Tesis Delgado Vasquez Roman (Ult Versión) PDF
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FACULTAD DE INGENIERÍA
TESIS PROFESIONAL
INGENIERO DE MINAS
PRESENTADO POR:
ASESOR:
Cajamarca – Perú
2021
DEDICATORIA
ii
AGRADECIMIENTOS
A DIOS por haberme dado la fuerza, el coraje y la valentía para seguir esta carrera.
A mis padres por sus enseñanzas, buenos principios y el apoyo brindado.
iii
ÍNDICE DE CONTENIDO
Ítems Pág.
DEDICATORIA .................................................................................................................. ii
AGRADECIMIENTOS ....................................................................................................... iii
ÍNDICE DE CONTENIDO ................................................................................................. iv
RESUMEN......................................................................................................................xvii
ABSTRAC...................................................................................................................... xviii
CAPÍTULO I ....................................................................................................................... 1
INTRODUCCIÓN ............................................................................................................... 1
CAPÍTULO II ...................................................................................................................... 4
MARCO TEÓRICO ............................................................................................................ 4
2.1 ANTECEDENTES TEÓRICOS DE LA INVESTIGACIÓN ..................................... 4
2.1.1 Internacionales ..................................................................................................... 4
2.1.2 Nacionales ........................................................................................................... 4
2.1.3 Locales................................................................................................................. 5
2.2 BASES TEÓRICAS .............................................................................................. 6
2.2.1 Explotación minera a cielo abierto ........................................................................ 6
2.2.1.1 Perforación............................................................................................................ 7
2.2.1.2 Voladura y mecanismos de rotura de la roca ........................................................ 9
2.2.1.2.1 Diseño de voladura .......................................................................................... 11
2.2.1.2.2 Parámetros de diseño de voladura .................................................................. 11
2.2.2 Procesos de producción de Minera Yanacocha .................................................. 30
2.2.2.1 Procesos operativos de minado ......................................................................... 30
2.2.2.2 Procesos de producción del oro ......................................................................... 30
2.3 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS ............................................................ 36
iv
Pág.
3.2.3 Muestra .............................................................................................................. 40
3.2.4 Unidad de análisis .............................................................................................. 40
3.2.5 Técnicas e instrumentos de recolección de datos .............................................. 41
3.3 PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS..................................................... 44
3.3.1 Geología ............................................................................................................ 44
3.3.2 Geotecnia........................................................................................................... 50
3.3.3 Operaciones Mina .............................................................................................. 56
3.3.4 Asistencia Técnica ............................................................................................. 59
3.3.5 Factor de carga .................................................................................................. 61
3.3.6 Diseño de voladura ............................................................................................ 64
3.3.7 Voladura............................................................................................................. 71
3.3.8 Monitoreo post voladura. .................................................................................... 72
3.4 PRESENTACIÓN DE RESULTADOS ................................................................ 74
3.4.1 Relación del factor de carga con las demás variables en voladura. .................... 74
CAPÍTULO IV .................................................................................................................. 79
ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE RESULTADOS .................................................................. 79
4.1. ANÁLISIS DE RESULTADOS. ........................................................................... 79
4.2. DISCUSIÓN DE RESULTADOS ........................................................................ 82
4.3. CONTRASTACIÓN DE LA HIPÓTESIS ............................................................. 83
CAPÍTULO V ................................................................................................................... 84
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ................................................................... 84
5.1 CONCLUSIONES .............................................................................................. 84
5.2 RECOMENDACIONES ...................................................................................... 85
v
ÍNDICE DE FIGURAS
Pág.
vi
Pág.
vii
Pág.
viii
Pág.
ix
ÍNDICE DE TABLAS
Pág.
x
ÍNDICE DE FOTOS
Pág.
xi
Pág.
Foto 11. Proceso del disparo. El análisis del video del disparo es importante
para el control en voladura de rocas; nos permite identificar posibles
tiros quedados, eyección de rocas y presencia de humos nitrosos
(humos naranjas (NO2,3)) por un inadecuado balance de oxígeno en
la mezcla explosiva. Fin de la detonación. No se observa presencia de
flyrock ni humos tóxicos. .............................................................................99
Foto 12. Fotografías para el análisis granulométrico. El parámetro más
importante en el control de voladura en la granulometría de las rocas
voladas, mediante la cual se califica el disparo principalmente como
bueno o malo. Diámetro de las esferas es 9.8 pulgadas. ............................99
Foto 13. Esponjamiento post voladura. El esponjamiento también es importante
para la voladura; los equipos de carguío están diseñados para pilas de
material con una altura determinada, en Yanacocha se reporta el
esponjamiento del material volado. En la imagen se muestra buen
esponjamiento del material. .......................................................................100
Foto 14. Proceso del disparo. a) inicio de la detonación. b) fin de la detonación.
El video muestra insignificante eyección de rocas (flyrock), también no
se observa presencia de humos naranjas lo que nos indica que las
calibraciones de los camiones cargadores de explosivo están
actualizadas. .............................................................................................102
Foto 15. Esponjamiento post voladura. En la imagen se muestra buen
esponjamiento del material. .......................................................................103
Foto 16. Fotografías para el análisis granulométrico. Diámetro de las esferas es
9.8 pulgadas. Las fotos a) y b) muestra la granulometría del material
volado. ......................................................................................................103
Foto 17. Granulometría post voladura prueba realizada 14/11/2017. Diámetro
de las esferas es 9.8 pulgadas. Se observa grandes bloques de roca. .....105
Foto 18. Granulometría post voladura prueba realizada 15/11/2017. Diámetro
de las esferas es 9.8 pulgadas. Se observa pequeños bloques de roca
y presencia de zonas con material fino. .....................................................106
Foto 19. Granulometría post voladura prueba realizada 21/11/2017. Diámetro
de las esferas es 9.8 pulgadas. Se observa pequeños bloques de roca.
..................................................................................................................107
xii
Pág.
xiii
LISTA DE PLANOS
Pág.
xiv
LISTA DE ABREVIATURAS
A : Factor de roca
BXP : Brechas freáticas con predominio de fragmentos heterolíticos silíceos
BXH : Diques de brechas hidrotermales
BI : Índice de volabilidad
CIC : Carbón en columnas
CIP : Carbón activado en pulpa
CIL : Carbón en lixiviación
ISMR : La Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas
Jn : Número de sistemas de juntas
Jw : Factor de reducción de agua
Jr : Rugosidad de las juntas
Ja : Alteración
LA : Andesita inferior
M : Metros
Mpa : Megapascal
PQ : Calificación de desempeño
PH : Potencial de hidrogeno
P80 : 80% pasante
RP : Ratio de Perforación
RQI : índice de calidad de la roca
RQD : Índice de calidad de la roca
RPM : Revoluciones por minuto
SRF : Factor de reducción de los esfuerzos
SAG : Semiautógeno
SGI : Peso específico
SD : Profundidad de entierro escalada
SC : Sílice Clay
SA : Sílice Alunita
SG : Sílice Granular
SM : Sílice Masiva
UCS : Resistencia a la compresión uniaxial
ULT : Tufo superior con fragmentos líticos
xv
UA : Andesita superior
UPHA : Flujos de andesita
UTM : Unidad Técnica de Medida
TEUT : Tufo de cristales
xvi
RESUMEN
xvii
ABSTRAC
This thesis describes and analyzes the research work carried out at Minera
Yanacocha SRL., Due to the start of operations in the new Quecher Main expansion
project in the eastern part of the mining district. The objective is to determine a
powder factor for the quality of the rock present in the mineral deposit through the
use of operational and geomechanical parameters. The investigation consisted of
two phases: In the cabinet, the information of the diamond exploration probes
carried out for the project was collected and the quality of the rock was determined
by means of geomechanical parameters such as the Uniaxial Compression
Resistance (UCS), the Index of Rock Quality (RQD) and density. In the field phase,
the drilling operational data was recorded as RPM and Pull Down. Finally, data were
taken of the blasting indicators in the tests performed, such as granulometry and
sponge to analyze the quality of the shot. Because the mineral deposit is housed in
the rocks of the Yanacocha volcanic complex, the main hydrothermal alterations
present are: argillic, advanced or Alunite argillic, massive silica, granular silica and
propylitic; these affect the characteristics of the rocks present in the reservoir and a
minimum powder factor of 0.12 kg / tn and a maximum of 0.34 kg / tn are obtained
with an ANFO explosive while a charge factor is obtained for a gasification emulsion
explosive which is between 0.20 and 0.26 kg / tn. It was also determined that the
quality of a blasting influences the entire production process of the mine.
xviii
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1
empuje o pull down y RPM de la broca) y geomecánicos (resistencia a la
compresión, calidad del macizo rocoso y alteración hidrotermal) para que la
energía generada por la detonación del explosivo sea aprovechada al máximo en
el macizo rocoso.
