPCIÓN
ESPACIO DE TIPO MACIZO
ESPACIAMIENTO JUNTAS
>3m ROCOSO
Muy ancho Ancho Sólido Masivo
1-3m
Moderadamente En bloques
0.3 - 1 m 50 -
Cerrado Fracturado
300 mm
Muy cerrado machacado
2.2.2.4 Condición de juntas
En este apartado se tienen en cuenta los siguientes parámetros:

 Apertura.
 Tamaño.
 Rugosidad.
 Dureza de los labios de la discontinuidad.
 Relleno.
a. Apertura
La apertura de las juntas es un criterio para descripción cuantitativa de un

macizo rocoso. La clasificación de Bieniawski es la siguiente:
Cuadro N° 04
Descripción Separación
Abierta > 5 mm
Moderadamente 1 - 5 mm
abierta
Cerrada 0.1 – 1 mm
Muy cerrada < 0.1

b. Tamaño
El tamaño de las juntas influye en la importancia que el material rocoso y la
separación de las juntas tienen en el comportamiento del macizo rocoso.

c. Rugosidad
En esta clasificación se establecen 5 categorías de rugosidad: muy
rugosa, rugosa, ligeramente rugosa, suave y espejo de falla.
d. Dureza de los labios de la discontinuidad

Se consideran 3 categorías de dureza: dura, media y blanda.
e. Relleno
Se define por su espesor, tipo de material, consistencia y continuidad.
2.2.2.5 Presencia de agua
El efecto del agua tiene especial importancia en los macizos rocosos
diaclasados. Se tendrá en cuenta el flujo agua en el macizo rocoso. El
criterio que se utilizará será el siguiente: completamente seco, húmedo,
agua a presión moderada y agua a presión fuerte.
2.2.2.6 Corrección por orientación
A la hora de considerar los efectos de la orientación de las
discontinuidades para la clasificación del macizo rocoso, con vistas a la
construcción de una excavación subterránea y una labor minera superficial,
es suficiente considerar si las orientaciones del rumbo y del buzamiento
son más o menos favorables con relación a la labor minera que se va
ejecutar.
Bieniawski ha propuesto la siguiente clasificación:
Cuadro N° 05
RUMBO PERPENDICULAR AL EJE

Dirección según Dirección contra RUMBO PARALELO BUZAMIEN
buzamiento buzamiento AL EJE DEL TO 0 – 20°
Buzami Buzami Buzami Buzamie Buzamie Buzami
ento
Muy ento ento nto 20 – nto 45 – ento
Favora Regular Desfavo Muy
favorab ble rable desfavo Regular Desfavorabl
le e
0 -2 -5 -10 -12 0 -2
Esta clasificación no es aplicable a rocas expansivas fluyentes.
Figura Nº 01 Tabla de Bieniawski 89
Fuente: Área de geomecánica CMH
El RMR permite la obtención de la cohesión y ángulo de fricción, parámetros

resistentes del criterio de Mohr-Coulomb. En las siguientes ecuaciones se
muestran las relaciones entre RMR y los parámetros resistentes.
Donde c es la cohesión y Ф es el ángulo de fricción.
(Ecu. 2.6)
(Ecu. 2.7)
2.2.3Uso de las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso para la
estimación del GSI
Según Hoek and Brown (1980), propusieron utilizar para la estimación de las
constantes del material: m y s, las clasificaciones geomecánicas de
Bieniawski (1974) y de Barton (1974), sin embargo, hay un problema
potencial en el uso de estos sistemas de clasificación geomecánica, de
tomar en cuenta doblemente algún factor. A fin de minimizar estos
problemas potenciales, se ofrecen las siguientes guías para la selección
de parámetros cuando se utilizan las clasificaciones geomecánicas del
macizo rocoso como base para la estimación de los valores m y s del
criterio de falla de Hoek and Brown. (9)
2.2.3.1 Clasificación geomecánica RMR de Bieniawski de 1976
Según el artículo de Bieniawski (1976) es la referencia básica para el
presente análisis. En el cuadro Nº 9, se muestra los parámetros que se
consideran para determinar la calidad del macizo rocoso. Parte del cuadro
Nº 9 de Bieniawski de 1976, que define la Clasificación Geomecánica o
valoración del macizo rocoso (RMR), los parámetros que se tomaran en
cuenta para los cálculos estarán referidos a:
 Resistencia Compresiva de la roca.

 RQD (Rock Quality designation).
 Espaciamiento de juntas.
 Condición de juntas.
Para estimar el valor de utilizando la valoración del macizo rocoso (RMR) de

Bieniawski de 1976, se debe usar la Figura Nº 09, con los parámetros
descritos anteriormente, asumiendo que el macizo rocoso está
completamente seco y al valor de la presencia de agua subterránea se le
debe asignar una valoración de 10, También se deberá asumir que la
orientación de juntas corresponde a una condición favorable y el valor de
ajuste por orientación de juntas será (0). La valoración final, llamada
RMR76, puede luego ser utilizada para estimar el valor de GSI.

Para RMR76 > 18 Para RMR76 < 18
GSI = RMR76 (Ecu. 2.8)
No se puede utilizar la Clasificación Geomecánica de Bieniawski de 1976
para estimar GSI, en cambio se debería usar el valor de Q de Barton, Lien y
Lunde. (10)
2.2.3.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989
Según la clasificación geomecánica de Bieniawski, Z. T de (1989), puede ser
utilizada para estimar el valor GSI de una manera similar a lo descrito para
versión de 1976. en este caso, se asigna un valor de 15 a la valoración del
agua subterránea y de nuevo se considera como cero (0) el ajuste por
orientación de Juntas. Nótese que el valor mínimo que se puede obtener con
la clasificación geomecánica de 1989 es 23 y que, en general, esta da un
valor ligeramente más alto que la clasificación de 1976 la valorización
final, llamada RMR89, puede ser utilizada para estimar el valor de GSI.
Para RMR89 > 23 Para RMR89 < 23

GSI = RMR89 – 5 (Ecu. 2.9)
No se puede utilizar la clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989
para estimar el valor GSI, en cambio se debería usar el valor de Q de
Barton, Lien y Lunde. (11)
2.2.3.3 Clasificación geomecánica “Q” modificada de Barton Lien y

Lunde
Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), Para estimar el valor de
GSI utilizando esta clasificación geomecánica, se deben usar el RQD (Rock
Quality Designation), el número del sistema de juntas (Jn), el número de la
rugosidad de las Juntas (Jr) y el número de alteración de las Junta (Ja),
exactamente como están definidas en las figuras Nº 02, 03 y 04 de Barton
(1974). Para el factor de reducción por agua en juntas (Jw) y el factor
de reducción por esfuerzos (SRF), se debe utilizar un valor de 1 para
ambos parámetros, lo que equivale a condiciones secas del macizo rocoso
sometido a esfuerzos medios. De aquí

para sustituir a partir de la ecuación Nº 2.10, el Índice de calidad Tunelera
modificada (Q´) es calculada a partir de: (12)
(Ecu. 2.10)
Este Valor de Q´ puede ser utilizado para estimar el valor GSI a partir de:
Figura Nº 02
(Ecu. 2.11)
Fuente: Barton, N., Lien, R., and Lunde, J.
Figura Nº 03

Figura Nº 04
2.3 CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO PARA EL DISEÑO
DE VOLADURA
2.3.1 tor de volabilidad de Borquez (1981)
Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), determina el factor de
volabilidad “kv” de la fórmula de Pearce, para el cálculo del burden a partir
del RQD corregido por un coeficiente de alteración que tiene en cuenta la
resistencia de las discontinuidades en función de la apertura de éstas y el
tipo de relleno. (13)
Cuadro N° 06
Resistencia de
Alta las Factor 1.0

de
Media 0.9
Baja 0.8
Muy baja 0.7
Figura Nº 05
Factor de volabilidad (Kv)en funcion del indice de calidad RQDE
Fuente: Manual de perforacion y voladura- Lopez Jimeno
2.3.2 esta de la compañía “Steffen Robertson and kirsten ltd.”
(1985)
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, en el año 1985 la
compañía Steffen Robertson and kirsten ltd, lanza una manera de calcular
el consumo específico de explosivo, utilizando varios parámetros
geomecánicos entre los que se encuentra el RQD, La resistencia a la
compresión simple (MPa), los ángulos de fricción interna y rugosidad de las
discontinuidades y la densidad (t/m3).
Este procedimiento es de los pocos que tiene en cuenta el efecto del
diámetro de taladro (mm) o distribución espacial del explosivo sobre el
consumo específico de éste en la voladura. (14)
Figura Nº 06
Consumo específico en función a diversos parámetros geomecánicos
Fuente: Manual de perforación y voladura – López Jimeno
2.3.3 metric joint count, “JV” y la ecuación de Palsmtrom (1974)

Según Barton, N., Lien, R., and Lunde, J. (1988), el índice“JV” suele
obtenerse con frecuencia, se define como el número de juntas por metro
cúbico, obtenido al sumar las juntas presentes por metro para cada una de
las familias existentes. (15)

Cuadro. N°07
CARACTERÍSTICAS DEL MACIZO

JV
<1 ROCOSO
Bloques masivos
1– 3 Bloques grandes
3 – 10 Bloques tamaño medio
10– 30 Bloques pequeños
>30 Bloque muy pequeños
La relación entre el índice “JV” y el RQD es de acuerdo con Palsmtrom,
de la siguiente forma:
RQD = 115 – 3.3JV para JV < 4.5, RQD = 100
Según la orientación de estas juntas, los bloque conformados in-situ
presentaran diferentes geometrías, afectando doblemente a la
fragmentación de la voladura y a la dirección de salida más útil del
disparo.
Figura Nº 07
Fuente: Block size and shape, Arild Palsmtrom
2.3.4 Propuesta de Ashby (1977)
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), Ashby en el año
1977 hizo un intento por considerar las discontinuidades estructurales en
el sistema de diseño de las

voladuras, la ecuación relaciona la frecuencia de fracturas y la resistencia
al cizallamiento de las mismas con el consumo específico de explosivo. (16)
Figura Nº08
Correlación entre la frecuencia de fracturación y el consumo específico de
explosivo
Fuente: Manual de perforación y voladura –López Jimeno
2.3.5 ce de volabilidad de Lilly (1986 - 1992)
Según Carlos Arturo Pérez Macavilca, (2008), Lilly ha definido un índice de
volabilidad “BI” (blastability index) que se obtiene como suma de los
valores representativos de cinco parámetros geomecánicos, nos da una
idea de que tan fácil o difícil es volar una roca. (17)

BI = 0.5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) (Ecu. 2.12)
Este índice se aplicó por primera vez en las minas de hierro de Pilbara,
donde existen rocas extremadamente blandas con un valor de BI = 20 y
también rocas masivas muy resistentes con un valor de BI = 100, cuya
densidad es de 4 t/m3.
Figura Nº 09
Fuente: Manual de geomecanica-Carlos Arturo Pérez Macavilca

El ratio de la influencia de la resistencia “RSI” se estima partir de la
expresión:
RSI = 0.05 (Ecu. 2.13)
Dónde: = resistencia a la compresión simple (MPa)

Los consumos específicos de explosivo “CE” o los factores de energía “FE”
se calculan de la siguiente forma:
CE (kg ANFO / m3) = 0.004 x BI (Ecu. 2.14)
FE (MJ/ton) = 0.015 x BI (Ecu. 2.15)

De las numerosas experiencias llevadas a cabo en Australia se ha llegado a
la conclusión de que el factor de roca “A” del modelo kuz-Ram de
Cunninghan (1983) puede obtenerse multiplicando “BI” por 0.12.

