Implementación de un Modelo Integral de Voladura

para optimizar los procesos de ingeniería de la

voladura de rocas en galerías de sección de 4x4 m
en Compañía Minera Santa Luisa, Unidad Huanzalá

Item Type info:eu-repo/semantics/bachelorThesis

Authors Caballero Zavala, Erick Emanuel; Calixto Sotelo, Rosa

Publisher Universidad Peruana de Ciencias Aplicadas (UPC)

Rights info:eu-repo/semantics/openAccess; Attribution-

NonCommercial-ShareAlike 4.0 International

Download date 14/11/2022 20:05:57

Item License http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0/

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 UNIVERSIDAD PERUANA DE CIENCIAS APLICADAS

FACULTAD DE INGENIERÍA

PROGRAMA ACADÉMICO DE INGENIERÍA DE GESTIÓN

MINERA

“Implementación de un Modelo Integral de Voladura para optimizar

los procesos de ingeniería de la voladura de rocas en galerías de

sección de 4x4 m en Compañía Minera Santa Luisa, Unidad Huanzalá”

TESIS

Para optar por el título profesional de Ingeniero de Gestión Minera

AUTOR(ES)

Caballero Zavala, Erick Emanuel (0000-0003-2864-7781)

Calixto Sotelo, Rosa (0000-0001-5822-4398)

ASESOR

Pehovaz Álvarez, Humberto Iván (0000-0003-2407-0751)

Lima, 21 de marzo de 2022.

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DEDICATORIA

A nuestros padres, por su apoyo incondicional en nuestra carrera universitaria y

profesional. A nuestros profesores, por sus consejos y motivación para realizar este
trabajo de investigación. A nuestros compañeros de clase, por su amistad sincera y
momentos juntos que jamás olvidaremos. Gracias a todos.

Erick y Rosa.

I
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AGRADECIMIENTOS

En primer lugar, agradecemos a Dios por habernos permitido llegar hasta este punto de
nuestra carrera. Asimismo, a nuestros profesores por la formación académica y personal. Por
otro lado, agradecemos a la Compañía Minera Santa Luisa por hacer posible la
implementación del Modelo Integral de Voladura. Asimismo, al Ing. Iván Pehovaz, por
ayudarnos en el desarrollo de esta investigación. Por último, a nuestras familias por el apoyo
incondicional en la culminación de esta etapa vivida.

II
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.
RESUMEN

La presente investigación plantea la implementación de un Modelo Integral de

Voladura para optimizar los procesos de voladura en unidades mineras subterráneas. Este
modelo consta de seis pasos. En primer lugar, proceso de recopilación de información, el
cual registra datos del macizo rocoso, reportes de voladura y fragmentación. Segundo,
criterios termodinámicos, para la selección de explosivos. Tercero, algoritmos de Roger
Holmberg y Peter Calder, para el diseño de malla de perforación y voladura controlada,
respectivamente. Cuarto, utilización del programa de simulación de voladura JkSimblast, en
el cual se simulará la malla de perforación obtenida. Quinto, pruebas de campo, en las cuales,
se utilizará la simulación obtenida en el paso anterior y será implementada en terreno. Por
último, la evaluación estadística del modelo mediante el coeficiente Alfa de Cronbach, el
cual, medirá la fiabilidad de los cinco procesos, mediante la correlación de los pasos
descritos.
Este modelo se verificó en Compañía Minera Santa Luisa, Unidad Huanzalá, con los
siguientes resultados: se redujo de 14 a 7 % los niveles de sobrerotura; con respecto a la
fragmentación, se disminuyó el P80 a 7.71 pulgadas. El indicador de daño por voladura (BDI)
disminuyó de 1.03 a 0.87. Asimismo, el factor de carga y el factor de potencia disminuyeron
en 24% y 43.18 %, respectivamente. Por último, los costos de excavación se redujeron de $
399.49 a $ 374.15 por metro de avance.
Palabras clave: Modelo Integral de Voladura, vibraciones, Holmberg, explosivo,
simulaciones.

III
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ABSTRACT

This research proposes the application of a Comprehensive Blasting Model to

optimize blasting processes in underground mining units. This model consists of six steps.
Firstly, the information gathering process, which records rock mass data, reports of blasting,
fragmentation, etc.; second, thermodynamic criteria, for the selection of explosives. Third,
algorithms of Roger Holmberg and Peter Calder, for the design of controlled drilling and
blasting mesh, respectively; fourth, use of the JkSimblast blasting simulation program, in
which the obtained perforation mesh will be simulated. Fifth, field tests, in which the
simulation obtained in the previous step will be used and will be implemented in the field.
Finally, the statistical evaluation of our model using Cronbach's Alpha coefficient, which
will measure the reliability of the five processes, through the correlation of the steps
described.

This model was verified in the Santa Luisa Mining Company, Huanzalá Unit, with
the following results: the levels of overbreaking were reduced from 14 to 7%; regarding
fragmentation, the P80 was decreased to 7.71 inches. The blast damage indicator (BDI)
decreased in value from 1.03 to 0.87. Also, the load factor and power factor decreased by
24% and 43.18%, respectively. Lastly, excavation costs were reduced from $399.49 to
$374.15 per meter of advance.