2
La presente tesis está estructurada en 5 capítulos, Donde los principales capítulos
desarrollados en esta investigación son: En el CAPÍTULO II, presentamos los
principales antecedentes relacionados a la investigación donde destacamos los
estudios realizados en Cajamarca (Poma, 2012) teniendo en cuenta la importancia
de la voladura en la granulometría de rocas. En el CAPÍTULO III, presentamos la
metodología de investigación que se siguió para la recolección de datos. En el
CAPÍTULO IV, se discute los resultados obtenidos y finalmente en el CAPÍTULO V,
se dan las conclusiones y recomendaciones.
3
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1.2 Nacionales
4
de volquetes es mejor, produciendo menos espacios perdidos en las tolvas y la
producción diaria del mineral ha incrementado.
2.1.3 Locales
5
2.2 BASES TEÓRICAS
2.2.1 Explotación minera a cielo abierto
• Arranque.
• Manejo de materiales.
6
Figura 1. Esquema de la explotación de minas (Hustrulid et al, 2013).
2.2.1.1 Perforación
7
sin embargo, la perforación rotativa con la broca de tricono se convirtió en método
de perforación más común debido a sus altas tasas de penetración con mayor
diámetro. Los diámetros típicos de broca varían entre 2 pulgadas y 17.5 pulgadas
(50 a 444 mm) (López, 2003).
• Burden: distancia más próxima desde la perforación hacia la cara libre o banco
de explotación.
• Esparcimiento: distribución de los pozos en la porción de roca mineralizada a
explotar. Se mide como la distancia entre los tiros de perforación.
8
2.2.1.2 Voladura y mecanismos de rotura de la roca
9
• Desplazamiento de la masa de roca triturada para formar la pila de escombros
o detritos.
10
2.2.1.2.1 Diseño de voladura
11
Figura 3. Variables de diseño en Voladura en banco (Centro Tecnológico de Voladura
EXSA S. A, 2009).
12
2.2.1.2.3 Características del explosivo
Los altos explosivos son comúnmente conocidos como dinamita y tienen dos bases:
nitroglicerina y nitrato de amonio. La velocidad de detonación de explosivos varía
en una amplia gama hasta 7620 m / s (Foumey, 1993). Sobre la iniciación estos
explosivos producen un gran volumen de gases a temperatura extremadamente
alta y gran presión. La presión desarrollada es del orden de 3,4 x103 a 2,7 x 105
atmosferas (Hagan, 1983). La velocidad de detonación junto con el volumen de
gases y la temperatura producida controlan el rendimiento de un explosivo
(MacKenzie, 1966).
Una forma común de bajo explosivo es la pólvora, una mezcla de nitrato de sodio
o potasio con azufre y fino polvo de carbón. La presión desarrollada durante la
explosión de explosivos bajos es el orden de 3,4x103 atmósferas (Hagan, 1983).
Los agentes de voladura son de diferentes tipos (ANFO, ANFO pesado, slurry,
emulsión) y difieren en sus características. Las características más importantes de
los explosivos son la velocidad de detonación, densidad, sensibilidad, energía,
resistencia al agua, estabilidad a la temperatura, humos y la vida útil. ANFO es el
explosivo ampliamente utilizado en el mundo debido a su bajo costo. Sin embargo,
sufre una mala resistencia al agua y una pobre energía en masa. El ANFO pesado,
una mezcla de ANFO y emulsión, puede superar estos inconvenientes; en Figura
4, presenta la variación de la Potencia Relativa en volumen (ANFO = 100) en un
ANFO Pesado en función del porcentaje de emulsión (Konya y Walter, 1990).
13
Figura 4. Variación de potencia y densidad del ANFO pesado según el porcentaje de
emulsión (Konya y Walter, 1990).
14
Las emulsiones comúnmente usadas están también basadas fuertemente en el
nitrato de amonio como la sal oxidante y el petróleo como la fuente de combustible,
de manera que la reacción química para estos productos no es muy diferente que
la del ANFO. Los explosivos de emulsión, debido a su idealidad de detonación,
suministran una gran cantidad de energía de choque. La introducción de Heavy
ANFO resolvió el problema de la pobre distribución de energía e introdujo un
poderoso explosivo. Mediante la mezcla de un ingrediente ideal (emulsión) con
varias cantidades de ingrediente no ideal (gránulos AN o ANFO), pueden lograrse
grados variables de no idealidad. De este modo, las distribuciones de energía de
choque y de tensión, así como los niveles de energía total, pueden ser cambiados
simplemente cambiando las proporciones de varios ingredientes con un
rendimiento controlado no ideal, las formulaciones pesadas de ANFO ofrecen las
ventajas de flexibilidad y adaptabilidad (Berta, 1990).
Figura 5. Influencia del diámetro de carga y la velocidad de detonación para varios tipos de
explosivos (Ash, 1990).
15
de alta calidad y se aplican correctamente durante la operación de voladura (López,
2003).
• Sistema pirotécnico
• Sistema electrónico
Iniciador Módulo de
Retardo (chip)
Capacitor
Elementos
de Retardo
Iniciador
16
2.2.1.2.5 Características del macizo rocoso
Las principales características que influyen en los resultados de las voladuras son
las propiedades intactas de la roca y las discontinuidades estructurales. Las
propiedades intactas de la roca incluyen la resistencia a la compresión, resistencia
a la tracción, densidad, porosidad, módulo de Young y la relación de Poisson; sin
embargo, intactos las propiedades de la roca no indican realmente si la masa de
roca es fácil o difícil de romper porque las discontinuidades estructurales eclipsan
la influencia de las propiedades físico mecánicas de las rocas. Las discontinuidades
estructurales de una masa rocosa son juntas, planos de foliación, fallas, que
pueden denominarse juntas en general (Persson et al, 1970).
17
2.2.1.2.6 Clasificaciones geomecánicas
RQD Jr Jw
Q= ∗ ∗ ( 2.1)
Jn Ja SRF
18
enfoque descriptivo sistemático multidisciplinario que incluye aspectos de
vulcanología, geología de yacimientos, petrología, geoquímica, y mecánica de
rocas (López, 2003).
19
individuales; generalmente los depósitos de mayor envergadura resultan del
entrecruzamiento o combinación de muchas de estas estructuras; además de la
posibilidad de otros posibles conductos, como chimeneas de brecha. Por tal motivo
la estructura, que hemos dibujado en azul de la figura 8, puede considerarse, a
gusto de cada uno, como la individualización de una fractura, falla, chimenea de
brecha, o cualquier otro conducto por el que circularon las soluciones hidrotermales.
En torno a este eje se puede reconocer un zonamiento característico que va desde
las facies proximales: silícea y argílica avanzada, pasando por la argílica
intermedia, hasta la más distal: la propilítica (Burkley, 1979).
20
Figura 9. Optimización simplificada del rendimiento de voladura (López, 2003).
A Empírico
El más conocido de todos los enfoques empíricos son los desarrollados por
Langefors y Kihlstrom (1963).
21
B Craterización
N = EW1/3 (2.2)
Donde
Livingston modificó esta ecuación reduciendo la profundidad de carga para dar una
buena fragmentación expresándola en la siguiente forma.
do = ΔoEW1/3 (2.3)
Donde
22
Figura 10. Fenómeno de craterización de una carga constante a diferentes profundidades
en la misma formación (Atlas Powder Company, 1987).
23
Figura 11. Profundidad de entierro escalada SD (Chiappetta et al., 1983).
24
1
3
ρ 3 Φ
Taco óptimo = (SD ∗ (Φ ∗ ) )−( ) (2.4)
127500 200
Donde
t
RQI = Eh (2.5)
L
Donde.
25
Leighton (1982) procedió a una identificación de las rocas existentes en la mina de
Afton (Canadá) mediante el RQI. utilizando una perforadora rotativa trabajando a
229 mm (9 pulgadas) de diámetro.