Figura Nº 10
Cálculo de “CE” Y “FE” a partir de “BI”
Fuente: Manual de perforación y voladura- López Jimeno
Para una roca totalmente masiva el espaciamiento entres juntas es
intermedio y con una resistencia a compresión de 140 a 230Mpa, vemos
que los rangos de factor de carga se mueve entre: 0.25 y 0.3 kg/ton de
ANFO, dicho explosivo tiene un densidad de 0.8gr/cm3, sin embargo con
el uso de ANFO pesado estos factores de carga se van a un rango más
elevado de 0.46 – 0.56 kg/ton.
2.3.6 dancia y sísmica de refracción
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), las primeras
aplicaciones de la sísmica de refracción al diseño de voladuras fueron
llevadas a cabo por Broadbent (1974), Heynen y Dimock (1976), que
relacionaron el consumo específico de explosivo con la velocidad sísmica
de propagación. (18)
Figura Nº 11
Correlación entre velocidad sísmica y “CE”
Como puede observarse, conforme aumenta la velocidad sísmica se
requiere una mayor cantidad de energía para una fragmentación
satisfactoria. Es ampliamente conocido el criterio de acoplamiento de
impedancias (velocidad de propagación en la roca x densidad de la roca =
velocidad de detonación x densidad de explosivo) en el intento de
maximizar la transferencia de energía del explosivo a la roca.
Este método ha tenido gran éxito en diversas explotaciones mineras donde
se han llegado a reducir los costes de perforación y voladura hasta en un
15%.
2.4 DISEÑO Y CÁLCULO DE VOLADURA EN GALERÍAS Y TÚNELES
(METODOLOGÍA SUECA)
2.4.1 Sistemas de avance
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), la forma o el
esquema según el cual se ataca la sección de un frente dependen de
diversos factores: (19)
 Equipo de perforación empleado
 Tiempo disponible para la ejecución
 Tipo de roca
 Tipo de sostenimiento
 Sistema de ventilación
En rocas competentes las labores con secciones inferiores a 100 m2 pueden
excavarse con perforación y voladura a sección completa o en un solo

paso, la excavación por fases se utiliza para la apertura de grandes túneles
donde la sección resulta demasiado grande para ser cubierta por el equipo
de perforación o cuando las características geomecánicas de las rocas no
permite la excavación a plena sección.
2.4.2 Esquemas de voladura
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), la voladura en
frentes subterráneos se caracteriza por no existir, inicialmente, ninguna
superficie libre de salida salvo el propio frente de ataque. El principio de
ejecución se basa en crear un hueco libre con los taladros de arranque
hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. Dicho

hueco tiene, generalmente una superficie de 1 a 2 m2. Aunque con
diámetros de perforación grandes se alcanzan hasta los 4 m2. En los
arranques en abanico los taladros del arranque llegan a cubrir la mayor
parte de la sección.
En el núcleo, aunque sea comparable geométricamente a las voladuras en
banco, requiere consumos específicos de explosivo entre 4 y 10 veces
superiores, puesto que hay errores de perforación, menor hueco de
esponjamiento e inclinación con respecto al eje de avance, menor
cooperación entre cargas adyacentes y en algunas zonas existe la acción
negativa de la gravedad, como sucede con los taladros de arrastre. (20)
Figura Nº 11
Zonas de una voladura en un frente
Los taladros de contorno son los que establecen la forma final de una
labor, y se disponen con un reducido espaciamiento y orientados hacia el
interior del macizo para dejar hueco a las perforadoras e el emboquille y

avance.
En cuanto la posición del arranque, esta influye en la proyección del
escombro, en la fragmentación y también en el número de taladros. De
las tres posiciones: en rincón, centrada inferior y centrada superior, se
elige normalmente esta última, ya que se evita la caída libre del material,
el perfil del escombro es mas tendido, menos compacto y mejor
fragmentado.
2.4.3 de arranques con taladros paralelos
El mismo Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), dice que las
voladuras en frentes subterráneos son mucho más complejas que las
voladuras en banco, debido como ya se ha indicado, que la única superficie
libre es el frente de excavación. Los consumos específicos son elevados y
el confinamiento de las cargas alto. Por otro lado, las dimensiones del
burden en el arranque son pequeñas, por lo que los explosivos deben ser lo
suficientemente insensibles para evitar la transmisión de la detonación por
simpatía, pero poseer una velocidad de detonación lo suficientemente
elevada, superior a los 3000 m/s, para evitar el efecto canal en los
explosivos encartuchados dentro de los taladros de mayor diámetro. Este
fenómeno consiste en que los gases de explosión empujan el aire alojado
entre la columna de explosivo y la pared del taladro, comprimiendo a los
cartuchos por delante del frente de la onda de choque destruyendo así los
puntos calientes o aumentando excesivamente la densidad del explosivo.
Debido a que cada día las minas se mecanizan más, se emplea equipos
sofisticados en lo que es la perforación (jumbos), y para ello perforar en
ángulo sería algo complejo, por tanto la perforación con taladros paralelos
es lo más adecuado, además de ser mucho más fáciles de perforar, ya que
no hay necesidad de cambiar el ángulo de las deslizaderas, y los avances no
están tan condicionados por la anchura de la labor como en el caso de los
arranques en ángulo. (21)
2.4.3.1 Arranque cilíndrico
Actualmente es el tipo de arranque que se utiliza con más frecuencia en la
excavación de labores subterráneas, con independencia de las dimensiones

de estas. Se considera que es una evolución o perfeccionamiento de los
arranque quemados que se comentaran más adelante. Consta de uno o dos
taladros vacíos o de expansión, hacia los que rompen escalonadamente los
taladros cargados. Los taladros de gran diámetro (65 a 175 mm) se
perforan con brocas escariadoras.
Todos los taladros dentro del arranque se sitúan muy próximos alineados y
paralelos, por lo que es muy habitual usar jumbos dotados con paralelismo
automático.
El tipo de arranque más empleado es el de cuatro secciones. Ya que es el
más sencillo de replanteo y ejecución, la metodología de cálculo de
esquemas y cargas de este arranque y

el resto de las zonas de un frente corresponde a las teorías suecas
actualizadas recientemente por Roger Holmberg (1982) y simplificada por
Oloffsson (1990), y se estudian seguidamente. Por último, se indican otros
tipos de arranques cilíndricos que se han utilizado con éxito y están bien
experimentados.
2.4.3.2 Arranque propuesto por Hagan
Algunos problemas que se presentan en las voladuras con arranques con
taladros paralelos son la detonación por simpatía y la desensibilización
por pre-compresión dinámica. El primer fenómeno puede aparecer en un
taladro adyacente al que esté detonando. Cuando el explosivo que se
encuentra en él tiene un alto grado de sensibilidad, como son todos
aquellos que poseen en su composición nitroglicerina. Por el contrario la
desensibilización por pre-compresión dinámica tiene lugar en muchos
explosivos y particularmente en el ANFO, pues la onda de choque de una
carga puede elevar la densidad de la adyacente por encima de la densidad
crítica o de muerte.
Los problemas de desensibilización pueden atenuarse con el correcto
diseño de las secuencias de encendido, haciendo que la detonación sucesiva
de cada taladro se realce con un retraso suficiente para que la onda de
choque de la detonación anterior pase y que el explosivo recupere su
densidad y grado de sensibilidad normales.
La propuesta de Hagan es para disminuir estos problemas mencionados, y
consiste en realizar los arranques cilíndricos disponiendo tres taladros
vacíos de expansión de forma que actúen de pantalla entre los de carga.

Figura Nº 12
Arranque cilíndrico modificado por Hagan

Hagan también ha podido comprobar que las rocas de grano fino son más
propicias a los fallos de los arranques que las de grano grueso, debido al
mayor volumen del hueco de alivio que se precisa para la salida del
material.
Como en los arranques cilíndricos cada detonación sucesiva agranda el
espacio disponible para la expansión de los taladros que aún no han salido,
la dimensión del burden puede ir aumentando y por lo tanto colocarse las
cargas en espiral.
Figura Nº 13
Arranque cilíndrico en espiral
2.4.3.3 Arranque cilíndrico de doble espiral
Se perfora un taladro central con un diámetro entre 75 a 200 mm que es
circunvalado por los taladros más pequeños cargados y dispuestos en
espiral. Los taladros 1-2, 3-4 y 5-6 se corresponden en cada una de sus
espirales respectivas.
Figura Nº 14
Arranque y corte de doble espiral

2.4.3.4 Arranque Coromant
Consiste en la perforación de dos taladros secantes de igual diámetro
(57 mm), que constituyen el hueco libre en forma de “8” para las primeras
cargas. Se utiliza una plantilla de perforación para perforar los dos
taladros anteriores y los restantes del arranque.
Figura Nº 15
Arranque Coromant
2.4.3.5 Arranque Fagersta
Se perfora un taladro central de 64 ó 76 mm de diámetro y el resto de los
taladros cargados más pequeños se colocan según la figura N° 16.
Es un tipo de arranque mixto entre el de 4 secciones y el de doble espiral,
siendo adecuado para las pequeñas secciones con perforación manual.