Keywords: Integral Blasting Model, vibrations, Holmberg, explosive, simulations.

IV
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ÍNDICE DE CONTENIDO

INTRODUCCIÓN ................................................................................................................ 1

CAPÍTULO I ……………………………………………………………………………….4

1. IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA, FUNDAMENTACIÓN Y

JUSTIFICACIÓN ................................................................................................................. 4

1.1. IDENTIFICACIÓN Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.................................. 4

1.2. FUNDAMENTACIÓN .................................................................................................. 6

1.3. JUSTIFICACIÓN .......................................................................................................... 7

1.3.1. Justificación teórica ...................................................................................................... 7

1.3.2. Justificación metodológica ........................................................................................... 9

1.3.3. Justificación práctica .................................................................................................... 9

1.4. OBJETIVOS ................................................................................................................ 10

1.4.1. Objetivo general.......................................................................................................... 10

1.4.2. Objetivos específicos .................................................................................................. 10

1.5. HIPÓTESIS .................................................................................................................. 10

1.5.1. Variable independiente ............................................................................................... 11

1.5.2. Variable dependiente .................................................................................................. 11

1.6. INDICADORES DE LOGRO DE OBJETIVOS ...................................................... 11

CAPÍTULO II ..................................................................................................................... 12

2. ESTADO DE ARTE Y MARCO TEÓRICO ............................................................... 12

2.1. ESTADO DE ARTE .................................................................................................... 12

2.2. MARCO TEÓRICO .................................................................................................... 24

2.2.1. Conceptos generales.................................................................................................. 24

2.2.1.1. Modelo integral ........................................................................................................ 24

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2.2.2. Conceptos geológicos ................................................................................................ 25

2.2.2.1. Definición de yacimiento mineral ........................................................................... 25

2.2.2.2. Caracterización del macizo rocoso .......................................................................... 25

2.2.3. Perforación ................................................................................................................ 27

2.2.3.1. Tipos de perforación ................................................................................................ 27

2.2.3.2. Malla de perforación ................................................................................................ 27

2.2.4. Voladura .................................................................................................................... 30

2.2.4.1. Voladura Controlada ................................................................................................ 31

2.2.4.2. Explosivos ............................................................................................................... 32

2.2.4.3. Definición de Velocidad de Detonación (VOD) ..................................................... 33

2.2.5. Vibraciones ................................................................................................................ 34

2.2.5.1. Definición de vibraciones ........................................................................................ 34

2.2.5.2. Características del movimiento ondulatorio ............................................................ 34

2.2.5.3. Ondas vibratorias ..................................................................................................... 35

2.2.5.4. Propiedades de las ondas ......................................................................................... 36

2.2.5.5. Predicción del nivel de vibraciones en el terreno .................................................... 36

2.2.5.6. Criterio de daño ....................................................................................................... 37

2.2.1. Normativa del control de vibraciones ..................................................................... 40

2.3 MARCO LEGAL .......................................................................................................... 41

CAPÍTULO III ................................................................................................................... 44

3. DISEÑO Y DESARROLLO DE LA PROPUESTA .................................................... 44

3.1. ÁREA DE ESTUDIO .................................................................................................. 44

3.1.1. Ubicación ................................................................................................................... 44

3.1.2. Acceso………............................................................................................................. 46

VI
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3.1.3. Geología regional ...................................................................................................... 46

3.1.3.1. Plegamiento andino ................................................................................................. 46

3.1.3.2. Estructuras principales ............................................................................................. 46

3.1.4. Geología local ............................................................................................................ 49

3.1.4.1. Formación Chimu (Valanginiano inferior y medio) ................................................ 49

3.1.4.2. Formación Santa (Valanginiano medio a superior) ................................................. 50

3.1.4.3. Formación Carhuaz (Hauteriviano – Barreniano, Aptiano)………… .................... 50

3.1.5. Clima y relieve........................................................................................................... 51

3.1.5.1. Clima ……………………………………………………………………………...51

3.1.5.2. Relieve ..................................................................................................................... 51

3.2. ÁREA DE INVESTIGACIÓN.................................................................................... 52

3.2.1. Materiales y Componentes ....................................................................................... 52

3.3. METODOLOGÍA ........................................................................................................ 57

3.3.1. Diseñar la propuesta de solución............................................................................. 58

3.3.2. Definir el área sobre la cual se basa su investigación ............................................ 60

3.3.3. Recopilar y analizar información ............................................................................ 60

3.3.4. Diseño de malla y explosivo ..................................................................................... 68

3.3.4.1. Selección de explosivo ............................................................................................ 68

3.3.4.2. Diseño de malla de perforación ............................................................................... 70

3.3.4.3. Voladura controlada................................................................................................. 72

3.3.5. Simulaciones .............................................................................................................. 74