RQI − 25000
ln(CE) = (2.6)
7200
Donde
26
López Jimeno, E. 1984, teniendo en cuenta las limitaciones del RQI., propuso un
índice de caracterización de las rocas en los que se combinas los siguientes
parámetros:
D: Diámetro de perforación.
VP
Ip = (2.7)
E ∗ Nr
D2
Índice de Volabilidad (BI); de acuerdo con Lilly (1986) se define como la facilidad
con la que un macizo rocoso puede ser excavado mediante el uso de explosivos;
este índice se puede calcular mediante la Tabla 2.
27
Tabla 2. Calificación de parámetros geomecánicos para determinar el Índice de Volabilidad,
(Lilly, 1986).
Parámetros Geomecánicos Calificación
1. Descripción del macizo rocoso (RMD)
1.1. Friable/ Poco consolidad 10
1.2. Diaclasado en bloques 20
1.3. Totalmente masivo 50
2. Espaciamiento entre planos de las juntas JPS
2.1. Pequeño (<0.1 m) 10
2.2. Intermedio (0.1 a 1m) 20
2.3. Grande (>1m) 50
3. Orientación de los planos de juntas JPO
3.1. Horizontal 10
3.2. Buzamiento Normal la frente 20
3.3. Dirección Normal al frente 30
3.4. Buzamiento coincidente con el frente 40
4. Influencia de peso específico SGI
SGI = 25 SG – 50 SG
Donde:
SG = Peso específico en (ton/m3)
Parámetros Geomecánicos Calificación
5. Influencia de la resistencia
RSI = 0.5RC
Donde:
RC = Resistencia a la compresión
Fuente: Farje, (2006).
Sin embargo, en marzo del 2006, la empresa ASP Blastronic presenta un nuevo
criterio para calcular el índice de Volabilidad tabla 3.
28
Tabla 3. Calificación de los parámetros geomecánicos para determinar el Índice de
Volabilidad, B.I. (ASP Blastronic, 2006).
Diferentes tipos de dureza
Caracterización para voladura 15Mpa 25Mpa 37Mpa 50Mpa 75Mpa 100Mpa
Rango Clase
1 Influencia de la >75 10 10 20 30 40 50 50
44 a 75 20
Dureza
24 a 45 30
Rango de 18 a 25 40
0 a 18 50
penetración
RP (m/h)
2 Mineralización 1.Estéril 30 30 30 50 50 50 50
2.Mineral 50
3 Influencia de 0-15 10 10 20 30 40 50 50
fracturamiento 15-30 20
(RQD) 30-45 30
Influencia del 45-60 40
fracturamiento >60 50
Rango RQD
4 Litología 1. Mat. 10 10 20 30 40 50 50
Aluvial 20
2.Sedimento 30
3.Andesita
inferior 40
4.Andesita
superior 50
5.Toba
5 Influencia de peso 2.8 20.0 20 22.5 25 27.5 30 32.5
específico 2.9 22.5
S.g = 2.5 3.0 25.0
SGI = 25 SG – 50 3.1 27.5
SG 3.2 30.0
Donde: 3.3 32.5
SG = Peso
específico en
(ton/m3)
Índice de 40 56.25 82.5 98.75 115 126.25
Volabilidad
Factor de Energía 0.60 0.84 1.24 1.48 1.73 1.89
(Kj/ton)
Factor de Carga 160 225 330 395 460 505
(kg/ton)
Factor de Roca (A) 4.8 6.75 9.9 11.85 13.8 15.15
Fuente: Farje, (2006).
El análisis se realiza en función de la Velocidad de penetración, mineralización,
RQD, Litología y densidad de roca. Donde:
29
2.2.2 Procesos de producción de Minera Yanacocha
Yanacocha para obtener el doré (Au + Ag) usa dos métodos para procesar los
óxidos, mediante pilas de lixiviación y por el proceso de Gold Mill (molino de oro).
Ambos pasan a un por proceso de recuperación mediante columnas de carbón
activado CIP y luego se precipita la mena (Au + Ag) mediante el proceso de Merrill
Crowe.
30
Figura 14. Proceso de recuperación mediante pilas de lixiviación (Reporte Interno MYSRL, 2013).
El goteo de solución cianurada se realiza en la parte superior de la pila, mientras que por la parte inferior se obtiene la solución rica
(cianuro con oro y plata en disolución). Esta solución mediante tuberías colectoras se deposita en pozas, ubicadas en las cercanías
de los pads. Posteriormente, la solución rica es bombeada hacia la planta de procesos de columnas de carbón.
31
2.2.2.2.2 Gold Mill
El Gold Mill es un molino SAG SAG de 32’ x 32’ mediante alimentadores de placas,
construido en Minera Yanacocha para el procesamiento de minerales con contenido
de oro más complejos que se encontraban a medida que se profundizaban los tajos,
los cuales no podían ser tratados en los pads de lixiviación. La producción
comercial inició el primero de abril del 2008. Ello le da a la operación una mayor
flexibilidad en el tratamiento de minerales, mejora la recuperación de oro (75-85%
para oro, 60-75% para plata) y además disminuye el tiempo de recuperación, de 70
días a 24 horas. Por este motivo, en el Gold Mill se procesa minerales alta ley de
oro con contenidos de plata y cobre, para obtener su máxima recuperación.
32
Figura 15. Proceso de columnas de carbón (Reporte Interno MYSRL, 2013).
33
Figura 16. Proceso de concentración Merril Crowe (Reporte Interno MYSRL, 2013).
34
2.2.2.2.4 Refinería
El precipitado proveniente de la planta de Merrill Crowe es sometido a un secado en hornos de retortas a 650°C y posteriormente el
producto obtenido pasa a la fundición en horno de arco eléctrico a 1 200°C, de donde se obtiene el producto final: Doré. Estas son
barras de oro y plata de aproximadamente 22 Kg cada una, cuya composición es de 40% oro y 58% plata (Minera Yanacocha SRL,
2013).
35
2.3 DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS
36
CAPÍTULO III
MATERIALES Y MÉTODOS
3.1.2. Política
3.1.3. Accesibilidad
37
N
0 500 m
Figura 18. Ubicación del Proyecto Quecher Main (Google Earth Pro, 2018).
38
0 2000m
Figura 19. Primeros trabajos en el proyecto minero Quecher Main (Reporte Interno Planeamiento MYSRL, 2017).
39
3.2 Metodología
3.2.1 Tipo y método de la investigación
Los primeros bancos (4010 y 4020) del Proyecto Minero Quecher Main – Minera
Yanacocha.
3.2.3 Muestra
40
3.2.5 Técnicas e instrumentos de recolección de datos
Fase 1. Geología
El área de geología para una voladura es muy importante porque brinda información
relevante sobre el terreno, mediante el mapeo geológico de los Blastholes podemos
determinar en campo el tipo de alteración hidrotermal presente en cada proyecto a
disparar, esta información nos permitió hacer una correlación con los parámetros
operativos de perforación.
Fase 2. Geotecnia
El área de geotecnia cumple otro rol fundamental para una voladura de rocas,
porque nos brinda información sobre las características mecánicas de las rocas
presentes en el proyecto a disparar. Un parámetro importante es la resistencia a la
compresión, esta información nos permitió hacer una correlación con el factor de
carga.
El área de Operaciones Mina nos permite tener acceso a datos muy importantes
para esta investigación; con el sistema Dispatch se tiene acceso a la velocidad de
perforación, carguío y acarreo (dig rate); esta información nos permitió tener
conclusiones de la influencia de la voladura en las demás operaciones mineras
unitarias.
42
Fase 4. Asistencia Técnica
Esta área fue fundamental porque almacena datos de aspectos que se evalúan en
toda voladura, que son la fragmentación de la roca, la forma de la pila
(esponjamiento) y el daño que se pueda haber producido, esta información nos
permite evaluar si la voladura es buena o no.
Fase 7. Voladura
43
3.3 PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS
3.3.1 Geología
3.3.1.1 Geología local
44
Figura 21. Columna estratigráfica Distrito Yanacocha, indicando unidades específicas de
litología (Reporte Interno Geología MYSRL, 2016).
45
3.3.1.3 Litología
46
Alteración Sílice Masiva. Es una roca microcristalina y densa. Se encuentra
debajo de la sílice granular y forma grandes masas sub-horizontales de hasta 450
m de espesor, en niveles intermedios a profundos en el sistema. Se forma por la
interacción de aguas meteóricas frías de baja acidez, con fluidos ascendentes
ácidos a alta temperatura.