Figura Nº 16
Arranque Fagersta
2.4.3.6 Arranques quemados
En estos arranques todos los taladros se perforan paralelos y con el
mismo diámetro, algunos se cargan con una gran cantidad de explosivo
mientras que otros se dejan vacíos, al ser tan elevadas las concentraciones
de carga, la roca fragmentada se sinteriza en la parte profunda del
arranque, no dándose las condiciones óptimas para la salida del disparo
como ocurre con los arranques cilíndricos. Los avances son reducidos y no
van más allá de los 2.5 m por disparo.
Figura Nº 17
Ejemplo de arranques quemados
2.5 CÁLCULO DE VOLADURA
2.5.1 Avance por disparo
A decir de Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), el avance
está limitado por el diámetro del taladro vacío y la desviación de los
taladros cargados. Siempre que esta última se mantenga por debajo del 2%
los avances medios “x” pueden llegar al 95% de la profundidad de los
taladros “L”. (22)

X = 0.95 x L (Ecu. 2.16)
En los arranques de cuatro secciones la profundidad de los taladros puede

estimarse con la siguiente expresión:
Dónde: = Diámetro del taladro vacío (m)

(Ecu.2.17)
Cuando se utilizan arranques de “NB” taladros vacíos en lugar de uno
solo de mayor diámetro, la ecuación anterior sigue siendo válida haciendo:
(Ecu. 2.18)
Dónde: es el diámetro del taladro vacío de menor diámetro
2.5.2 Arranque y corte de cuatro secciones
El esquema geométrico general de un arranque de cuatro secciones con
taladros de paralelos se indica en la figura N° 18 la distancia entre el
taladro central vacío y los taladros de la primera sección, no debe
exceder de “1.7 ” para obtener una fragmentación y salida
satisfactoria de la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963), las condiciones
de fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo ,
características de la roca y distancia entre el taladro cargado y el vacío.
Figura Nº 18
Arranque de cuatro secciones

Para los burden mayores “2 ” el ángulo de salida es demasiado pequeño y
se produce una deformación plástica de la roca entre los dos taladros.
Incluso si el burden es inferior a “ ”, pero la concentración de carga es
muy elevada se producirá la sinterización de la roca fragmentada y el fallo
del arranque, por eso se recomienda que el burden se calcule sobre la base
de:
(Ecu. 2.19)
Figura Nº 19
Resultados para diferentes distancias de los taladros cargados a los vacíos
y diámetros de estos.

Cuando la desviación de perforación es superior al 1%, el burden
práctico se calcula a partir de:
Dónde:
= Error de perforación (m) = Desviación angular (m/m)

= Profundidad de los taladros (m)
= Error de emboquille (m)
(Ecu. 2.20)
En la práctica la precisión es bastante aceptable y se trabaja con un
burden igual a vez y media del diámetro del taladro vacío la concentración
lineal de carga se calcula a partir de

la siguiente expresión:
Dónde:
= Concentración lineal de carga (kg/m)
(Ecu. 2.21)
= Diámetro de perforación (m) = Diámetro del taladro vacío (m) B
= Burden
C = Constante de roca
RWSANFO = Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.
Frecuentemente, los valores posibles de las concentraciones lineales de
carga están bastante limitados, por cuanto no existe una variedad amplia
de explosivos encartuchados. Esto significa que para una concentración
lineal fijada de antemano, puede determinarse la dimensión del burden a
partir de la ecuación anterior, si bien el cálculo resulta un poco más
complejo.
Figura Nº 20
Concentración lineal de carga en función al burden máximo para diferentes
diámetros de broca
Fuente –Larssony Clark

Para calcular el resto de las secciones se considera que ya existe unos
huecos rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones
lineales de carga “q1” el valor del burden se calculara a partir de:

(Ecu. 2.22)
Cuando existe un error de perforación tal y como se muestra en la figura
la superficie libre “Ah” difiere de la distancia “A’h” en la primera sección,
por lo que:
Figura Nº 21
(Ecu. 2.23)
Influencia en la desviación de los taladros
Y sustituyendo este valor en la ecuación anterior resulta:
(Ecu. 2.24)
Este valor tiene que reducirse con la desviación de los taladros para
obtener el burden práctico.
B2 = B – EP (Ecu.2.25)
Existen algunas restricciones en cuanto a “B2” ya que debe satisfacer:
B 2 ≤ 2 Ah
Para que no se produzca solo la deformación plástica. Si esto no se cumple,
se modificara la concentración lineal de carga calculándola con:
(Ecu. 2.26)
Si la restricción de deformación plástica no es satisfactoria, es mejor
normalmente elegir un explosivo de menor potencia, con el fin de optimizar
la fragmentación.
El ángulo de apertura debe ser también menor de 1.6 radianes (90°) ,pues
sino el arranque pierde su carácter de arranque de cuatro secciones. Esto
significa que:
B2 > 0.5 Ah
Gustafsson (1973), sugiere que el burden para cada sección se calcule con.
“B2 = 0.7B’ ” (Ecu. 2.27)
Una regla de dedo para determinar el número de secciones, es que la
longitud del lado de la última sección “B” no sea menor que la raíz cuadrada
del avance. El método de cálculo del resto de las secciones es el mismo que
el aplicado para la segunda sección.
La longitud del retacado se puede calcular con la ecuación:

T = 10 (Ecu. 2.28)
2.5.3 Diseño de arrastres
Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), el burden de los
taladros de arrastre dispuestos en filas se calcula, básicamente con la
misma fórmula que se emplea en las voladuras de banco, considerando
que la altura de esta última es igual al avance del disparo. (23)
(Ecu. 2.29)
Dónde:
f = Factor de fijación, generalmente se toma 1.45 para tener en cuenta el
efecto gravitacional y el tiempo de retardo entre taladros.
S/B = Relación entre el espaciamiento y el burden. Se suele tomar igual a 1.
= Constante de roca corregida

= c + 0.05 para burden ≥ 1.4 m
= c + 0.07/B para burden < 1.4 m
En los taladros de arrastre es necesario considerar el ángulo de realce “ ” o
inclinación que se precisa para proporcionar un hueco adecuado ala
perforadora para realizar el emboquille del próximo disparo. Para un avance
de 3 m un ángulo de 3°, que equivale a 5 cm / m, es suficiente, aunque
dependerá lógicamente de las características del equipo.
Figura Nº 22
Geometría de los taladros de arrastres

2.5.4 Diseño del núcleo
El método para calcular el esquema de los taladros del núcleo es similar al
empleado para las de arrastre, aplicando únicamente unos valores distintos
del factor de fijación y relación espaciamiento/ burden.

Cuadro N° 08
FACTO
DIRECCIÓN DE SALIDA RELACI
R DE ÓN
DE LOS TALADROS
FIJACI S/B
Hacia arriba y 1.45 1.25
horizontalmente
Hacia abajo 1.20 1.25
La concentración de carga de columna, para ambos tipos de taladros, debe
ser igual al 50% de la concentración de la carga de fondo.
2.5.5 Diseño de contorno
En caso que la excavación no se utilice la voladura controlada, los esquemas
se calculan de acuerdo con lo indicado para los taladros de arrastres con los
siguientes valores:
Factor de fijación……………………..... f = 1.2 Relación S/B…………………………….. S/B
= 1.25
Concentración de la carga de columna………………. qc = 0.5 qf , siendo qf la
concentración de carga de fondo.
En el caso que se tenga que realizar voladuras controladas el espaciamiento

entre taladros
se calcula a partir de:
Donde, “ ” se expresa en metros.

(Ecu. 2.30)
Figura Nº 23
Diseño de malla de perforación y voladura, por metodología sueca Sección:
4.5 x 4.5 m
2.6 FACTOR DE SEGURIDAD “FS”
Según Enrique Albarran N, (1998), para determinar las constantes del
factor de seguridad, se realizara pruebas de campo según su aplicación en
voladura subterránea. (24)
Si:
(Ecu. 2.31)
Despejando “FS”
(Ecu. 2.32)
2.6.1 Determinación del factor de seguridad en voladura subterránea
En la malla de perforación sé a notado que el burden de arranque es la más
crítica, porque es la base de la voladura subterránea. Entonces se
calculara una constante para el factor de seguridad del burden de
arranque mediante pruebas de campo. Los burden de corte, arrastre,
contorno y núcleo son correlativamente crecientes al burden de
arranque, por consiguiente el factor de seguridad de cada uno de estos
burden es correlativamente decreciente al factor de seguridad del
arranque.
Figura Nº 24
Fuente: Nueva teoría para calcular el burden, “IV CONEINGEMMET”
2.6.2 Análisis de Fragmentación
El análisis granulométrico es una operación a escala laboratorio que
determina el tamaño de las partículas y su distribución es una muestra
de mineral conformada por granos mineralizados de diversos tamaños, las
distintas proporciones separadas indican el grado de finura de dicha
muestra tal grado esta expresado en porcentaje en peso retenido en
determinada malla.
2.6.3 El modelo Kuz-Ram
La mayor parte de esta información ha sido adaptada de las
publicaciones hechas por Cunningham (1983, 1987). Una relación entre el
tamaño medio del fragmento y la energía aplicada a la voladura por unidad
de volumen de la roca (carga específica) ha sido desarrollada por Kuznetsov
(1973) en función del tipo de roca. Su ecuación es la siguiente:
(Ecu. 2.33)
(Ecu. 2.34)
Dónde:
= Tamaño medio de los fragmentos, cm.

A = Factor de roca (Índice de Volabilidad) = 7 para rocas medias, 10 para
rocas duras, altamente fracturadas, 13 para rocas duras débilmente
fracturadas.
= Volumen de roca (m3) a romper = Burden x Espaciamiento x Longitud de

tal.
= Masa del explosivo utilizado (kilogramo),

= Fuerza relativa por peso del explosivo ANFO (ANFO = 100).
= Masa (kilogramo) de TNT que contiene la energía equivalente de la
carga explosiva en cada taladro.
Si se sabe que:
(Ecu. 2.35)
Dónde: K = Factor triturante (consumo especifico de explosivo) =
kg/m3. Generalizando tenemos:
(Ecu. 2.36)
También:
(Ecu. 2.37)
Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para A
incluso en tipos de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12
2.7 LAS CONDICIONES GEOLÓGICAS Y SUS EFECTOS EN LA

VOLADURA
2.7.1 Estratificación o bandeamiento (bending, layering)
Según Antonio Karzulovic, (2006), los planos que dividen a las capas o
estratos de las rocas sedimentarias de iguales o diferentes características
físicas (litológicas); también ocurren en ciertos casos de disyunción en
rocas granitoides donde generalmente ayudan a la fragmentación. (25)
2.7.2 Esquistocidad
Bandeamiento laminar que presentan ciertas rocas metamórficas de grano
fino a medio con tendencia a desprender láminas.
Se rompen fácilmente.
2.7.3 Fractura (joints, fisuras o juntas)
En las rocas, en las que no hay desplazamiento, se presentan en forma
perpendicular o paralela a los planos de estratificación o mantos en
derrames ígneos, con grietas de tensión (diaclasas), grietas de enfriamiento
(disyunción) y otras.
El espaciamiento entre ellas es variable y en algunos casos presentan
sistemas complejos entrecruzados. La abertura, también variable, puede o
no contener material de relleno.
2.7.4 las (faults)
Fracturas en las que se presenta desplazamiento entre dos bloques.
Usualmente contienen material de relleno de grano fino (arcilla, panizo,
milonita) o mineralización importante para la minería. En perforación
reducen los rangos de penetración, y pueden apretar o trabar los barrenos.
Las rocas son propicias a sobrerotura (over break, back break) junto a los
planos de falla.
2.7.5 Contactos
Planos de contacto o discontinuidades entre estratos o capas del mismo
material o de diferentes tipos de roca
2.7.6 Pocas estructuras o estructuras ampliamente separadas
Pueden ser una desventaja para la fragmentación por los siguientes motivos:
 Interrupción de las ondas sísmicas o de tensión.