3.3.6. Propuesta de simulación final en campo ................................................................ 77

3.3.7. Análisis de confiabilidad .......................................................................................... 79

3.3.8. Identificar limitaciones sobre la implementación de la propuesta y plantear

contramedidas …………………………………………………………………………….81

VII
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CAPÍTULO IV.................................................................................................................... 82

4. VALIDACIÓN DE LA PROPUESTA .......................................................................... 82

4.1. RESULTADOS ............................................................................................................ 82

4.1.1. Recopilación de información ................................................................................... 82

4.1.1.1. Ensayos de roca intacta y mapeo geomecánico ....................................................... 82

4.1.1.2. Vibraciones .............................................................................................................. 86

4.1.1.3. Ensayos de fragmentación ..................................................................................... 880

4.1.1.4. Reportes de voladura ............................................................................................. 881

4.1.1.5. Análisis estadístico .................................................................................................. 92

4.1.2. Evaluación inicial y selección de explosivos ........................................................... 95

4.1.3.1. Resultados del análisis de los taladros de rimado .................................................... 98

4.1.3.2. Resultados de malla de perforación según el criterio de Roger Holmberg y

colaboradores……. ............................................................................................................. 100

4.1.3.3. Resultados del diseño de voladura controlada con el criterio de Alan Bauer y Peter
Calder................... .............................................................................................................. 103

4.1.3. Resultados de la selección de explosivos ................................................................. 108

4.1.4. Resultados de las simulaciones ................................................................................. 109

4.1.5.1. Antes de los resultados de las simulaciones óptimas............................................. 109

4.1.5.2. Simulaciones de columna de ANFO...................................................................... 115

4.1.5.3. Simulación de malla de energía actual .................................................................. 120

4.1.5.4. Simulaciones con Emulsión ................................................................................... 126

4.1.5.5. Simulación de ANFO con Emulsión ..................................................................... 135

4.1.5.6. Malla de simulación final ...................................................................................... 140

4.1.5.7. Simulación actual vs propuesta ............................................................................. 151

4.1.5.8. Especificaciones técnicas de la propuesta de malla ............................................... 154

VIII
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4.1.5. Resultados de la implementación de la nueva malla de perforación y voladura en
campo…………. ................................................................................................................ 157

4.1.6.1. Pintado de malla y perforación de taladros............................................................ 158

4.1.6.2. Carguío de explosivos............................................................................................ 168

4.1.6.3. Sobrerotura ............................................................................................................ 177

4.1.6.4. Fragmentación ....................................................................................................... 178

4.1.6.5. Vibraciones ............................................................................................................ 179

4.1.6.6. KPI´s de voladura .................................................................................................. 184

4.1.6.7. Comparación de datos históricos antes y después de la implementación del

proyecto……..…………………………………………………………………………….186

4.2. VALIDACIÓN ESTADÍSTICA ............................................................................... 189

CAPÍTULO IV.................................................................................................................. 193

5. DISCUSIÓN, CONCLUSIÓN Y RECOMENDACIONES ...................................... 193

5.1. DISCUSIÓN ............................................................................................................... 193

5.2. CONCLUSIONES ..................................................................................................... 195

5.3. RECOMENDACIONES ........................................................................................... 196

6. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS........................................................................ 198

7. ANEXOS………… ........................................................................................................ 202

IX
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ÍNDICE DE FIGURAS

FIGURA 1 Diagrama de causa y efecto ................................................................................ 5

FIGURA 2 Diagrama de Modelo Integral de Voladura ........................................................ 8
FIGURA 3 Tipos de yacimiento ........................................................................................... 25
FIGURA 4 Muestra de roca intacta ..................................................................................... 26
FIGURA 5 Partes de una malla de perforación .................................................................. 28
FIGURA 6 Detonador eléctrico ........................................................................................... 30
FIGURA 7 Fulminante de retardo ....................................................................................... 31
FIGURA 8 Emulsión ............................................................................................................ 32
FIGURA 9 Máxima energía teórica del ANFO ................................................................... 33
FIGURA 10 Ondas, investigación de terremotos y ondas sísmicas .................................... 35
FIGURA 11 Equipo y accesorios de medición de vibración ............................................... 37
FIGURA 12 Distribución de carga dentro del taladro ........................................................ 38
FIGURA 13 Gráfico de PPV vs Frecuencia ........................................................................ 41
FIGURA 14 Ubicación de la mina ....................................................................................... 45
FIGURA 15 Plano de geología regional ............................................................................. 48
FIGURA 16 Geología local ................................................................................................. 49
FIGURA 17 Fallas presentes en la Unidad Minera Huanzalá ............................................ 51
FIGURA 18 Diagrama de procesos de la Unidad Minera Huanzalá .................................. 52
FIGURA 19 Emulsiones ....................................................................................................... 53
FIGURA 20 Agente de voladura (ANFO) ............................................................................ 53
FIGURA 21 Detonadores no eléctricos tipo fanel ............................................................... 54
FIGURA 22 JKSimblast ....................................................................................................... 55
FIGURA 23 Split Engineering ............................................................................................. 55
FIGURA 24 Sensores de vibración geotécnicos .................................................................. 56
FIGURA 25 Registro de datos del sismógrafo y gráfico de VPP vs Frecuencia................. 56
FIGURA 26 Diagrama del Modelo Integral de Voladura ................................................... 59
FIGURA 27 Imagen del frente de la labor Gal 3300 V-4 .................................................... 60
FIGURA 28 Ensayo de compresión simple uniaxial............................................................ 61
FIGURA 29 Compresión simple .......................................................................................... 62