Alteración Sílice Vuggy. Es una roca formada por cuarzo de grano fino con
cavidades o espacios abiertos que varían desde menos de 1 mm a varios
centímetros de ancho; se encuentra en niveles intermedios a profundos en el
sistema. Se forma cuando los fluidos magmáticos ascendentes se condensan al
entrar en contacto con rocas saturadas con agua, que originan fluidos ácidos y
como consecuencia lixivian la roca.
Alteración Propilítica. La zona de arcilla grada, hacia los márgenes del sistema, a
alteración propilítica. Las rocas con esta alteración frecuentemente tienen un color
verde y están compuestas de sílice con débil clorita, montmorillonita, illita±pirita y
calcita (Reporte Interno Geología MYSRL, 2016).
47
Figura 22. Vista en plata y sección de la litología Quecher Main (Reporte Interno Geología MYSRL, 2016).
48
Figura 23. Vista en planta y sección de las alteraciones hidrotermales en Quecher Main (Reporte Interno Geología MYSRL, 2016).
49
3.3.2 Geotecnia
50
AÑO Hole ID COLLAR DE PERFORACIÓN PROFUNDIDAD
ESTE NORTE ELEVACIÓN AZIMUT INCLINACION (m)
h (°) n (°)
QCMYBH14- 18793.328 27407.47 4068.98 250 -50 140
08
2015 QCMYBH15- 18465.768 26658.425 4017.114 308.006 -45.27 577.7
01
QCMYBH15- 18578.669 26934.509 4052.483 287.152 -63.59 499.4
02
QCMYBH15- 18581.484 27049.548 4084.618 94.156 -46.35 200
03
QCMYBH15- 18405.076 27259.673 4105.828 63.168 -79.51 346.1
04
QCMYBH15- 18668.817 27348.462 4085.215 244.524 -64.33 316.1
05
QCMYBH15- 18453.09 27405.79 4081.843 0 -90 322.1
06
QCMYBH15- 18676.83 26937.6 4066.905 0 -90 160.65
07
QCMYBH15- 18430.15 27700.17 4071.438 0 -90 292.1
08
QCMYBH15- 18530.4 27055.88 4082.891 0 -90 395.3
09
QCMYBH15- 18352.24 26996.3 4067.351 139.185 -55.79 390.1
10
QCMYBH15- 18138.95 27543.58 4122.043 0 -90 120
11
QCMYBH15- 18035.21 27499.74 4102.581 0 -90 180.1
12
QCMYBH15- 17856.976 27062.541 4039.045 0 -90 214.35
13
QCMYBH15- 18034.407 27471.6 4103.242 142 -55 272.8
14
Fuente: Área de Geotecnia Reporte Interno MYSRL, (2016).
51
3.3.2.1 Resistencia a la Compresión
Alteración Argílica. Esta unidad se caracteriza por la alta intensidad del contenido
de arcilla (35% - 100%). Representa la alteración más intensa producida por los
fluidos hidrotermales calientes. El resultado es una roca quebradiza con matriz de
arcilla abundante (principalmente caolinita). En general los materiales de este tipo
(fragmentos de sílice en una matriz arcillosa) se comportan como suelos y tienen
plasticidad moderada. La consistencia de este material es roca blanda (ISRM R2).
Alteración Propilítica. La roca que presenta esta alteración por lo común presenta
colores verduzcos, y está compuesta por ensamble de sílice con clorita débil,
motmorillonita, illita y pirita. En esta alteración, la textura de la roca original esta
conservada. Este material es una roca relativamente competente. La resistencia a
la compresión uniaxial intacta fluctúa entre R3 y R4.
Alteración Sílice Masiva. La alteración sílice incluye la sílice masiva y sílice Vuggy.
Este tipo de alteraciones predomina en la zona oeste y sur del tajo. y fracturada y
en el caso de la Sílice Vuggy con pequeñas oquedades. La resistencia de esta
alteración clasifica a la roca resistente (ISMR R3)
52
Tabla 5. Resistencia a la compresión uniaxial para las alteraciones hidrotermales, Proyecto
Quecher Main.
Taladro Profundidad (m) Alteración Resistencia a la
Compresión Uniaxial σc
(MPa)
QCMYBH15-01 550.15 - 550.28 SC 27
QCMYBH15-02 85.59 - 85.72 SC 17
QCMYBH15-09 161.76 - 161.90 SC 14
QCMYBH15-10 344.60 - 344.73 SC 16
QCMYBH15-12 11.80 - 11.97 SC 23
QCMYBH15-05 272.10 - 272.23 SC 13
QCMYBH15-12 46.75 - 46.93 PC 41
80.08 - 80.26 PC 57
QCMYBH15-01 333.80 - 333.93 SM 24
206.55 - 206.68 SM 38
QCMYBH15-02 256.10 - 256.23 SM 36
QCMYBH15-06 121.55 - 121.68 SM 42
QCMYBH15-09 253.32 - 253.45 SM 44
236.9 - 237.03 SM 24
305.75 - 305.88 SM 24
QCMYBH15-01 206.55 - 206.68 SG 28
265.60 - 265.7 SG 22
390.47 - 390.60 SG 37
QCMYBH15-04 180.47-180.60 SA 23
QCMYBH15-09 175.30-175.45 SA 37
QCMYBH15-10 91.70-91.83 SA 20
135.4 - 135.53 SA 31
QCMYBH15-12 11.80 - 11.97 SA 23
Fuente: Área de Geotecnia. Reporte Interno MYSRL, (2016).
3.3.2.3 Densidad
54
Figura 24. Diagrama de flujo para determinar la densidad (Reporte Interno Geotecnia
MYSRL, 2016).
55
Tabla 7. Densidades de las alteraciones hidrotermales en Quecher Main.
Alteración N° Ensayos Valores de Densidades
Min Max Promedio StdDev
SM 2,295 1.49 2.74 2.13 0.19
SG 164 1.44 2.29 1.85 0.14
SA 663 1.63 2.80 2.20 0.22
ARG 191 1.44 2.61 1.98 0.20
PRO 45 1.84 2.62 2.37 0.14
Total 3,358
Fuente: Área de Geotecnia, (2016).
56
La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje, hasta que
llega un momento en que por efecto del enterramiento de los insertos se produce
remolienda en el fono del taladro, dañando prematuramente el faldón y la parte
central de la broca. Los insertos de la broca, al perforar solamente deben penetrar
¾ de su longitud en el terreno para obtener un buen avance.
57
Tabla 10. Dureza de terreno para perforación.
DUREZA DE TERRENO
ISRM metros/hora Mpa Clasificación
R6 0 - 20 >250 DURO
R5 0 - 20 100 a 250
R4 21 - 30 50 a 100
R3 31 - 50 25 a 50 MEDIO
R2 >51 5 a 25 SUAVE
R1 >51 1a5
R0 >51 0.25 a 1
Fuente: Área de Perforación y Voladura, (2017).
La Pit - Viper 271 está diseñada para perforación single pass con un Pulldown sobre
la broca de 75.000 lb (34 toneladas), puede perforar un barreno limpio de 55 pies
(16,8 m) en un single pass. La perforación Single Pass aumenta la eficiencia de la
perforación hasta 25% cuando se perfora en material blando.
Tm Tonelaje nominal
Tasa de excavación ( )= (3.2)
h Tiempo de carguio
58
y el tiempo de carguío aproximadamente 2.6 minutos en las palas Hitachi y 5.4
minutos en las excavadoras, obtenemos el siguiente resultado:
Tm 234 tm 60min Tm
Dig rate pala ( )= ∗ = 5014 (3.3)
h 2.8 min 1h h
Tm 234 tm 60min Tm
Dig rate Excavadora ( )= ∗ = 2421 (3.4)
h 5.8 min 1h h
Esta data se almacena gracias al sistema dispatch lo que nos permite hacer un
análisis en cada polígono disparado.
Las mallas de perforación son diseñadas por el equipo de Diseño P&V, que utilizan
parámetros geológicos y geotécnicos para determinar el tipo de material, y asignar
el burden, espaciamiento, sobre perforación para cada malla y sus respectivos
taladros. Toda la información de diseño es registrada para poder evaluar y realizar
mejoras posteriores en el área.