 Fallas de confinamiento.
 A menudo enormes variaciones en dureza y densidad entre los
estratos (incompetencia).
 Preformación de pedrones sobredimensionados.

 Sopladura de taladros por escape de gases.
 En perforación, menor rango de perforación y desviación cuando no se
perfora perpendicularmente al bandeamiento.

Soluciones factibles:
 Empleo de explosivos densos y de alta velocidad de detonación.
 Empleo de cargas espaciadas (decks).
 Intervalos de iniciación más cortos entre taladros (favorable para la
fragmentación y para reducir vibraciones).
 Ajuste de mallas de perforación, más apretadas.
2.7.7 Estructuras apretadas
Normalmente son una ventaja, mejor transmisión de las ondas de tensión
con mejor fragmentación y control del disparo. Las rocas con baja
resistencia junto con bandeamiento apretado, con las lutitas y esquistos
presentan buena fragmentación.
Algunos aspectos técnicos pueden bajar costos en estas condiciones:
 Explosivos y cebos de menor velocidad y densidad son efectivos en estas
rocas (areniscas, lutitas, esquistos, etc.).
 Tiempos de intervalo más largos resultan más efectivos para el
desplazamiento y son favorables para reducir las vibraciones.
 Se consiguen mayores rangos de velocidad de perforación.

 Se puede incrementar la producción ampliando el burdeny el
espaciamiento e incrementando el diámetro de taladro pero debe
controlarse la vibración.
2.7.8 Estratificación plana u horizontal
Estructuras predecibles
 La perforación perpendicular a estratos horizontales.
 reduce la probabilidad de que se traben o agarren los barrenos.
 Los taladros son verticales y rectos ya que estos planos no afectan por
desviación.
 En estas condiciones son factibles de aplicar opciones técnicas en mallas,
inclinación de taladros y sistemas de inclinación para mejorar la voladura.
Por otro lado estratos o discontinuidades en ángulo pueden desviar los
taladros.
2.7.9 Estructuras en trabajos subterráneos
Según el “Manual práctico de voladura” EXSA (2009), las mismas
consideraciones sobre estructuras geológicas se aplican en trabajos de
subsuelo. Caso especial son los túneles, galerías, rampas y piques donde los
sistemas de fracturas dominantes afectan a la perforación y voladura. (26)
Los sistemas dominantes clasificados con relación al eje del túnel son tres:
2.7.9.1 Sistema de fracturas y juntas perpendiculares al eje del

túnel
Por lo general se esperan los mejores resultados de voladura en estas

condiciones.
Figura Nº 25
Fuente: Manual práctico de voladura -EXSA
2.7.9.2 Sistema de fracturas o juntas paralelas al eje del túnel

(planos axiales)
En estas condiciones a menudo resultan taladros quedados (tacos
obootlegs) de distintas longitudes y excesivamente irregulares condiciones
en la nueva cara libre.
Figura Nº 26
2.7.9.3 Sistema de fracturas o juntas en ángulos variables con
relación al eje del túnel
En estos casos usualmente los taladros de un flanco trabajan mejor que los
del otro. Puede decirse que los del lado favorable trabajan “a favor del
buzamiento”.La situación real a veces se complica cuando estos sistemas
(y sus subsistemas) se intercalan, dificultando la perforación y facilitando
la fuga de gases, aunque la fragmentación puede ser menuda.
Usualmente las fracturas espaciadas generan bolones mientras que las
apretadas producen fragmentación menuda. En el primer caso los taladros
requieren cargas concentradas de alto impacto y velocidad, mientras que
en el segundo se prefiere explosivos lentos, menos trituradores pero más
impulsores.
En resumen, la disyunción o fisuramiento por contracción en las rocas ígneas,
las grietas de tensión o diaclasamiento y los planos de estratificación en
las sedimentarias, así como los planos de contacto o discontinuadas entre
formaciones geológicas distintas y especialmente las fallas, tienen
definitiva influencia en la fragmentación y desplazamiento del material a
volar, por lo que deben ser evaluadas en el mayor detalle posible en el
planeamiento del disparo.
Otras condiciones geológicas importantes son la excesiva porosidad,
presencia de oquedades, geodas, venillas de yeso y sal que amortiguan la
onda sísmica. La presencia de agua tiene el mismo efecto además de obligar
al empleo de explosivos resistentes al agua y en muchos casos efectuar un
bombeo previo para drenar los taladros.
También en ocasiones el terreno presenta altas temperaturas que pueden
causar detonaciones prematuras, así como algunos sulfuros (pirita,

marcasita) que en estas condiciones pueden reaccionar con explosivos en
base a nitratos, generando SO2 y calor que descomponen al explosivo.
Figura Nº 27

2.8 PRINCIPALES CRITERIOS PARA SELECCIONAR EXPLOSIVOS
2.8.1 Propiedades geomecánicas
Como decía Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), Las
propiedades geomecánicas del macizo rocoso a volar conforman el grupo de
variables más importantes, no solo por su influencia directa en los
resultados de las voladuras, sino además por su interrelación con otras
variables de diseño. (27)
Si se clasifican las rocas en cuatro tipos los criterios de selección

recomendados son:
2.8.2 Rocas masivas resistentes
En estas formaciones las fracturas y planos de debilidad existentes son muy
escasos, por lo que es necesario que el explosivo cree mayor número de
superficies nuevas basándose en su energía de tensión “ET”, los explosivos
idóneos son pues aquellos con elevada densidad y velocidad de detonación
así como: hidrogeles, emulsiones y explosivos gelatinosos.
2.8.3 Rocas muy fisuradas
Los explosivos con una alta “ET” tienen en esos macizos muy poca
influencia sobre la fragmentación final, pues cuando se empiezan a
desarrollar las grietas radiales, estas se interrumpen rápidamente al ser
intersectadas por fracturas preexistentes, por ello interesan explosivos
que posean una elevada energía de los gases “EG”, como es el caso del
ANFO.
2.8.4 Rocas conformadas por bloques
En los macizos con un espaciamiento grandes entre discontinuidades que
conforman bloques voluminosos in-situ y en los terrenos donde existen
grandes bolos dentro de matrices plasticas, la fragmentación está
gobernada fundamentalmente por la geometría de la voladura y en menor
grado por las propiedades del explosivo.
En estos casos se aconsejan explosivos con una relación “ET/EG”
equilibrada, como pueden ser el ALANFO y el ANFO pesado.

2.8.5 Rocas porosas
En este tipo de rocas se produce una gran amortiguación y absorción de la
“ET”, realizando prácticamente todo el trabajo de rotura por la “EG”.
Además de seleccionar los explosivos idóneos, que serán aquellos de baja
densidad y velocidad de detonación como el ANFO, se recomiendan las
siguientes medidas para retener los gases dentro de los taladros el mayor
tiempo posible.
 Controlar la longitud y material de retacado

 Dimensionar el burden correctamente
 Cebar en fondo
 Reducir la presión de taladro, mediante el desacoplamiento de las cargas o
adición de materiales inertes (ANFOPS).
Figura Nº 28
2.8.6 Volumen de roca a volar
Los volúmenes de excavación a realizar y ritmos de trabajo marcan los

consumos de explosivos a efectuar dentro de las operaciones de arranque.
En las obras de mayor envergadura las cantidades de explosivo pueden
llegar a aconsejar su utilización a granel, ya que posibilitan la carga
mecanizada desde las propias unidades de transporte, se reducen los
costos de mano de obra dedicada a dichas operaciones y se aprovecha
mejor el volumen de la roca perforado.

2.8.7 Condiciones atmosféricas
Las bajas temperaturas ambientales influyen fuertemente los explosivos
que contienen nitroglicerina “NG”, ya que tienden a congelarse a
temperaturas inferiores a 8° C, para solventar este problema se utilizan
sustancia como el nitroglicol que hacen que el punto de congelación pase a
-20°C.
Las altas temperaturas también dan lugar a inconvenientes que hacen el
manejo de explosivo peligroso como es el caso de la denominada exudación.
Con el desarrollo de los hidrogeles, esos riesgos han desaparecido
prácticamente, aunque con el frio los encartuchados se hacen más
insensibles y se precisa una mayor energía de iniciación. El ANFO tampoco
se ve afectado por las bajas temperaturas si el cebado es eficiente, pero
en ambientes calurosos es preciso controlar la evaporación del combustible
líquido.
2.8.8 Presencia de agua