X
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FIGURA 30 Split Desktop Software empleado para determinar el tamaño de
fragmentación ....................................................................................................................... 66
FIGURA 31 Formato modelo de recopilación de información operacional ....................... 67
FIGURA 32 Isolíneas de energía y carga operante............................................................. 75
FIGURA 33 Escala de criterios de daños según la velocidad pico partícula ..................... 76
FIGURA 34 Ejemplo de propuesta en campo ...................................................................... 77
FIGURA 35 Longitud de carga en los taladros ................................................................... 79
FIGURA 36 Gráfica del Modelo Divine .............................................................................. 87
FIGURA 37 Medición de la roca fragmentada antes de implementar el proyecto de Modelo
Integral de Voladura. ........................................................................................................... 88
FIGURA 38 Tamaño de distribución de fragmentación ...................................................... 89
FIGURA 39 Registro histórico de la altura real vs la altura programada de la labor ....... 92
FIGURA 40 Registro histórico del ancho programado vs ancho real ................................ 93
FIGURA 41 Registro histórico de m3 roto vs factor de carga ............................................ 94
FIGURA 42 Gráfico del primer cuadrante y arranque de la malla de perforación ......... 100
FIGURA 43 Malla de perforación actual vs malla final del proyecto .............................. 107
FIGURA 44 Imágenes de las simulaciones óptimas ha implementar en Minera Santa Luisa
–Huanzalá........................................................................................................................... 113
FIGURA 45 Imágenes de las simulaciones óptimas ha implementar en Minera Santa Luisa
–Huanzalá........................................................................................................................... 114
FIGURA 46 Distribución de energía de la malla actual ................................................... 116
FIGURA 47 Distribución de energía después de la voladura ........................................... 117
FIGURA 48 Distribución de energía después de la voladura al 80%............................... 119
FIGURA 49 Especificaciones técnicas de la malla actual de voladura ............................ 120
FIGURA 50 Distribución de energía antes de aplicar la propuesta ................................. 122
FIGURA 51 Diseño y carguío de la malla actual en el JKSimblast .................................. 123
FIGURA 52 Distribución de energía antes de aplicar la propuesta ................................. 124
FIGURA 53 Generación de caras libres en los taladros ................................................... 126
FIGURA 54 Distribución de la energía de la emulsión, isolíneas, carga operante y
vibraciones ......................................................................................................................... 132
FIGURA 55 Distribución de energía en el corte a 0.4 m de la cara libre de perforación 133

XI
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FIGURA 56 Escala de vibraciones en el frente de perforación ........................................ 133
FIGURA 57 Comportamiento energético del explosivo en el frente ................................. 136
FIGURA 58 Distribución de energía ................................................................................. 136
FIGURA 59 Comportamiento energético del explosivo en el frente ................................. 138
FIGURA 60 Simulación de ANFO (80%) y Emulnor 3000,5000 ...................................... 139
FIGURA 61 Malla de simulación final diseñada en el JKSimblast. .................................. 140
FIGURA 62 Diseño de carga de la voladura de pre-corte ................................................ 142
FIGURA 63 Comportamiento de los explosivos, isolíneas de energía, valores de
vibraciones, diseño de malla y carguío .............................................................................. 148
FIGURA 64 Diseño de carga de la voladura de producción ............................................ 149
FIGURA 65 Distribución de energía ................................................................................. 149
FIGURA 66 Carga operante e isolíneas de energía .......................................................... 150
FIGURA 67 Malla de perforación, distribución de carga de explosivos y carguío .......... 155
FIGURA 68 Explicación de la propuesta .......................................................................... 157
FIGURA 69 Pintado de malla en campo a modo de ejemplo ............................................ 158
FIGURA 70 Pintado de malla y perforación del frente de la labor .................................. 159
FIGURA 71 Imagen del arranque con dos taladros de rimado......................................... 159
FIGURA 72 Malla de perforación con accesorios de voladura ........................................ 160
FIGURA 73 Eficiencia de perforación y avance por disparo ........................................... 161
FIGURA 74 Distribución porcentual del costo de perforación de la Gal 3300 -V4 antes de
la propuesta ........................................................................................................................ 164
FIGURA 75 Distribución porcentual del costo de perforación Gal 3300 -V4 de la
propuesta ............................................................................................................................ 165
FIGURA 76 Costos del Jumbo antes de la propuesta ....................................................... 166
FIGURA 77 Costos del Jumbo después de la propuesta ................................................... 167
FIGURA 78 Imagen de brocas de taladros de producción y de rimado ........................... 168
FIGURA 79 Carguío de ANFO .......................................................................................... 169
FIGURA 80 Amarre de explosivos..................................................................................... 169
FIGURA 81 Costo por metro de avance después de la propuesta .................................... 172
FIGURA 82 Costo por metro de avance antes de la propuesta......................................... 173
FIGURA 83 Distribución del costo de excavación total antes de la propuesta .............. 1737