59
Figura 25. Descripción de los tipos de diseño de taladros para voladura (Reporte Interno Perforación y Voladura MYSRL, 2016).
60
3.3.5 Factor de carga
VP
Ip = (3.5)
E ∗ Nr
D2
Donde
61
Tabla 13. Factor de Carga según López Jimeno, 1986.
Alteración Tipo de Vp E Nr Ip CE kg/m CE kg/Tn
Terreno
Propilítico Medio 49 50 95 1.16 0.64 0.27
Sílice Clay Suave 81 30 105 2.90 0.24 0.12
Sílice Alunita Medio 49 50 95 1.16 0.64 0.29
Sílice Masiva Medio 49 50 95 1.16 0.64 0.30
Sílice Granular Medio 49 50 95 1.16 0.64 0.34
Fuente: Área de Perforación y Voladura, (2017).
De acuerdo con Lilly (1986) índice de volabilidad se define como la facilidad con la
que un macizo rocoso puede ser excavado mediante el uso de explosivos. Sin
embargo, en marzo del 2006, la empresa ASP Blastronic presenta un nuevo criterio
para calcular el índice de Volabilidad, el cual lo hace en función de la Velocidad de
penetración, mineralización, RQD, Litología y densidad de roca.
Este criterio es el que usaremos para el calculo del factor de carga de esta
investigacion.
62
Tabla 14. Calificación de parámetros geomecánicos para determinar el índice de volabilidad y el factor de carga.
Caracterización para voladura por Argílica Sílice granular Argílico avanzado Propilítico Sílice masiva
alteración
1 Influencia de la Rango Clase 10 20 30 40 50
Dureza
Rango de >75 10 En este tipo de En este tipo de En este tipo de En este tipo de En este tipo de
penetración 44 a 75 20 material se presenta material se presenta material se presenta material se presenta material se presenta
RP (m/h) 24 a 45 30 un avance de 81 un avance de 49 un avance de 49 un avance de 49 un avance de 49
18 a 25 40 m/h m/h m/h m/h m/h
0 a 18 50
2 Mineralización Rango Clase 50 50 50 50 50
1.Estéril 30 La mineralización es La mineralización es La mineralización La mineralización es La mineralización es
2.Mineral 50 de tipo diseminado de tipo diseminado es de tipo de tipo diseminado de tipo diseminado
diseminado
3 Influencia de Rango Clase 10 10 10 20 20
fracturamiento
(RQD)
Influencia del 0-15 10 Este tipo de material Este tipo de material Este tipo de Este tipo de material Este tipo de material
fracturamiento 15-30 20 es muy fracturado es muy fracturado material es presenta presenta
RQD 30-45 30 RQD= 3.09 RQD= 1.80 fracturado fracturamiento fracturamiento
45-60 40 RQD= 12.00 variable variable
>60 50 RQD= 16.67 RQD= 19.26
4 Litología Rango Clase 30 30 30 30 30
1. M. Aluvial 10 Este tipo de material Este tipo de material Este tipo de Este tipo de material Este tipo de material
2.Sedimento 20 está presente en está presente en material está está presente en está presente en
3.UA 30 diferentes litologías diferentes litologías presente en diferentes litologías diferentes litologías
4.Brechas 40 diferentes litologías
5.LA 50
5 Influencia de -0.5 -3.75 5 9.25 3.25
peso específico
SGI = 25 SG – 2.13 3.25 Este tipo de material Este tipo de material Este tipo de Este tipo de material Este tipo de material
50 1.85 -3.75 tiene una densidad tiene una densidad material tiene una tiene una densidad tiene una densidad
SG = Peso 2.2 5 promedio de 1.98 promedio de 1.85 densidad promedio promedio de 2.37 promedio de 2.13
específico en 1.98 -0.5 gr/cc gr/cc de 2.2 gr/cc gr/cc gr/cc
(ton/m3) 2.37 9.25
Índice de Volabilidad 49.75 53.13 57.50 64.68 61.63
Factor de Energía (Kj/ton) = 0.015 x BI 0.75 0.80 0.86 0.97 0.92
Factor de potencia (kg/ton) = 0.004 x BI 0.20 0.21 0.23 0.26 0.25
63
3.3.6 Diseño de voladura
Características:
• Prilles esféricos
• Densidad 0.98 gr/cc.
• Humedad 0.5% (máximo)
64
MEZCLA EXPLOSIVA QUANTEX 70/30
1.2
1.15 1.149
DENSIDAD FINAL (GR/CC)
1.128
1.112
1.1
1.05 1.054
0.95
0.35% 0.40% 0.45% 0.50% 0.55% 0.60% 0.65% 0.70%
PORCENTAJE DE NITRITO DE SODIO
Para el cálculo del taco usamos la teoría de Chiapetta quien propuso esta teoría
para encontrar el taco óptimo para controlar el flyrock
65
ENERGÍA INCONTROLABLE EXCESIVO EYECCIÓN DE ROCAS
MÁXIMO RUIDO Y ONDA AÉREA EXCELENTE FRAGMENTACIÓN
BUENOS CRÁTERES NO HAY SOBREROTURAS INSIGNIFICANTE RUIDO Y EYECCIÓN DE ROCAS
BUENA FRAGMENTACIÓN MODERADA PARA FRAGMENTACIÓN, ONDA
VIBRACIÓN/ONDA AÉREA MATERIAL SUELTO
MÁXIMA PILA AÉREA Y CONTROL DE EYECCIÓN
DE ROCAS
PILA REDUCIDA EYECCIÓN DE ROCAS Y
POBRE FRAGMENTACIÓN
PEQUEÑOS EFECTOS EN
SUPERFICIE
INSIGNIFICANTE
EFECTOSEN SUPERFICIE
ZONA
SIN
ROTURA
Figura 28. Profundidad de entierro escalada SD (Chiappetta et al., 1983). Asistencia técnica EXSA SA. (Reporte Interno MYSRL, 2017)
66
1
3
ρ 3 Φ
Taco óptimo = (SD ∗ (Φ ∗ ) )−( ) (3.7)
127500 200
Donde:
1
1.10 3 270
Taco óptimo = (1.20 ∗ (2703 ∗ ) )−( ) = 5.30 m (3.8)
127500 200
1
1.10 3 270
Taco óptimo = (1.40 ∗ (2703 ∗ ) )−( ) = 6.40 m (3.9)
127500 200
1
1.10 3 270
Taco óptimo = (1.80 ∗ (2703 ∗ ) )−( ) = 8.60 m (3.10)
127500 200
67
Tabla 15. Parámetros de explosivo.
Tiempo ME QUANTEX 70/30
% Nitrito de Sodio 0.60% 0.50% 0.45% 0.40%
Inicial 1.35 1.35 1.35 1.35
A 5 minutos 1.17 1.215 1.249 1.259
A 10 minutos 1.111 1.162 1.19 1.203
A 15 minutos 1.075 1.129 1.151 1.169
A 20 minutos 1.054 1.112 1.128 1.149
Esponjamiento (m/metro lineal). 0.28 0.21 0.20 0.17
VOD 5100-5300 5200-5400 5400-5500 5500-5600
Kilos de explosivo por metro Carga lineal inicial (Kilos/mt)
lineal:
Kg/m = ρ explosivo x Ø2 x 0.507 Diametro ME Q ME Q EM Q
70/30 80/20 100 %
Ø = diámetro taladro en pulg. 5 17.1 17.1 16.7
7 7/8 42.4 42.4 41.5
9 7/8 66.7 66.7 65.3
metros de explosivo 1m
= 283.36 kg ∗ = 3.7 m (3.14)
taladro 77.3 kg
68
Metros de carga para taladros de 1° y 2° producción
metros de explosivo 1m
= 164.45 kg ∗ 77.3 kg = 2.1 m (3.15)
taladro
metros de explosivo 1m
= 57.75 kg ∗ = 0.75 m (3.16)
taladro 77.3 kg
Pero debemos tener en cuenta el esponjamiento para una densidad de 1.10 gr/cc
hay 23 cm de esponjamiento por metro de carga. Entonces calculamos los metros
de carga final.
69
Figura 29. Descripción para el carguío de taladros.
Figura 30. Componentes del sistema DigiShot. (Reporte Interno Perforación y Voladura
MYSRL, 2016).
70
El segundo disparo se realizó en una alteración argílica. El factor de carga para un
material argílico calculado es de 0.20 kg/tn. Por lo tanto, el carguío de taladros
queda de la siguiente manera.