Cuando el ANFO se encuentra en un ambiente que le aporta una humedad
superior al 10% se produce su alteración que impide la detonación de la
mezcla explosiva. En minería subterránea el agua es muy perjudicial en
labores con pendientes negativos como rampas, para lo cual habrá que
tomar medidas correspondientes. En la práctica se usan sopletes de aire
que son muy recomendables para asegurarse que el taladro este sin agua.
En cuanto al explosivo es recomendable cartuchos resistentes al agua
(Emulex, Emulnor u otros), pero esto siempre con criterio es decir según
la calidad de roca porque sabemos que las emulsiones u hidrogeles son de

alta densidad por tanto alta velocidad de detonación.
2.8.9 Humos
Aunque muchos explosivos están preparados para que tenga un equilibrio de
oxigeno que maximice la energía desarrollada y minimice los gases tóxicos
de detonación, es inevitable la formación de humos nocivos con un cierto
contenido de gases nitrosos y CO. Los humos intervienen como criterio de
elección sólo en los trabajos subterráneos y es preciso señalar que más
que un problema propio del explosivo suele ser un problema de
insuficiencia de ventilación de las labores.
La presencia de fundas de plástico, diámetros de cargas inadecuadas o
iniciaciones ineficientes pueden dar lugar a un elevado volumen de humos.
Los hidrogeles sensibles al

detonador dan generalmente gases con buenas características, mientras
que con los hidrogeles a granel hay que tomar ciertas precauciones, lo
mismo que con el ANFO que produce una elevada concentración de gases
nitrosos los explosivos gelatinosos son generalmente buenos, pero no así
las dinamitas con alto contenido de nitrato de amonio “NA”.
2.8.10 Transmisión o simpatía
Transmisión de la onda de detonación en la columna de carga. Una buena

simpatía asegura la explosión total de la columna de carga.
2.8.11 Vibraciones
En la voladura de rocas uno de los factores que están siempre presentes

es la vibración, dependiendo de las condiciones en las que se encuentre el
macizo rocoso, esta afectara al entorno de la voladura, esta se maneja
haciendo voladura controlada en caso donde se requiera (por ejemplo
cuando existen construcciones cercanas).
2.9 HIPÓTESIS
2.9.1. Hipótesis General:
La aplicación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas
influye significativamente en la reducción de las fallas de voladura en la
Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas
2.9.2 Hipótesis específicos

 Un macizo rocoso con un RMR que este en un rango superior nunca
tendrá el mismo comportamiento que otro que este en un rango inferior
porque son condiciones completamente diferentes a pesar que se

encuentren en el mismo tipo de roca, por tanto el diseño de la geometría
de la voladura para ambos casos tendrán diferentes índices, constantes y
factores, que se consideran en la voladura.
 El cálculo del burden en el arranque y en las demás secciones, debe de
estar en función no solo al tipo de roca sino en función a la condición
geomecánica en que se encuentra, estas cuantificadas a base de un RMR,
RQD o GSI. Por otro lado la selección de explosivo según su potencia
relativa por peso y densidad también

debe de estar en función a estos parámetros geomecánicos, pues las otras
variables como diámetro de taladro, dimensión de la sección u otros se
hará de acuerdo al modelo matemático que se elija.
 La constante de roca, el consumo específico de explosivo, el factor de
roca y el índice de volabilidad, siendo estos muy importantes en un diseño
de voladura es necesario encontrar ecuaciones que interrelacionen estas
variables matemáticamente, basándonos en las tablas propuestas por
nuestros ancestros investigadores. El análisis del método de mínimos
cuadrados nos ayudara a cumplir estos objetivos.
2.10 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS

 Roca: agregado natural de partículas de uno o más minerales, con
fuerte unión cohesiva permanente, que constituyen masas geológicamente
independientes y cartografiables.
 Suelo: agregado natural de partículas minerales granulares y cohesivas,
separables por medios mecánicos de baja energía o por agitación en agua.
 Macizo rocoso: conjunto de matriz rocosa y discontinuidades. Presenta
carácter heterogéneo, comportamiento discontinuo y normalmente
anisótropo, consecuencia de la naturaleza, frecuencia y orientación de los
planos de discontinuidad, que condicionan su comportamiento geomecánico e
hidráulico.
 Geomecánica. Estudia el comportamiento del macizo rocoso.

 Matriz rocosa = Roca matriz = Roca intacta: material rocoso sin
discontinuidades, o bloques de roca entre discontinuidades. (Se
caracteriza por su densidad, deformabilidad y resistencia; por su
localización geográfica; y por su litología, ya sea ésta única o variada).

 Discontinuidad: cualquier plano de origen mecánico o sedimentario en un
macizo rocoso, con una resistencia a la tracción nula o muy baja. (Genera
comportamiento no continuo de la matriz rocosa, y normalmente
anisótropo).
 Mina: Yacimiento de donde se extrae el mineral rentable mediante un
sistema productivo. La extracción se efectúa por etapas: primero se
hace exploraciones,
luego perforaciones diamantinas y, si se encuentra mineral, se procede a
hacer una mina. Se construye una galería principal con una entrada que se
llama bocamina.
 Yacimiento: Depósito natural de rocas o mineral rentable, donde
generalmente se abre una mina.
 Voladura. Acción por la cual la presión de gases originadas de compuestos
químicos fragmentan la roca
 Taladro. Perforación que se hace en un frente para rellenarlo de anfo o
dinamita a fin de realizar una voladura. De acuerdo a su ubicación se
denomina alza, rastra y arranque. Hay varios tipos de taladro: taladros
verticales, taladros de realce de corona.
 Detritus. Latín. Fragmento de mineral que sale de las perforaciones.
2.11IDENTIFICACIÓN DE VARIABLES
2.11.1 Variable Independiente:
Aplicación de voladura basada en la clasificación geomecánica.
2.11.2 Variable Dependiente: Labores mineras.
2.12 DEFINICIÓN OPERATIVA DE VARIABLES E INDICADORES
Cuadro N° 09
VARIABLE TIPO DE
DIMENSI INDICADORES
INDEPENDIE VARIABLE
ÓN
- Conocimiento de la
aplicación de las
clasificaciones
geomecánica en los
Evaluación de X1
Cognitivo distintos tipos de
la voladura
macizos rocoso en la
basada en la Variable
X2 minería subterránea.
clasificación Independie
de voladura, las cuales
tienen una alta
incidencia en la
productividad
Fuente: Elaboración propia y
Cuadro N° 10
VARIA DIME SUB

INDICA ITEMS
BLE N- DIME -DORES La preocupación o interés por el medio
ambiente se muestra como incidencia

Deberíamos utilizar explosivos
proble Interés
Se considera
adecuados residuo
para sólido
la a todo lo
Reutiliz por el
mas que existe en un reducir
botadero.
La incineración de residuos sólidos
ación y
Incinera desfavorece a la conservación del
reciclaj La racionalización del agua sensibiliza a
ción de
la población
Solo de agua
el 2% del las minas a valorar
que existe el
en la
Recurso El uso del gas natural
corteza favorecerá a por
evitar la terrestre es aprovechable
contaminación atmosférica.
Los parámetros actuales de la calidad
Recurso Es
de importante reciclarde
aire están dentro antes que
los Límites
Recurs desechar.
Es importante reforestar en toda la
os
Recurso zona de la mina para existir
evitar ladentro
erosióndel
Considero que debe
Interés
currículo de los trabajadores una
Campañ por las Las conferencias, charlas, etc.,
as de Índices sobre
campañas La tasa actitudes ambientales
de crecimiento de
poblacional
Necesi
de El totalen
influye deelladesarrollo
población carece de de
sostenible
dades acceso real a las necesidades básicas.
Social necesida En la actualidad, el mineral tiene un
básicas Valor valor económico
Crecimi Los costos de la significativo.
voladura están
basados en el tipo de roca.
Econó ento económic
Fuente: Elaboración propia

CAPÍTULO III
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
3.1 ÁMBITO DE ESTUDIO Distrito: Parcoy Provincia: Pataz
Región: La Libertad.
3.2 TIPO DE INVESTIGACIÓN
Según Oseda, Dulio (2008:117), “El tipo de estudio de la presente
investigación es aplicada porque persigue fines de aplicación directos e
inmediatos. Busca la aplicación sobre una realidad circunstancial antes que
el desarrollo de teorías. Esta investigación busca conocer para hacer y
para actuar”. (28)
3.3 NIVEL DE INVESTIGACIÓN
El nivel de investigación es el explicativo. Según Restituto, S. (2002) “las
investigaciones explicativas buscan especificar las propiedades importantes
de los hechos y fenómenos que son sometidos a una experimentación de
laboratorio o de campo”. (29)
3.4 MÉTODO DE INVESTIGACIÓN
3.4.1 Método General

En la presente investigación, se utilizará el Método Científico como
método general. En la actualidad según Cataldo, (1992:26): “El estudio del
método científico es objeto de estudio de la epistemología. Asimismo, el
significado de la palabra “método” ha variado. Ahora se le conoce como el
conjunto de técnicas y procedimientos que le permiten al investigador
realizar sus objetivos”. (30).

A decir de Kerlinger, F., y otros (2002:124) “el método científico
comprende un conjunto de normas que regulan el proceso de cualquier
investigación que merezca ser calificada como científica”. (31)
Además el mismo Kerlinger enfatiza “La aplicación del método científico
al estudio de problemas pedagógicos da como resultado a la investigación
científica”.
3.4.2 Método Específico
El Método Experimental. Según Mayer, J. (2005:32): “El método
experimental es un proceso lógico, sistemático que responde a la incógnita:
¿Si esto es dado bajo condiciones cuidadosamente controladas; qué
sucederá?”. (32)
Asimismo se hará uso del método estadístico. Según Ary, Donald y otros
(1993:76) “Los métodos estadísticos describen los datos y características
de la población o fenómeno en estudio. Esta nivel de Investigación
responde a las preguntas: quién, qué, dónde, cuándo y cómo” (33).
3.5 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN
Por las características de los tipos de datos recopilados, se utilizó un diseño

experimental.
3.6.POBLACIÓN Y MUESTRA
3.6.1 La Población
Según Oseda, Dulio (2008:120) “La población es el conjunto de individuos

que comparten por lo menos una característica, sea una ciudadanía común,
la calidad de ser miembros de una asociación voluntaria o de una raza, la
matrícula en una misma universidad, o similares”. (34)
En el caso de nuestra investigación, la población estará conformada por el
área de voladura de la CMH-U/P Culebrillas.
3.6.2 Muestra
El mismo Oseda, Dulio (2008:122) menciona que “la muestra es una parte
pequeña de la población o un subconjunto de esta”, que sin embargo posee
las principales características

de aquella. Esta es la principal propiedad de la muestra (poseer las
principales características de la población) la que hace posible que el
investigador, que trabaja con la muestra, generalice sus resultados a la
población”. (35)
Por lo tanto la muestra estará conformada por el área de voladura en las
labores mineras (U/P-Culebrillas).
3.7 TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
3.7.1 Técnicas
Las técnicas usadas en la investigación se basaran en los informes
geomecánicos de la mina, mapeos de labores, observación y medición por
parte del departamento de geología de la empresa como de las contratas.
Según Oseda, Dulio (2008:127) la encuesta “es una técnica destinada a
obtener datos de varias personas cuyas opiniones impersonales interesan al
investigador”. (36)
El mismo Oseda, Dulio (2008:128) sostiene que el fichaje “consiste en
registrar los datos que se van obteniendo en los instrumentos llamados
fichas, las cuales debidamente elaboradas y ordenadas contienen la mayor
parte de la información que se recopila en una investigación”. (37)
3.7.2 Los instrumentos
Los instrumentos usados en la presente investigación serán las tablas y
ábacos de las clasificaciones geomecánicas, utilización de programas como
Visual Basic y Excel, datos tomados por la empresa, bibliografías y otros.