XII
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FIGURA 84 Distribución en porcentajes del costo de excavación total ......................... 1738
FIGURA 85 Sobrerotura de la Gal 3300 V-4 .................................................................... 177
FIGURA 86 Cuadro comparativo de sobrerotura ............................................................. 178
FIGURA 87 Análisis de fragmentación ............................................................................. 178
FIGURA 88 Análisis granulométrico ................................................................................ 179
FIGURA 89 Regresión lineal del sismógrafo .................................................................... 180
FIGURA 90 Comparativos antes y después de aplicar el Modelo Integral de Voladura
sobre el daño al contorno del macizo rocoso ..................................................................... 182
FIGURA 91 El BDI antes y después de aplicado Modelo Integral de Voladura .............. 184
FIGURA 92 El avance antes y después de aplicado el Modelo Integral de Voladura ...... 185
FIGURA 93 Factor de carga antes y después de aplicado el Modelo Integral de
Voladura ............................................................................................................................. 185
FIGURA 94 Factor de potencia antes y después de aplicado el Modelo Integral de
Voladura ............................................................................................................................. 186
FIGURA 95 Datos históricos de sobrerotura vs fragmentación y comparación después de
aplicado el Modelo Integral de Voladura .......................................................................... 187
FIGURA 96 Datos históricos de avance vs sobrerotura después de aplicado el Modelo
Integral de Voladura .......................................................................................................... 188
FIGURA 97 PPV vs Frecuencia ........................................................................................ 202

XIII
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ÍNDICE DE TABLA

TABLA 1 Indicadores de logro ........................................................................................... 11

TABLA 2 Criterio de prevención de dañó USBM-8507 ...................................................... 41
TABLA 3 Registro de datos del sismógrafo y gráfico de VPP vs Frecuencia .................... 57
TABLA 4 Ejemplo de datos de monitoreo microsísmico..................................................... 63
TABLA 5 Criterio de daño mediante los valores establecidos para el BDI ....................... 65
TABLA 6 Formato para determinar el número de taladros de alivio con broca de 64
mm ........................................................................................................................................ 71
TABLA 7 Formato para determinar el número de taladros de alivio con broca de 101
mm ........................................................................................................................................ 72
TABLA 8 Formato para determinar el número de taladros de alivio óptimo según el
avance ................................................................................................................................... 72
TABLA 9 Constantes k y α según tipo de roca .................................................................... 76
TABLA 10 Rangos del valor de α según Cronbach ............................................................ 80
TABLA 11 Registro de valor de compresión Uniaxial........................................................ 83
TABLA 12 Ensayo de compresión Triaxial ......................................................................... 83
TABLA 13 Valor del módulo de Young y relación de Poisson ........................................... 84
TABLA 14 Valorización del macizo rocoso ........................................................................ 85
TABLA 15 Monitoreo de vibraciones –análisis de daño al macizo rocoso antes de
implementar el Modelo Integral de Voladura ...................................................................... 86
TABLA 16 Registro de VPP antes de implementar de proyecto ......................................... 87
TABLA 17 Información de los reportes de voladura de la galería designada para
implementar el presente proyecto......................................................................................... 90
TABLA 19 Cuadro de resultado de la presión de detonación en Emulsión (Emulnor
3000) ..................................................................................................................................... 95
TABLA 20 Cálculo de presión de detonación de la Emulsión y el ANFO .......................... 96
TABLA 21 Cuadro para evaluar la compresión de la roca en relación al ANFO ............. 96
TABLA 22 Cálculo de la impedancia de la roca ................................................................ 97
TABLA 23 Utilización de una misma dimensión del diámetro del taladro de alivio ......... 98
TABLA 24 Utilización de diferentes diámetros de los taladros de producción .................. 99
TABLA 25 Dos opciones para un óptimo avance de producción ....................................... 99