3.3.7 Voladura
Se registran todos los detalles, como la posición de los taladros, las profundidades
de los taladros, la naturaleza y el estado de los taladros, el tipo y la cantidad de
explosivos, el sistema de iniciación, la secuencia y los tiempos de retardo. El
procedimiento a seguir en campo esta con estándares de seguridad y producción
tabla 16.
71
Tabla 16. Procedimiento a seguir en campo para el carguío de taladros.
Carguío tapado de taladros
Medición de taladros
Primado de taladros
Detonador eléctrico
Carguío y tapado de taladros Detonador pirotécnico
Carguío de taladros
Sistema vaciable
Sistema de bombeo
Tapado de taladros
Malla de detonadores electrónicos
Asignación de tiempos
Asignación de ubicación
Amarre de taladros
Ubicación de vigías
Detonación
Amarre de mallas
Malla de detonación pirotécnica
Distribución de retados de superficie
Amarre secuencial
Re chequeo de amarre
Ubicación de vigías
Detonación
Fuente. Asistencia técnica EXSA SA. Reporte Interno Perforación y Voladura MYSRL,
(2017).
72
Tabla 17. Reporte de las voladuras en el Proyecto Quecher Main.
Reporte de las voladuras en el Proyecto Quecher Main
Parámetros de perforación Parámetros de diseño de voladura Monitoreo post voladura
Altura Cantidad Factor
Sobre Φ Cantidad MEQ73 Densidad MEQ73 Longitud Longitud Densidad Dig
Fecha Mina Nivel Malla de B S de Esponjamiento de P80 Esponjamiento
perforación Taladro de Alteración Inicial lineal Final Final Inicial de roca Amarre Fly rock Rate Polígono
banco (m) (m) Explosivo (cm/m) carga (’’) (cm/m)
(m) (’’) taladros (g/cc) (Kg/m) (g/cc) (m) (m) (ton/m3) (tn/h)
(m) (Kg) (Kg/ton)
PROD
14/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 59 SA 1.35 77.3 294 1.09 23 4.68 3.80 2.1 0.25 Pirotécnico
7.0X8.0
PROD
QM4020C10
14/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 5 6.5 31 SA 1.35 77.3 170 1.09 23 2.71 2.20 2.1 0.25 Pirotécnico 13.5 Controlado 3 2134
2/D
5.0X6.5
PROD
14/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 3.5 5 42 SA 1.35 77.3 58 1.09 23 0.90 0.75 2.1 0.15 Pirotécnico
3.5X5.0
PROD
15/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 45 SC 1.35 77.3 248 1.11 23 3.95 3.21 2 0.21 Pirotécnico
7.0X8.0
PROD
No QM4020C10
15/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 5 6.5 24 SC 1.35 77.3 144 1.11 23 2.29 1.86 2 0.21 Pirotécnico 4.4 3.5 2757
Controlado 3/A
5.0X6.5
PROD
15/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 3.5 5 32 SC 1.35 77.3 58 1.11 23 0.90 0.75 2 0.15 Pirotécnico
3.5X5.0
PROD
QM4020C10
21/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 49 SA 1.35 77.3 283 1.08 23 4.50 3.70 2 0.23 Pirotécnico 4.2 Controlado 3 2540
6/D
7.0X8.0
PROD
26/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 67 SM 1.35 77.3 212 1.09 23 3.37 2.74 2.1 0.18 Pirotécnico
7.0X8.0
PROD
No QM4020C10
26/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 5 6.5 45 SM 1.35 77.3 124 1.09 23 1.97 1.60 2.1 0.18 Pirotécnico 7.2 2.5 2479
Controlado 3/B
5.0X6.5
PROD
26/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 3.5 5 25 SM 1.35 77.3 58 1.09 23 0.90 0.75 2.1 0.15 Pirotécnico
3.5X5.0
PROD
27/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 70 SA 1.35 77.3 283 1.1 23 4.50 3.70 2 0.23 Electrónico
7.0X8.0
PROD
Muy QM4020C10
27/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 5 6.5 43 SA 1.35 77.3 165 1.1 23 2.50 2.10 2 0.23 Electrónico 7.7 3 5024
Controlado 5/A
5.0X6.5
PROD
27/11/2017 QM 4020 10 5/8 10 0 10 5/8 3.5 5 30 SA 1.35 77.3 58 1.1 23 0.90 0.75 2 0.15 Electrónico
3.5X5.0
PROD
Muy QM4020C10
05/11/2017 QM 4010 10 5/8 10 0 10 5/8 7 8 64 SC 1.35 77.3 225 1.09 23 3.60 2.90 2 0.2 Electrónico 7.5 2.5 5154
Controlado 6/A
7.0X8.0
Fuente. Asistencia técnica EXSA SA. Reporte Interno Perforación y Voladura MYSRL, (2017).
La tabla 17 está resumiendo los datos para realizar las evaluaciones bajo un enfoque sistemático, que compara en base a los datos actuales de voladura, diferentes diseños e identifica los
indicadores de rendimiento claves como guías para la optimización del proceso de voladura. Se pone énfasis en la granulometria debido a que distintos procesos de tratamiento de especies
mineralógicas requieren de diferentes grados de fragmentación de mineral, para de esa forma extraer el material de valor de la manera más eficiente, es así que la perforación y la voladura es la
primera operación del ciclo minero y sus resultados condicionan en gran medida los rendimientos y los costes de las operaciones subsiguientes, por ello es un proceso clave dentro de la cadena.
73
3.4 PRESENTACIÓN DE RESULTADOS
3.4.1 Relación del factor de carga con las demás variables en voladura.
Desde el punto de vista de optimización de rendimiento, la integración de varios
parámetros que interviene en el proceso de perforación y voladura para el análisis
resulta muy importante; no sólo debe quedar en valores numéricos sino analizar su
correlación entre ellos.
1.5 0.15
1SC 2
SA 3
SG 4
SM P5
Alteraciones Hidrotermales
Densidad (gr/cc) Powder Factor (kg/tn)
Figura 32. Resultados comparativos de Densidad (gr/cc) y Factor de Carga (kg/tn). Pruebas
Quecher Main 2017, Minera Yanacocha.
La relación del factor de carga y la densidad, según la figura 32 vemos que las
rocas de baja densidad se deforman y rompen con facilidad, requiriendo un factor
de carga relativamente bajo, en tanto que las rocas más densas demandan de una
mayor cantidad de energía para lograr una fragmentación satisfactoria, así como
un buen desplazamiento y esponjamiento del material volado.
74
UCS vs Factor de carga
50 0.3
45 46
0.26
30 29
25 26.8
20
18.3 0.1
15
10
5
0 0
1
SC 2
SA 3
SG 4
SM P5
Alteraciones Hidrotermales
UCS Powder Factor (kg/tn)
Figura 33. Resultados comparativos de Factor de Carga (kg/tn) y UCS (MPa). Pruebas
Quecher Main 2017, Minera Yanacocha.
0.23
P-80 (pulg)
0.25
10 0.21 0.22
7.2
0.18
5 4.4 4.2 0.16
0 0.1
1 2 3 4
Pruebas
Figura 34. Resultados comparativos de Factor de Carga (kg/tn) y P80 (pulg). Pruebas
Quecher Main, noviembre 2017, Minera Yanacocha.
75
Otro parámetro fundamental es controlar el grado de fragmentación de la roca
después de la voladura, sobre todo en zona de mineral donde se requiere un
porcentaje de granulometría adecuada. Los datos tomados muestran (figura 34)
una relación directa entre ambos parámetros, pero debemos tener cuidado con las
sobre roturas de taludes en zonas críticas.
P-80 (pulg)
2000 10
2134 7.2
1000 5
4.4 4.2
0 0
1 2 3 4
Pruebas
Figura 35. Velocidad de Excavación (Dig Rate) y P-80 (pulg). Pruebas Quecher Main,
noviembre 2017, Minera Yanacocha.
76
Factor de carguio (tn) vs P-80 (pulg)
236 13.5 15
234
Factor de carguio (tn)
P-80 (pulg)
234 235 234 7.2 10
232
4.4 4.2 5
230
228 229 0
1 2 3 4
Prueba
Figura 36. Factor de carguío (tn) y P-80 (pulg). Pruebas Quecher Main, noviembre 2017,
Minera Yanacocha.