3.8PROCEDIMIENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS
Los procedimientos de recolección de datos estarán en función al
cronograma establecido del proyecto de tesis que se adjunta más adelante.
3.9 TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS
Se utilizará los programas diferentes de minería para calcular los
siguientes cálculos:
 Softwar Aplicativo:
- Procesadores de Texto.
- Hojas de Cálculo.
- Bases de Datos.
- Graficadores: Autocad, Excel, etc.

CAPÍTULO IV
RESULTADOS
4.1 ANÁLISIS DE CÁLCULOS
4.1.1RMR (Rock Mass Rating)
El Rock Mass Rating (RMR) se determinó mediante mapeos geomecánicos a
cada tramo de avance por voladura (mapeo de líneas por detalle) en una
longitud aproximadamente de 30m de avance, el valor comprende a un
promedio correspondiente a la longitud estimada.
4.1.1.1 Resistencia a la compresión uniaxial (σc.)
Dónde:
(0.00088IR 1.01)
c   (Ecu. 4.1)
10
IR: Índice de rebote del martillo Schmidt
: Peso Específico de la roca
σc: Resistencia a la compresión uniaxial de la roca IR: 24.63 (para nuestro
caso)
: 26.46 KN/m3 o2.6 kg/tn
Entonces reemplazando en la ecuación 4.1
(0.0008824.6326.461.01)
 10 c
σc= 38.33 MPa
Valoración: 4
4.1.1.2 RQD (Rock Quality Designation)
Para el cálculo de RQD emplearemos la siguiente fórmula:
Dónde:
0.1
RQD 100 e 0.11
(Ecu. 4. 2)
: Nº de discontinuidades por metro lineal
: 1550 (promedio para nuestro mapeo). Longitud de la línea: 100m
Entonces reemplazando en ecuación Nº 4.2
= 1550/100 = 15.05 disc./m.
0.115.05
RQD 100 e 0.115.05 1
RQD = 55.6 %
Valoración: 13
4.1.1.3 Espaciamiento de Discontinuidades
Se empleó un procedimiento estadístico para determinar el espaciamiento
de con mayor frecuencia (fig.29) de un total de 200 datos (Cuadro Nº 09).
Figura Nº 29
HISTOGRAMA DE ESPACIADO
mayor a 2000
100
600 a 2000
200 a 600
60 a 200
80
60
40 1
ESPACIADO
20
0
FRECUENCIA
Cuadro Nº 09
Espaciado Espacia Nº de
(mm) do datos
mayor a 2000 1 34
600 a 2000 1 55
200 a 600 1 96
60 a 200 1 49
TOTAL 200
Espaciamiento 200 mm a 600 mm

Valoración: 10
4.1.1.4 Condiciones de discontinuidades
La roca presenta en todo ese dominio estructural

 Ligeramente rugosa < 1 mm de separación
 Paredes de roca semi-dura.
 Moderadamente intemperizado.
 Con una persistencia de discontinuidades que varía de 3 a10 m.
4.1.1.5Aguas Subterráneas
Valoración: 20
La zona presenta goteo incesante en la mayoría de los tramos analizados
Valoración: 7
Sumando los valores anteriores de tiene
RMR: 54
4.1.2 Índice de calidad de la masa rocosa, (Q)
Determinando el Índice de calidad Q’, para posteriormente poder

determinar el GSI
(Ecu. 4.3)
Dónde: RQD: 55.6%
Jn: 9
Jr: 1.5
Ja: 2
Reemplazando en la ecuación Nº 4.3
Q = 4.63
Este Valor de Q´ puede ser utilizado para estimar el valor GSI a partir de:
GSI 9LogQ 44

(Ecu. 4.4)
4.1.3 Relaciones entre RMR y GSI

GSI = 49.99
Las relaciones existentes entre GSI y RMR, dependiendo del RMR
utilizado, se detallan a continuación:
Para el caso de RMR76
RMR76 >18→GSI = RMR76
RMR76<18→ No se puede utilizar el RMR76 para la obtención del GSI
Para el caso de RMR89
RMR89 > 23 →GSI = RMR89-5
RMR89 < 23 No se puede utilizar el RMR89 para la obtención del GSI
Entonces:
GSI = RMR89 - 5 (Ecu. 4.5)
GSI = 49
4.2 ADAPTACIÓN DE LOS ÍNDICES GSI, RMR Y RQD EN LA
ECUACIÓN DE ASHBY PARA CALCULAR EL CONSUMO ESPECÍFICO
DE EXPLOSIVO
La propuesta de Ashby correlaciona parámetros geomecánicos, que en esta
investigación hemos modificado algunos términos para el uso directo de
índices RMR, GSI y RQD que en la actualidad estos indicadores son
parte de la geomecánica moderna, pues el de estos índices es universal
en toda minería nacional como internacional y además de usarse para
ejecutar obras subterráneas .
La ecuación de Ashby es:
(Ecu. 4.6)
Dónde:
C.E: Consumo específico de explosivo (kg /m3)
: Densidad de la roca (ton/m3)
: Angulo de fricción interno : Angulo de rugosidad
Paso 1.
Para empezar sabemos que: + = ángulo de fricción del macizo ( )

Ahora la ecuación será de la siguiente forma:
Ahora tomamos la ecuación de:

(Ecu. 4.7)
(Ecu. 4.8)
Reemplazando en la ecuación de Ashby tenemos:

(Ecu. 4.9)
Paso 2.
Cuando hablamos de “JV” podemos ver la conocida ecuación de Palsmtrom
(1974).
RQD = 115 – 3.3 JV (Ecu. 4.10)
Desplazando la ecuación tenemos:
(Ecu. 4.11)
Entonces reemplazamos en la ecuación de Ashby y tendremos la ecuación

final.
(Ecu. 4.12)
Pero si en caso se quisiera expresar esta ecuación en términos del índice
GSI, será
de la siguiente manera.
GSI = RMR -5 RMR = GSI +5
Reemplazando en la ecuación tenemos:

(Ecu. 4.13)
Dónde:
C.E: Sigue siendo el consumo específico de explosivo (kg/m3)
C.E= 0.35 kg/m3

4.3 ANÁLISIS Y OPERACIONALIZACIÓN DE CONSTANTES, ÍNDICES Y
FACTORES DE VOLADURA
Calculamos las siguientes constantes a partir del C.E, los cuales son
importantes en un diseño de voladura:
 Contante de roca “c” propuesto por Langefors (1978)

 Factor de roca ”A” (rock factor)
 Factor de energía
 Consumo específico de explosivo o denominado el factor de carga.
(Tachnical powder factor)
 Índice de volabilidad (Blastability index).
Ahora calculamos la constante de roca sueca “c” según la ecuación:
C = 0.8784*CE + 0.0052 (Ecu. 4.14)
C = 0.31 kg/m3
Para más adelante predecir la fragmentación es necesario conocer el factor
de roca “A” esto calculamos según la ecuación:
A = 96.667(C.E)3 - 138.5 (CE)2 + 75.883(C.E) - 4.41 (Ecu. 4.15)
A = 9.3
Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para “A”
incluso en tipos de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12.
Pues en este caso tiene razón el macizo rocoso de consorcio minero
horizonte es muy fracturado y alterado, podríamos decir que es
geomecánicamente incompetente.
Para complementar calculamos los siguientes factores:

Índice de volabilidad de Lilly (BI)
BI = 87.5
(Ecu. 4.16)
Factor de energía (FE)
FE = 30 (C.E) (Ecu. 4.17)
FE = 10.5 MJ/ton
4.4 APLICACIÓN DEL MÉTODO EN LA U/P CULEBRILLAS-CMH
4.4.1 Breve descripción del crucero
El Cx 761 está ubicado en el nivel 2550 en la mina encanto de la zona
sur, por la dimensión del frente se ha visto conveniente avanzar de
manera mecanizada con un jumbo boomer de un brazo y la limpieza con un
scoop de 2.2 yd3.
Variables de diseño
 RMR = 55
GSI = 49.99
RQD = 55.6 %
 Resistencia a la compresión = 38.33 MPa
 densidad de la roca = 2.6 t/ m3
 Diámetro de broca ( ) = 45 mm
 % de acoplamiento = 80 %
 Eficiencia de perforación = 95%
 Longitud del barreno (LB) = 12 pies
 Ancho de labor = 3.5 m
 Alto de labor =3.5 m
 Distancia a una zona critica = 100 m
 Diámetro de broca rimadora( )= 101.6 mm
 Angulo de los taladros de contorno “ ” = 3°
 Desviación angular “ ” = 10 mm/m
 Error de enboquille “ ” = 20 mm
 Especificaciones técnicas de los explosivos a usar:
Cuadro Nº 10
Peso/ unid
Explosivo Dimensiones (diam x Densidad
Emulex long)
1 1/4” x 8” = 31.80 x 1.03 3)
(gr/cm (kg)
0.195
45% 200.3 mm
Exadit 45% 7/8” x 7” = 22.23 x 1 0.076
177.8 mm
Exablock 7/8” x 7” = 22.23 x 0.78 0.072
45 % 177.8 mm
Fuente: Manual práctico de voladura-EXSA
Cuadro Nº 11
Gelatina
Descripci Emulex Exadit Semexa Exsabl
ón especial ock
80 65 45 65 45 90 75 80 65 45 45%
Unid 1.1
Densidad g/c % %
1.1 %
1.0 %
1.0 %
1.0 %
1.4 %
1.3 %
1.1 %
1.1 %
1.0 0.78
VDO m3
m/s 4
50 2
50 3
45 5
36 0
34 2
60 8
55 8
45 2
42 8
38 2000
Presión 00 00 00 00 00 00 00 00 00 00
Kba 87 85 63 53 44 136 125 86 70 60 30
de r
Kcal/
Energía 12 110 70 85 80 110 105 10 95 90 600
kg 00 0 0 0 0 0 0 00 0 0
Volume
lit/k 83 91 93 94 94 86 87 91 93 93
n normal
RWS ANF g % 0 0 0 0 5 7 8 6 2 9
13 121 77 93 88 121 115 110 10 99
O
RBSANF 2
18 16 95 121 10 71 196 16 4
14 13
O
5 7 8 0 4 2
Resistencia
hora 72 72 72 2 2 11 11 12 6 4
al agua
Fuente: Manual práctico de voladura-EXSA
4.4.2 Diseño del arranque
El siguiente diseño está basado en la metodología sueca de Roger Holmberg
con algunas modificaciones para evitar algunas anomalías y malos efectos en
la voladura:
Paso 1: avance por disparo según el diámetro de broca y longitud de barra

Haremos un arranque de cuatro secciones por tanto la profundidad de los
taladros puede estimarse con la siguiente ecuación:
(Ecu. 4.18)
Dónde:
L = (Long. Barra) x (eficiencia perforación) = (12 pies x 0.95) = 11.4pies = 3.
475m Cuando empleamos la broca de 45 mm tenemos lo siguiente:
L = 0.15 + 34.1 (0.045) – 39.4 (0.045)2 = 1.605 m
Esto quiere decir que con un solo taladro vacío o de expansión de 45 mm
solo se podría alcanzar un máximo de 1.605 m de avance, y como ya
calculamos el avance requerido es
3.475 m, por tanto, tenemos dos opciones. Una es perforar taladros
juntos
según la ecuación para encontrar el taladro vacío equivalente y otra es
usar la broca rimadora.