XIV
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TABLA 26 Diseño de malla bajo los parámetros de Holmberg y colaboradores ............ 101
TABLA 27 Datos del segundo cuadrante .......................................................................... 101
TABLA 28 Datos del tercer cuadrante .............................................................................. 102
TABLA 29 Datos del cuarto cuadrante ............................................................................. 102
TABLA 30 Datos de arrastras........................................................................................... 103
TABLA 31 Cálculo de la presión del taladro.................................................................... 104
TABLA 32 Valores de la presión de detonación modificada y espaciamiento de taladros de
corona ................................................................................................................................. 105
TABLA 33 Los resultados de los valores para graficar la malla de perforación ............. 106
TABLA 34 Características de las Emulsiones a emplear en el presente proyecto ........... 108
TABLA 35 Características del ANFO a emplear en el presente proyecto....................... 109
TABLA 36 Detalles de la simulación de ANFO ................................................................ 110
TABLA 37 Detalles de la simulación de emulsión con ANFO.......................................... 110
TABLA 38 Accesorios de voladura ................................................................................... 111
TABLA 39 Detalles de la simulación con Emulnor .......................................................... 111
TABLA 40 Accesorios de voladura ................................................................................... 112
TABLA 41 Distribución de energía de la malla actual ..................................................... 115
TABLA 42 Análisis de la simulación de la columna de ANFO al 85% ............................ 118
TABLA 43 Diseño de carguío de la malla actual ............................................................. 121
TABLA 44 Resultados de las simulaciones antes de aplicar en Modelo Integral de
Voladura ............................................................................................................................. 125
TABLA 45 Generación de caras libres en los taladros .................................................... 126
TABLA 46 Simulación con emulsión (Emulnor 5000-3000-1000) ................................... 128
TABLA 47 Accesorios de voladura (retardos cortos y largos) ......................................... 131
TABLA48 Resultados de la simulación con emulsión 1A ................................................. 134
TABLA 49 Especificaciones técnicas ................................................................................ 135
TABLA 50 Resultados de la simulación con emulsión de 1000-3000-5000 y ANFO ....... 137
TABLA 51 Especificaciones de la malla de perforación .................................................. 141
TABLA 52 Cuadro de las especificaciones de voladura de Pre-Corte ............................. 142
TABLA 53 Especificaciones para el diseño de malla de perforación del proyecto ............ 143
TABLA 54 Comparativo de simulación actual vs propuesta ............................................ 151

XV
 9
.
TABLA 55 Eficiencia de perforación y avance por disparo ............................................. 162
TABLA 56 Costo unitario de perforación ......................................................................... 163
TABLA 57 Resumen de costo unitario de voladura ......................................................... 170
TABLA 58 Costo unitario de voladura ............................................................................. 171
TABLA 59 Costos de excavación total .............................................................................. 174
TABLA 60 Análisis granulométrico .................................................................................. 180
TABLA 61 Cuadro de intensidad de vibración con respecto a la distancia ..................... 181
TABLA 62 Datos geomecánicos ........................................................................................ 181
TABLA 63 BDI obtenido después de aplicado el Modelo Integral de Voladura .............. 183
TABLA 64 Escala de confiabilidad del Alfa de Cronbach................................................ 189
TABLA 65 Ítems de medición ............................................................................................ 190
TABLA 66 Valoración estadística de la propuesta ........................................................... 191
TABLA 67 Valoración estadística antes de aplicar la propuesta ..................................... 192
TABLA 68 Datos históricos de avance vs sobrerotura y comparación después de aplicado
el Modelo Integral de Voladura. ........................................................................................ 196
TABLA 69 Datos del sismógrafo....................................................................................... 202

XVI
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.
INTRODUCCIÓN

El rumbo de la industria minera a nivel global, en estos tiempos de incertidumbre en

la cotización de los minerales y la prolongación de la pandemia del Covid-19, apunta a una
transformación digital, la cual va a permitir la automatización integrada de todos los
procesos. En este contexto, la industria minera es consciente de que en épocas turbulentas de
crisis lo único que pueden controlar son los costos operativos, mediante la optimización de
sus procesos. David Farkas, director de KPMG Brasil, sostiene que en promedio se pueden
reducir entre 10 y 30% los costos operativos con un aumento de la eficiencia (Gestión, 2013).
Partha Das Sharma (2011), menciona que, para reducir los costos de productividad en la
industria minera, hay que entender la interacción entre los procesos unitarios. Es el caso de
la voladura, que, aunque represente entre el 8 y 12% del costo total, afecta a cada paso del
ciclo de producción y en el valor global. Por este motivo, en diferentes partes del mundo,
existen iniciativas desde el punto de vista tecnológico y técnico, para optimizar los procesos
de perforación y voladura. Es el caso de una metodología de mapa cognitivo planteado para
optimizar los procesos de perforación y voladura, la cual se basa en la creación de un esquema
computarizado de 34 problemas más frecuentes confeccionado por ingenieros de túneles en
Irán, el cual, permite solucionar problemas geomecánicos, supervisión y equipos de voladura
(Bakhtavar, 2019). Asimismo, iniciativas más técnicas, como las presentadas en la mina
subterránea “La Maruja” en Colombia, en la cual se utilizó un modelo de confección de tablas
geomecánicas, mediante el GSI, para el rediseño de sus mallas de perforación en base a
ensayos experimentales, que van a proporcionar resultados en reducción de costos. Sumado
a lo anterior, existen modelos de ejecución de voladura con herramientas digitales que
permiten trazar todos los procesos. Es el caso de Minera Barrick, en sus operaciones en
Pueblo Viejo, República Dominicana, el cual cuenta con el sistema BlastLogic de Matpek,
que permite organizar y controlar, el diseño, vibraciones, fragmentación y recursos para la
toma de decisiones en tiempo real. Asimismo, herramientas más populares como Timining
Drillit, que permiten gestionar, mediante un diagrama de procesos, la perforación y voladura
en tiempo real, en base a un control de calidad automático, para monitorear desviaciones en
el proceso y cumplimiento del plan de perforación. Los beneficios son los siguientes:
aumento en el rendimiento de la flota, reducción en la fragmentación e información en tiempo
real (Software Drillit, 2022).