Throughput vs P-80
860 100
850
840 87 88
Throughput (tn/h)
76 80
820
P-80 (mm)
68.4
800 60
47
780 781 47
760 759 40
740 735
726 20
720 714
700 0
0 1 2 3 4 5 6 7
Pruebas
Figura 37. Evolución histórica del Throughput de Chancadora Primaria y sus respectivos
P80 (Poma, 2012).
77
En la figura 37 se observa que la granulometría influye en el rendimiento de la
chancadora (throughput) ya que, a mayor dímetro de material a procesar conlleva
mayor consumo de energía y tiempo.
10
P-80 (pulg)
0
35 40 45 50 55 60 65
Recuperación metalúrgica (%)
78
CAPÍTULO IV
ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE RESULTADOS
79
Para el cálculo de un factor de carga mediante parámetros geomecánicos según
Lilly 1986, cuyo criterio fue modificado por la empresa APS Blastronic en el año
2006 donde se usó parámetros como el RQD, litología y la densidad de las
alteraciones hidrotermales.
80
Tabla 20. Objetivos de Perforación y Voladura para el segundo semestre del año 2017 .
Noviembre
Setiembre
Diciembre
Octubre
Agosto
TARGET /MES
Junio
Julio
Factor de carga LQ SUR GRAVAS
0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28
(Kg/Ton)
Factor de carga TO LAYBACK (Kg/Ton) 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27
Factor de carga YA PINOS (Kg/Ton) 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27
Factor de carga YA LAYBACK (Kg/Ton) 0.30 0.30 0.30 0.30 0.30 0.30 0.30
Factor de carga QM (Kg/Ton) 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27 0.27
Granulometria mineral (Pulg.) 4 4 4 4 4 4 4
Granulometria desmonte (Pulg.) 6 6 6 6 6 6 6
Disponibilidad mecánica 92% 92% 92% 92% 92% 92% 92%
Puede verse en la figura 39 cuando los esfuerzos de voladura aumentan los costos
de carguío y transporte disminuye así el óptimo esfuerzo de voladura es donde los
costos totales (perforación + voladura + carguío + transporte) es el mínimo, pero
toda operación minera engloba otros procesos como el chancado, molienda y
recuperación que representan mayores costos. Los resultados de las operaciones
las voladuras afectan las entradas en los procesos de chancado, molienda,
recuperación y precio final del producto. Pero con un esquema de aproximación
como de la figura 39 no conlleva a la búsqueda de un máximo valor por tonelada
81
sino a un costo mínimo por tonelada en la mina, lo que no necesariamente es el
óptimo. Por lo que el factor óptimo se puede obtener analizando los procesos aguas
abajo (Chancado primario, SAG Mill, Lixiviación), el Botadero y el presupuesto.
82
4.3. CONTRASTACIÓN DE LA HIPÓTESIS
83
CAPÍTULO V
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1 CONCLUSIONES
El factor de carga tiene influencia en los demás parámetros de voladura como los
geométricos: burden, espaciamiento y sobreperforación; tipos de carga: ANFO y
Emulsión e iniciación pirotécnica y electrónica.
84
5.2 RECOMENDACIONES
85
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
Ash, R.L., 1973. The influence of geological discontinuities on rock blasting. Ph. D.
Thesis, University of Minnesota, United States. 282 p.
Atlas Powder Company, 1987. Explosives and Rock Blasting, United States.
Berta, G., 1990. Explosives and Engineering Tool, Italesplosivi, Milano. Chicago,
United States.
Chiappetta, R.F., Burchell, S.L., Anderson, D.A., and Reil J.W., 1986. Effect of
precise delay times on blasting productivity, ground vibrations, airblast,
energy consumption and oversize. 12th Conference on Explosives and
Blasting Technique, Atlanta, United States. pp 213-240.
Farje, V.I., 2006. Perforación y voladura en minería a cielo abierto. Tesis para optar
el título de Ingeniero de Minas. Lima Perú. Universidad Nacional Mayor de
San Marcos. 76 p.
Ghose, A.K., 1986. Selection of explosives for surface mining industry. International
Conference, Australia. pp. 493-496.
Hagan, T.N., 1979. The control of lines through improved blast design. Institute of
Mine and Metal, Australia. 271 p.
Hustrulid, W., Kuchta, M., y Martin, R., 2013. Open Pit Mine Planning and Design,
3° Edition, Volume 1, United States. 1027 p.
Konya, C.J., and Walter, E.J., 1990. Surface Blast Design, Prentice-Hall, United
States. 559 p.
86
Langefors, U., and Kihlstrom, B., 1963. The Modem Technique of Rock Blasting,
Wiley, New York, United States. 453 p.
Leighton, J.C., Brawner, C.O., and Stewart, D., 1982. Development of a correlation
between rotary drill performance and controlled blasting powder factors, CIM
Bulletin, Vol 75, United States. pp 67-73
87
ANEXOS
P-01: Ubicación
P-02: Alteraciones Hidrotermales Fase 1
P-03: Alteraciones Hidrotermales Fase 2
P-04: Alteraciones Hidrotermales Fase 3
P-05: Alteraciones Hidrotermales Fase Final
P-06: Investigación geotécnica
6. Autorización
88
1. Alteraciones hidrotermales en Quecher Main
En las siguientes imágenes se pueden observar las características de los
materiales en cada tipo de alteración hidrotermal.
a) b)
c) d)
e) f)
Foto 1. Principales alteraciones hidrotermales presentes en el distrito Minero Yanacocha.
a) Alteración Sílice Granular. b) Alteración Sílice Masiva. c) Alteración Propilítica. d)
Alteración Argílica. e) Alteración Argílico Avanzado. f) Alteración Sílice Vuggy (Reporte
Interno Geología MYSRL, 2016).
89
2. Procedimiento para la prueba UCS (Uniaxial Compressive Strength)
Este ensayo permite determinar en el laboratorio la resistencia a la compresión
simple, σc. Es un ensayo para la clasificación de la roca por su resistencia. En este
ensayo se deben cumplir las siguientes condiciones:
90
Figura 40. Descripción grafica del procedimiento de la prueba UCS (Reporte Interno
Geotecnia MYSRL, 2016).
91
Foto 4. Imagen de la prueba de resistencia a la compresión uniaxial a las muestras de la
sílice masiva (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
92
3. Índice de la calidad de la roca RQD (Rock Quality Index)
Se define como el porcentaje representado por la sumatoria de longitudes de
tramos de núcleos de barrenos de diamante que se recuperan en longitudes
enteras mayores e iguales a 100 mm, dividida entre la longitud total barrenada.
Figura 41. Ejemplo práctico de calcular el RQD (Deere, 1968) (Reporte Interno Geotecnia
MYSRL, 2016).
Figura 42. RQD para alteración propilítica, 03 muestras analizadas con un promedio de
16.67% (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
93
Figura 43. RQD para alteración Sílica Granular, 171 muestras analizadas con un promedio
de 1.88% (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
Figura 44. RQD para alteración Sílice Masiva, 839 muestras analizadas con un promedio
de 19.26% (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
Figura 45. RQD para alteración Argílica, 178 muestras analizadas con un promedio de
3.09% (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
94
Figura 46. RQD para alteración Sílice Alunita, 306 muestras analizadas con un promedio
de 12.00% (Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
Foto 7. Caja de logueo conteniendo las muestras entre los 32.00 y 35.00 m de profundidad
(Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
Foto 8. Caja de logueo conteniendo las muestras entre los 78.10 y 81.00 m de profundidad
(Reporte Interno Geotecnia MYSRL, 2016).
95
4. Álbum de fotografías de las pruebas en campo
• PRUEBA N°1.
QM 4020
PRODUCCIÓN
VOLADURA
ELECTRÓNICA
ALTERACIÓN:
ARGÍLICA AVANZADA
a)
b)
Figura 47. Proyecto a disparar. a) Plano de ubicación y descripción del proyecto a disparar.
b) Vista en campo del proyecto a disparar.
96
Figura 48. Diseño de tiempos para el proyecto. El sistema de iniciación es el electrónico DighiShot tiempo entre filas: 180 ms, tiempo entre
taladros: 3 ms y tiempo en procedimiento 123 y 125 ms.
97
a) b) c)
Foto 9. Proceso de carguío de taladros en campo. a) Primado (booster, detonador
electrónico y pirotécnico). b) Control de la densidad de la mezcla explosiva en campo. c)
Carguío de la mezcla explosiva y control de la carga lineal (winchado).