Optamos por la broca rimadora de 101.6 mm y tenemos L = 0.15 + 34.1
(0.1016) – 39.4 (0.1016)2= 3.1977 m
Ahora vemos que aun usando la broca rimadora no se alcanza el
objetivo, por tanto es necesario perforar más de un taladro vacío para lo
cual usaremos la ecuación siguiente.
(Ecu. 4.19)
Reemplazando la ecuación con dos taladros juntos perforados tenemos:
0.1016 = 0.1437 m
Ahora tenemos:
L = 0.15 + 34.1 (0.1437) – 39.4 (0.1437)2 = 4.236m
Con dos taladros de expansión es más que suficiente para alcanzar hasta
4.236 m de avance con una eficiencia de disparo al 100%. Pero sabemos
que es aceptable hasta un 95 %, lo cual es 4.0242 m.
Figura N° 30
Ilustración del taladro vacío equivalente
Paso 2. Cálculo del Burden en el arranque

El cálculo es según la teoría de áreas de influencia que se tiene a
continuación:
Figura N° 30

Por el principio de longitud de arco se sabe que:
= 1.57 (Ecu. 4.20)

Por tanto en nuestro diseño se tiene que:
B = 1.57 (0.1437) = 0.226 m
Ahora calculamos el burden práctico (B1)
(Ecu. 4.21)
Dónde:
=error de perforación (m)
= (0.01 (3.475) + 0.02) = 0.055
=desviación angular (m/m) = 0.01 m =profundidad de los taladros (m)

L= (longitud de barra)*(eficiencia de perforación) = 12’ x 0.95 = 3.475 m
=error de emboquille (m) = 0.02 m
El burden práctico será:

= 0.17 m
Ojo que este valor no reemplaza al burden “B” para calcular la
concentración lineal de carga “q1”.

Figura N° 31

Paso 3. Calculo de la constante de roca “c” y otros factores
 Para calcular la constante de roca primeramente calculamos
consumo específico de explosivo con la formula modificada de
Ashby:
C.E=0.35 Kg/m3
Se sabe que:
 Ahora calculamos la constante de roca sueca “c” según la ecuación. C =
0.8784*CE + 0.0052 (Ecu. 4.22)

C = 0.31kg/m3
 Para más adelante predecir la fragmentación es necesario conocer el
factor de roca “A” esto calculamos según la ecuación.
(CE)3 - 138.5 (CE)2 + 75.883(CE) - 4.41 (Ecu. 4.23) A
= 9.32
Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para “A”
incluso en tipos de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12.
Pues en este caso tiene razón el macizo rocoso de consorcio minero
horizonte es muy fracturado y alterado, podríamos decir que es
geomecánicamente incompetente.
 Para complementar calculamos los siguientes factores:

Índice de volabilidad de lilly (BI)
(Ecu. 4.24)
Factor de energía (FE)

BI = 87.5
FE = 30 (C.E) (Ecu. 4.25)

FE = 10.5 MJ/ton
Paso4. Cálculo de concentración de carga lineal de explosivo (q1) El cálculo
se hará según la ecuación:
Dónde:
= Concentración lineal de carga (kg/m) = Diámetro de perforación
(m) = 0.045 = Diámetro del taladro vacío (m) = 0.1437 B = Burden
(m) = 0.226
C = Constante de roca = 0.31

RWSANFO= potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.
(Ecu. 4.26)
En este caso usaremos como explosivo el EMULEX 45% (RWSANFO = 77 %
= 0.77) Ahora reemplazando en la ecuación 4.26 y tenemos:
q1= 0.75 kg/m
Sabemos que la longitud de carga (Lc) es:

Lc = (profundidad del taladro – longitud de taco) (Ecu. 4.27)
Entonces:
Longitud de taco = 10 (Ecu. 4.27) Longitud de taco = 0.45 m
Lc = (3.475 – 0.45) = 3.025 m
Ahora el número de cartuchos por taladro(N cart.) será:
N cart = 12 cartuchos/tal
(Ecu. 4.28)
Paso 5. Predicción de la fragmentación Aquí entra a tallar el modelo Kuz-
Ram.
Dónde:
= tamaño medio de los fragmentos, cm. = 8” = 20 cm A = factor de roca =
9.32
= = 0.75 x 3.025 = 2.27 kg

(Ecu. 4.29)
= Fuerza relativa x peso del explosivo con respecto al ANFO

(Emulex45%) = 77 K = Factor Triturante (consumo específico de explosivo)
kg/m3 = C.E = 0.35
Reemplazando en la ecuación anterior tenemos:

= 5.94 cm
Este resultado nos predice que no tendremos problemas de bancos
porque el tamaño promedio esta por muy debajo de 8” (20cm) que es la
longitud de la parrilla de los echaderos. Si queremos interpretar este
resultado de manera técnica se podría decir que el 50% del material roto
son menores o iguales a 5.94 cm.
4.4.3 Diseño de las 4 secciones del arranque o corte
Paso 1. Este diseño es de 4 secciones en el arranque, la primera
sección ya ha sido diseñada, ahora faltarían 3 secciones más.
 Para calcular el resto de las secciones se considera que ya existe unos
huecos rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones
lineales de carga “q1” el valor del burden se calculara a partir de:
(Ecu. 4.30)
Cuando existe un error de perforación la superficie libre “Ah” difiere de la
distancia “A’h” en la primera sección, por lo que:
= (Ecu. 4.31)
Ah = 0.24m
Por tanto el burden para el nuevo cuadrante será:
B2= 0.28 m
El burden práctico será:

(Ecu. 4.32)
El nuevo: = (
Ah = 0.49m
Figura N° 32

 Ahora con el mismo criterio calculamos el tercer y cuarto cuadrante
Tercer cuadrante:
= 0.4 m
Burden práctico será:
El nuevo: Ah= (0.49/2 + 0.35)
Ah = 0.83 m
Figura N° 33

 Ahora el cuarto cuadrante
= 0.52 m
Burden práctico será:

Ahora el nuevo: Ah = (0.83/2 + 0.47)
Ah = 1.25 m
Figura N° 34
4.5 ANÁLISIS DE DATOS DEL CONTROL DE LAS VOLADURAS
REALIZADAS POR MES (GRUPO DE CONTROL Y GRUPO
EXPERIMENTAL)
Habiéndose procesado los resultados de todas las voladuras con fallas,
realizadas en el año 2010 y 2011 y a partir del mes de setiembre se
realiza la comparación de resultados mes por mes, ya que la presente

investigación comienza recién en setiembre del 2011 en la Cia. Consorcio
Minero Horizonte-U/P Culebrillas, para el grupo de Control y grupo
Experimental se tiene:
Cuadro N° 01
Datos estadísticos de la muestra de estudio
FALLAS DE VOLADURA
2010 2011
ENERO 15
FREBERO 18
MARZO 22
ABRIL 19
MAYO 21
JUNIO 17
JULIO 15
AGOSTO 18
SETIEMBRE 17 11
OCTUBRE 19 10
NOVIEMBRE 22 11
DICIEMBRE 20 8
TOTAL 223 40
MEDIA 18.5 10.0

DESVIACION 2.39 1.41
Gráfico N° 01

Gráfico N° 02
Del cuadro Nº 01 y gráfico N° 01 y 02 se puede observar que las fallas de
voladura en la Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas, en el
grupo experimental (2011) disminuyen considerablemente a comparación
del grupo control (2010) los cuales se puede apreciar gráficamente. Cabe
mencionar que en el 2011 los datos recopilados solo corresponden a los
meses de setiembre, octubre, noviembre y diciembre; ya el mes de
setiembre es inicio de la presente investigación
4.6 PRUEBA DE HIPÓTESIS
El proceso que permite realizar el contraste de hipótesis requiere ciertos
procedimientos. Se ha podido verificar los planteamientos de diversos

autores y cada uno de ellos con sus respectivas características y
peculiaridades, motivo por el cual era necesario decidir por uno de ellos
para ser aplicado en la investigación.
4.6.1 Planteamiento de Hipótesis Hipótesis Nula:
Ho: Los resultados de la voladura basada en clasificaciones
geomecánicas obtenidas en el grupo de control y grupo experimental son
iguales.
Hipótesis Alterna:
H1: Los resultados de la voladura basada en clasificaciones
geomecánicas obtenidas en el grupo de control y grupo experimental son
diferentes.
4.6.2 Nivel de significancia o riesgo
α=0,05.
gl = ge+gc-2.
gl = 12+4-2=14.
Buscando en tabla de valores críticos a 5% de significancia y 14 grados de
libertad en la prueba t de Student se tiene que los puntos críticos o “t”
teórica es igual a 2.145; por lo tanto:
Valor crítico = 2.145 Figura N° 35

4.6.3 Cálculo del estadístico de prueba
El estadígrafo de Prueba más apropiado para este caso es la Prueba t, ya
que el tamaño de la muestra es menor que 30 (n<30) y como en la
hipótesis alterna (H1) existe dos
posibilidades ( H1 : 1  2
ó 1 2 ) se aplicó la prueba bilateral, o sea a dos colas.
Calculemos ahora la prueba de hipótesis con la “t” de Student.
X 1 X 2
tc  (Ecu. 4.33)
S2 S2
1  2
n1n2
tc 
8.82
Figura N° 36
4.6.4 Decisión Estadística

Puesto que la t calculada (tc) es mayor que la t teórica (tt); es decir en el
primer caso (2.145
< 8.82), en consecuencia se rechaza la hipótesis nula (Ho) y se acepta la
hipótesis alterna (Hi).