1
 9
.
En el contexto nacional, existen modelos que han sido aplicados en las unidades
mineras peruanas. Unidad de Producción Andaychagua, de Compañía Minera Volcan,
debido a la poca eficiencia en avances lineales y sobrerotura, realizó sinergias con la empresa
Exsa S.A. para diseñar un plan estratégico basado en dos componentes principales:
seguimiento de las actividades de perforación y voladura, para el diagnóstico de los datos en
campo y el plan de acción inmediata, para la toma de decisiones oportunas (Quiroz Jimenez,
2014). Con respecto a voladura de recorte, la empresa Catalina Huanca ha utilizado un
modelo de optimización que tiene cuatro fases diferenciadas: evaluación del ciclo de minado,
identificación de parámetros técnicos para voladura controlada, algoritmo de Alan Bauer y
Peter Calder y evaluación de la nueva presión de detonación. Los resultados se vieron
reflejados en la reducción de costos en sostenimiento, debido a los controles aplicados. La
digitalización, también, es una tendencia que se está dando en el Perú, en los procesos del
ciclo de minado. La Universidad Continental ha utilizado Big Data, con la ayuda del Power
BI, para la toma de datos en campo, interpretación y análisis de perforación y voladura. Esta
propuesta fue aplicada en una mina de cobre ubicada en el centro del Perú, la cual permitió
obtener reportes y dashboards de las actividades de perforación y voladura. La utilización de
Big Data para el tratamiento e interpretación de datos de campo contribuyó para la toma de
decisiones en base al comportamiento de sus procesos frente a problemas frecuentes como:
frecuencia de voladura, kilos de explosivos, avances, presencia de agua en los taladros y
aceros de perforación. Esta tendencia, de enfocar la perforación y voladura no solo se limita
al ámbito digital, sino también a la instrumentación, empresas nacionales como EXSA,
Famesa, Cosmo Blasting Technology, Pevoex cuentan con tecnología traída de otras partes
del mundo y de origen nacional para afrontar problemas técnicos de perforación y voladura.
Estas empresas realizan trabajos de optimización de diseño, análisis de vibraciones, análisis
de sismográfico, degradación geotécnica y auditoría de sus procesos. Un ejemplo de ello es
Logger Multi Sensor, desarrollado por la empresa peruana Cosmo Blasting, el cual permite
medir en campo la velocidad de detonación, presión de detonación, detectar la secuencia de
iniciación e identificar los posibles tiros cortados y desviaciones de la secuencia de diseño.

Las minas subterráneas del país vienen operando varias décadas debido a las
características geológicas de sus yacimientos. Estas unidades, por lo general, utilizan diseños
tradicionales de perforación y voladura, basados en algoritmos tradicionales como: Konya,

2
 9
.
Ash, Langeforce, Kuz Ram, los cuales no toman en cuenta, la compleja geología estructural
que los andes peruanos presenta. La profundidad de estas operaciones y la sismicidad hace
necesario tener en cuenta aspectos como la digitalización, instrumentación y algoritmos
empíricos, para poder hacer frente a esta problemática. Es el caso de la Compañía Minera
Santa Luisa, Unidad Huanzalá, que, debido a sus condiciones de sismicidad, presenta
deficiencias operativas, las cuales se ven reflejados en el cronograma de avances, elevadas
vibraciones y sobrerotura. En tal sentido, este trabajo de investigación propone un Modelo
Integral de Voladura, el cual permite gestionar los aspectos técnicos y digitales, para afrontar
la problemática descrita anteriormente. La pregunta central que se formula es: en qué medida
la implementación del Modelo Integral de Voladura permite optimizar los procesos de
Ingeniería de la voladura en Compañía Minera Santa Luisa, Unidad Huanzalá; para lo cual
se plantea, la implementación de este modelo, que permite la gestión efectiva de los recursos
en los procesos de ingeniería de la voladura en esta unidad minera. El objetivo principal es
implementar esta propuesta, para optimizar los procesos de ingeniería de la voladura; para
así, logran una simulación que represente el comportamiento del macizo rocoso en
interacción con la energía química del explosivo. Esta investigación se limita a analizar los
efectos de la optimización en las labores unitarias de perforación y voladura, y no profundiza
en sus efectos en fases posteriores de la cadena de valor.