Foto 10. Proceso del disparo. El análisis del video del disparo es importante para el control
en voladura de rocas; nos permite identificar posibles tiros quedados, eyección de rocas y
presencia de humos nitrosos (humos naranjas (NO 2,3)) por un inadecuado balance de
oxígeno en la mezcla explosiva. Inicio de la detonación.
98
Foto 11. Proceso del disparo. El análisis del video del disparo es importante para el control
en voladura de rocas; nos permite identificar posibles tiros quedados, eyección de rocas y
presencia de humos nitrosos (humos naranjas (NO 2,3)) por un inadecuado balance de
oxígeno en la mezcla explosiva. Fin de la detonación. No se observa presencia de flyrock
ni humos tóxicos.
99
Figura 49. Granulometría post voladura, prueba realizada 27/11/2017. El análisis de la
granulometría mediante el software WipFrag 2.6 muestra un p80 de 7.7 pulgadas y un
índice de uniformidad de 1,74, lo que nos indica el material es moderadamente
homogéneo.
Esponjamiento
Linea de pre-corte
100
• PRUEBA N°2.
Figura 50. Diseño de tiempos. El sistema de iniciación es el electrónico DighiShot tiempo entre filas: 180 ms, tiempo entre taladros: 3 ms y
tiempo en procedimiento 123 y 125 ms.
101
a)
b)
Foto 14. Proceso del disparo. a) inicio de la detonación. b) fin de la detonación. El video
muestra insignificante eyección de rocas (flyrock), también no se observa presencia de
humos naranjas lo que nos indica que las calibraciones de los camiones cargadores de
explosivo están actualizadas.
102
Foto 15. Esponjamiento post voladura. En la imagen se muestra buen esponjamiento del
material.
a)
b)
Foto 16. Fotografías para el análisis granulométrico. Diámetro de las esferas es 9.8
pulgadas. Las fotos a) y b) muestra la granulometría del material volado.
103
P80: 7.5”
104
Foto 17. Granulometría post voladura prueba realizada 14/11/2017. Diámetro de las
esferas es 9.8 pulgadas. Se observa grandes bloques de roca.
105
Foto 18. Granulometría post voladura prueba realizada 15/11/2017. Diámetro de las
esferas es 9.8 pulgadas. Se observa pequeños bloques de roca y presencia de
zonas con material fino.
106
Foto 19. Granulometría post voladura prueba realizada 21/11/2017. Diámetro de las
esferas es 9.8 pulgadas. Se observa pequeños bloques de roca.
107
Foto 20. Granulometría post voladura prueba realizada 26/11/2017. Diámetro de las
esferas es 9.8 pulgadas. Se observa medianos bloques de roca.
108
Tabla 21. Reporte de carguío en el Proyecto Quecher Main.
Dig Rate Turno Camión Shovelsize Polígono Flota Tonelaje Cargador Carga Destino Descarga
camión
2167.760059 A HT115 15 QM4020C102/D Cat 793C 230.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2360.769293 A HT133 15 QM4020C102/D Cat 793C 229.5 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2432.727368 A HT113 15 QM4020C102/D Cat 793C 227.14 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2077.128767 A HT152 15 QM4020C102/D Cat 793C 230.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2060.326147 A HT152 15 QM4020C102/D Cat 793C 228.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2139.418669 A HT105 15 QM4020C102/D Cat 793C 229.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2237.493097 A HT142 15 QM4020C102/D Cat 793C 227.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2092.668384 A HT121 15 QM4020C102/D Cat 793C 230.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
1860.665237 A HT138 15 QM4020C102/D Cat 793C 228.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
1911.526246 A HT110 15 QM4020C102/D Cat 793C 227.5 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2873.846234 A HT120 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.8 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2542.909157 A HT143 15 QM4020C103/D Cat 793C 235.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2664.000007 A HT137 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.1 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2797.600063 A HT136 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.8 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2806.555257 A HT147 15 QM4020C103/D Cat 793C 235.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2746.189315 A HT110 15 QM4020C103/D Cat 793C 233.5 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2664.000007 A HT123 15 QM4020C103/D Cat 793C 235.1 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
109
Dig Rate Turno Camión Shovelsize Polígono Flota Tonelaje Cargador Carga Destino Descarga
camión
2797.600063 A HT146 15 QM4020C103/D Cat 793C 236.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2936.555257 A HT128 15 QM4020C103/D Cat 793C 235.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2346.189315 B HT119 15 QM4020C106/D Cat 793C 234.639 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2864.027379 B HT133 15 QM4020C106/D Cat 793C 233.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2697.200073 B HT109 15 QM4020C106/D Cat 793C 230.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2551.344334 B HT110 15 QM4020C106/D Cat 793C 234.14 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2236.236372 B HT120 15 QM4020C106/D Cat 793C 235.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2348.359985 B HT128 15 QM4020C106/D Cat 793C 234 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2428.352112 B HT136 15 QM4020C106/D Cat 793C 234.8 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2581.92811 B HT107 15 QM4020C106/D Cat 793C 235.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2806.285211 B HT105 15 QM4020C106/D Cat 793C 234.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2301.81427 B HT128 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.639 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2262.312888 B HT124 15 QM4020C103/D Cat 793C 233.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2184.229837 B HT141 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2657.884651 A HT152 15 QM4020C103/D Cat 793C 233.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2694.084869 A HT146 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.335 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2558.779014 A HT133 15 QM4020C103/D Cat 793C 234.639 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
2802.208677 A HT122 15 QM4020C103/D Cat 793C 232.739 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
110
Dig Rate Turno Camión Shovelsize Polígono Flota Tonelaje Cargador Carga Destino Descarga
camión
2371.436222 A HT107 15 QM4020C103/D Cat 793C 233.729 Hit 2500 QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
MAIN
4740.448189 A HT141 29 QM4020C105/D Cat 793C 234 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5246.274516 A HT152 29 QM4020C105/D Cat 793C 234.639 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4723.823975 A HT128 29 QM4020C105/D Cat 793C 235.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5602.050914 A HT146 29 QM4020C105/D Cat 793C 234.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5295.50793 A HT150 29 QM4020C105/D Cat 793C 234 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5102.919132 A HT119 29 QM4020C105/D Cat 793C 234.639 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4760.093125 A HT122 29 QM4020C105/D Cat 793C 233.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4879.232148 A HT154 29 QM4020C105/D Cat 793C 234 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4709.281055 A HT119 29 QM4020C105/D Cat 793C 234.639 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5189.238959 A HT150 29 QM4020C105/D Cat 793C 234.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5225.568633 A HT122 29 QM4020C106/D Cat 793C 235.5 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5293.841577 A HT150 29 QM4020C106/D Cat 793C 234 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4951.470947 A HT119 29 QM4020C106/D Cat 793C 234.639 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
4772.59392 A HT123 29 QM4020C106/D Cat 793C 233.5 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5293.841577 A HT117 29 QM4020C106/D Cat 793C 234 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5063.810512 A HT119 29 QM4020C106/D Cat 793C 234.739 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5149.853312 A HT129 29 QM4020C106/D Cat 793C 234.639 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
111
Dig Rate Turno Camión Shovelsize Polígono Flota Tonelaje Cargador Carga Destino Descarga
camión
5214.3891 A HT128 29 QM4020C106/D Cat 793C 233.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5304.990158 A HT117 29 QM4020C106/D Cat 793C 234.739 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5262.206821 A HT119 29 QM4020C106/D Cat 793C 234.74 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
5170.775495 A HT129 29 QM4020C106/D Cat 793C 235.729 Hit 5500- QUECHER Botadero CHAQUICOCHA
EX MAIN
Fuente: Reporte Interno Operaciones Mina MYSRL, (2017).
La tabla 21 muestra los rendimientos de carguío y acarreo en los polígonos de pruebas. Cabe mencionar que este valor depende
directamente de la densidad y cohesión del material, calidad de la voladura, habilidad del operador, entre otros factores que
afectan el dig rate de los equipos.
112
LIMA
LEYENDA:
LEYENDA:
LEYENDA:
LEYENDA:
LEYENDA:
CHQ3PZ-01
QCMYBH13-02
QMXXPZ-XX49
CHQ3PZ-02
QMXXPZ-XX22
QCMYBH13-01
QMXXPZ-XX31
QMXXPZ-XX26