4.6.5 Conclusión Estadística
Se ha demostrado con un nivel de significancia del 5% y la prueba t de
Student que la aplicación de voladura en base a las clasificaciones
geomecánicas influye significativamente en las fallas de voladura en la
Cia. Consorcio Minero Horizonte-U/P Culebrillas

CONCLUSIONES
1. Se ha demostrado con un nivel de significancia del 5% y la prueba t de
Student, que la aplicación de la voladura basada en las clasificaciones
geomecánicas ha influido significativamente en la reducción de las fallas
en las voladuras en la empresa CMH-U/P Culebrillas.
2. Para que la aplicación de la voladura basada en las clasificaciones
geomecánicas sea aceptable debemos realizar evaluaciones geomecánicas
constante en las labores mineras.
3. El método aplicado de voladura es más seguro que los métodos empíricos
utilizado anteriormente, ya que este método ha conllevado a la minimización
de consumo de explosivos, desgaste de máquinas, mano de obra y otros para
la empresa.
4. El método ha mejorado la fragmentación de la roca la cual facilita la
limpieza, carguío, acarreo, transporte y molienda del material.
5. La aplicación de las clasificaciones geomecánicas en la voladura ha
reducido el factor de potencia, consumo especifico, numero de taladros
como también ha mejorado la distribución de la malla de perforación.
6. La realización de dos taladros de alivio influye considerablemente en la

reducción de fallas en la voladura de las labores mineras de la empresa.
7. Se demuestra que la ecuación de Ashby (C.E) relacionada con las
clasificaciones geomecánicas (RMR, RQD, GSI) cumplen los estándares de
consumo de explosivo (Ábacos y tablas).
8. Se ha reducido en un 51% las fallas de voladura en los cuatro últimos meses.

RECOMENDACIONES
1. Realizar controles geomecánicos periódicos cada 30 m para tener datos
actualizados y conocer el comportamiento del macizo rocoso.
2. Utilizar siempre los taladros de alivio calculados para lograr un avance
óptimo en la voladura.
3. Capacitar al personal de la Compañía Minera Consorcio Horizonte en
manipulación, carguío y utilización de los explosivos.
4. Seleccionar los explosivos adecuados en base a los resultados obtenidos
de las clasificaciones geomecánicas.
5. Aplicar la presente investigación en las demás unidades de
producción de la Compañía Minera Consorcio Horizonte.
6. Realizar el marcado del frente de perforación para distribuir bien los
taladros de acuerdo al burden y espaciamiento calculado.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
A.BIBLIOGRAFÍA:
(1) Kaushik Dey & Phalguni Sen (India escuela de minas) los principios de
“blastability” en el año (1979). pp.78
(2) Rene Wilfredo Ojeda Mestas, Diseño de Mallas de Perforación y Voladura
Subterránea aplicando un Modelo Matemático de Áreas de Influencia del
año (1998).pp. 254
(3) Marcañaupa Curo, Rodolfo, la investigación titulada: “Perforación y voladura
Basada en el RMR”, UNCP (2008).
(4) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en minería
subterránea”, 2008. pp. 124

(7) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A Wiley-
Interscience,
USA, 1989. pp. 278
(8) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A Wiley-
Interscience, USA, 1989. pp. 279

(9) Hoek, E., and E.T. Brown. “Empirical Strength Criterion for Rock
Masses”, J.
Geotech. Eng. 1983. pp. 164
(10) Bieniawski, Z. T., “Engineering Classification of Jointed Rock
Masses”, Transactions of the South African Institution of Civil Engineering
1976. pp. 356
(11) Bieniawski, Z. T., “Engineering Rock Mass Classifications”, A

Wiley-Interscience,
USA, 1989. pp. 286
(12) Barton, N., Lien, R., and Lunde, J., “Engineering Classification
of Rock Masses for the design of Tunnel Support”, Rock Mechanics.1988.
pp. 98
pp. 103
(14) Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno. “Manual de
perforación y voladura de rocas”, Edición Arias Montano.2003. pp.435.
pp. 195
(17) Carlos Arturo Pérez Macavilca, “Manual de geomecánica en
minería subterránea”, 2008. pp. 162

(24) Enrique Albarran N. “Diseño de voladuras”, Ediciones Cuicatalt-
1998. pp. 214. (25)Antonio Karzulovic. “Efectos de Escala en Geomecánica”,
2006. pp. 67. (26)EXSA (2009) “Manual práctico de voladura” 3ra Edición.
pp. 236
(28) Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Ed. Pirámide.

pp. 117.
(29) Restituto, S. (2002) Tesis doctorales u trabajo de

investigación científica. Ed.
Paraninfo. México. pp 211.
(30) Cataldo, A. (1992): Manuel de Investigación científica. Ed,
Eximpress. Lima. pp .32. (31)Kerlinger, F., y otros (2002), Investigación del
comportamiento. Ed. Interamericano.

México. pp. 114.
(32)Mayer, J. (2005:32): Metodología experimental. pp. 27 (33)Ary, Donald
y otros (1993:76): Metodología estadística. pp. 68

(34)Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide.
pp. 120. (35)Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed.
Pirámide. pp. 121. (36)Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación.
Perú: Ed. Pirámide. pp. 123. (37)Oseda, D. (2008) Metodología de la
Investigación. Perú: Ed. Pirámide. pp. 124.
B. PÁGINAS WEB:
1. .“Solo minería”, manual de geomecánica, fecha de consulta: 02 de Octubre
del 2011.
2. “Rincón Del Vago”, TESIS-VOLADURA EN MINERIA SUBTERRANEA.

ANEXOS
MATRIZ DE CONSISTENCIA
TÍTULO: “EVALUACION DE LA VOLADURA BASADA EN LAS

CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS EN LA CIA CONSORCIO
MINERO HORIZONTE-U/P CULEBRILLAS”
PROBLEMA OBJETIVOS MARCO TEÓRICO HIPOTESIS Y

PROBLEMA OBJETIVO 1. ANTECEDENTES A HIPÓTESIS GENE
GENERAL: GENERAL: La aplicación de la
NIVEL NACIONAL:
¿En qué medida Determinar el
- UNCP - Huancayo (2008): basada en
influirá la voladura diseño y aplicación
Marcañaupa Curo, clasificaciones
basada en las de voladura en CIA
Rodolfo, la investigación geomecánicas
clasificaciones CONSORCIO
titulada“ Perforación y significativamente
geomecánicas en la MINERO
voladura Basada en el fallas de voladur
Cia. Consorcio HORIZONTE-U/P
RMR”, Compañía de Cia. Consorcio
Minero Horizonte- Culebrillas, con el
Minera Aurífera Horizonte-U/P Cul
U/P Culebrillas? fin de hacer una HIPÓTESIS
Retamas” ESPECÍFICAS:
óptima distribución a. Un macizo roc
de energía en la roca un RMR que este
PROBLEMAS
ESPECÍFICOS: basándonos siempre B NIVEL rango superior
INTERNACIONAL:
a. ¿Se tomará en en las condiciones tendrá el
94
TABLA DE CUANTILES DE LA DISTRIBUCIÓN DE LA T DE STUDENT
Fuente: Dpt. Estadística i Inv. Operativa Universitat de Valencia

95

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UNIVERSIDAD NACIONAL MICAELA BASTIDAS DE APURIMAC

ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERIADE MINAS

“EVALUACIÓN DE LA VOLADURA BASADA EN LAS CLASIFICACIONES

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DEINGENIERO DE MINAS

BACH. HUANACO CHUMBES, ROBERTO.

ASESOR: MSc. Ing. GUZMAN IBAÑEZ, Cesar Salvador.

Haquira, Enero de 2017.

A mi padre, por ser fuente y motivación en mi que haceres diarios

y por su apoyo incondicional y desinteresado.

A Dios, por todo lo que soy.

Al personal directivo, jerárquico, docente y administrativo de

A mis familiares, principalmente a mi padre, por su apoyo en bien

de mi formación personal y profesional.

Al Ing. Rodrigo, Huamancaja Espinoza y Dr. Dulio Oseda Gago, por su

Y finalmente al Señor Asesor Ing. Guzmán Ibáñez, Cesar Salvador,

por su tiempo y dedicación en la consecución de la presente investigaci

Planteamiento del problema

1. Formulación del problema 11

Capítulo III: METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN

3.1. Ámbito de estudio 60

Capítulo IV: RESULTADOS

4.1. Análisis de cálculos 64

En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas

de las rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía

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

pues determinan la geometría de la voladura, el consumo específico y la

regulación de los tiempos de retardo tanto en voladuras a cielo abierto

Los elementos básicos de geología que tienen incidencia en la perforación y

macizo rocoso, 2) la estratigrafía, esto es, la presencia de estratos

menos resistentes, y eventualmente más Delgados, y presencia de

cavidades y 3) los rasgos estructurales, esto es, la presencia de planos de

estratificación, diaclasas principales y secundarias, en lo que tiene que

ver fundamentalmente con sus actitudes.

Otro parámetro que debe tenerse en cuenta en un diseño racional, está

obviamente, asociado con los objetivos de la voladura; este otro actor

puede conllevar a modificar los diseños en virtud a favorecer la

granulometría a lograr, así como a evitar la dilución del material a

El principio de una buena voladura se fundamenta en un buen diseño de la

malla y supervisión al proceso de perforación.

Para su mayor comprensión, la presente investigación se ha dividido en 4

capítulos los cuales son los siguientes:

El Capítulo I, que trata sobre el problema de investigación; en donde se

visualiza el planteamiento y formulación del problema, la justificación, los

El Capítulo II, del marco teórico conceptual de la investigación; donde se

aprecia primero los antecedentes y luego la información teórica relevante

sobre las variables de estudio, es decir sobre la voladura basada en las

clasificaciones geomecánicas, sustentado en teorí

El Capítulo III, del marco metodológico, en el cual se detalla el tipo, nivel

método y diseño de investigación, además de las técnicas de recolección

de datos y el procesamiento de información.

El Capítulo IV, de los resultados; donde se detalla los pormenores del

test, seguido de la prueba de hipótesis.

Al final se complementa con las conclusiones, recomendaciones, referencias

bibliográficas según el estilo Vancouver, y los respectivos anexos del

presente trabajo de investigación.

La siguiente investigación está basada en los principios de “blastability”

habla de cuan fácil o difícil es romper la roca, y ello está directamente

ligado a la calidad del macizo rocoso. Como vemos, en la actualidad, la