Para llevar a cabo esta propuesta de investigación, el trabajo se ha estructurado en 4

capítulos. En el capítulo I, “identificación del problema, fundamentación y justificación”, se
tocan temas relacionados al marco de investigación académica y objetivos que se quieren
abordar. En el capítulo II, “estado del arte y marco teórico”, se mencionan algunos alcances
teóricos, conceptuales y experiencias en el campo de la academia y la industria minera,
relacionadas al tema de investigación. En el capítulo III, “diseño y desarrollo de la
propuesta”, se aborda los temas relacionados a la metodología y el área de estudio. Por
último, en el capítulo IV, validación de la propuesta, se muestra los resultados y la validación
estadísticas de los mismos.

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.
CAPÍTULO I

1. IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA, FUNDAMENTACIÓN Y JUSTIFICACIÓN

A continuación, se procederá a indicar la identificación del problema,

fundamentación y justificación, en las que se base el presente trabajo de investigación.
1.1. IDENTIFICACIÓN Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
Las minas subterráneas, del norte del país, vienen operando desde hace varias
décadas, debido a las características geológicas de sus yacimientos. Sin embargo, a causa de
la profundidad, geología estructural y antiguos métodos de perforación y voladura, basados
en conocimientos empíricos, no se están logrando los objetivos que se requieren en campo.
Este diseño tradicional se basa en aplicar algoritmos de mallas de perforación (Konya, Ash,
Langeforce), modelos matemáticos (Kuz Ram-JKMRC) y experiencia en campo sobre el
desenvolvimiento de los explosivos. Sin embargo, un pequeño porcentaje de empresas de
gran minería subterránea está introduciendo nueva instrumentación para mejorar sus
estándares de eficiencia en voladura. Compañía Minera Santa Luisa es una unidad minera
subterránea ubicada en el norte del país, que se encuentra incorporando nueva
instrumentación con ayuda conjunta de sus proveedores. Esta unidad minera tiene un método
de explotación de corte y relleno ascendente y cuenta con una producción de 1200 t/día, con
más de 50 años de explotación. El gran reto de esta unidad minera es reducir los índices de
sobre excavación que se encuentran superiores al 13% (RPV, 2019). Otro problema es la
fragmentación, la cual registra un valor mayor a 20 cm, muy superior al P80 requerido por
planta para el proceso de chancado y molienda. Asimismo, se ha verificado un intenso
fracturamiento, de entre 0-2 m desde el contorno de la labor; Así como también, creación de
nuevas fracturas e intenso fracturamiento. Por otro lado, se presentan valores de dilución del
mineral cercanos al 36%. En consecuencia, teniendo en cuenta esta problemática, se ha
planteado un Modelo Integral de Voladura, el cual toma en cuenta variables del macizo
rocoso, reportes de voladura, fragmentación, simulaciones y análisis estadístico para mejorar
los indicadores de rendimiento en el ciclo de minado.

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 9
.

Formulación del Problema

¿En qué medida la implementación del Modelo Integral de Voladura permite optimizar los procesos de ingeniería de la voladura en
Compañía Minera Santa Luisa, Unidad Huanzalá?

En la figura 1, se visualiza el diagrama de causa efecto que señala las deficiencias operativas en Unidad –Huanzalá.

Figura 1

Diagrama de causa y efecto

Nota. Diagrama de causa efecto que muestra las falencias en formación profesional, diseños y criterios técnicos. Elaboración propia.

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1.2. FUNDAMENTACIÓN
En el siglo pasado, el profesor Michael Porter de la Universidad de Negocios de
Harvard, sostuvo que, cualquiera sea el giro de la empresa, esta debe maximizar sus recursos
y superar a la competencia; lo cual se basa en la creación de una ventaja competitiva que
maximice la cadena de valor y minimice los costes (Cerem Comunicación, 2015). En ese
sentido, las empresas mineras se enfrentan al reto de introducir ventajas competitivas dentro
de sus operaciones, debido a que, en épocas turbulentas de precios inestables, lo único que
se puede controlar son los costos operativos mediante la innovación. Reuters, sostiene que la
subsistencia de las empresas en el sector minero está limitada por la capacidad para controlar
sus costes con técnicas de innovación (Cambero & Ulmer, 2014). Estas últimas, deben ser
desarrolladas en actividades claves de la cadena de valor en la una unidad minera. En minería
subterránea las actividades más importantes del ciclo productivo son la perforación y
voladura, limpieza y acarreo, procesos metalúrgicos y comercialización. Por otro lado, el
ciclo de minado equivale a 88% y 91% del tiempo estimado en las operaciones subterráneas.
Por tanto, es necesario, enfocarse en los procesos más álgidos y tratar de identificar los focos
de innovación. Codelco Tech está dedicada a generar soluciones de vanguardia en los
procesos críticos de la empresa que posibiliten su sustentabilidad económica y
socioambiental dentro del negocio minero. En tal sentido, estas iniciativas para identificar
procesos estratégicos es un ejemplo que la minería chilena viene afrontando con innovación
e ingeniería. En el Perú, los procesos de perforación y voladura son actividades unitarias y
complejas, que requieren de personal especializado y de insumos específicos. Garrido Rojas,
ingeniero en Compañía Minera Volcan, aclara que los procesos de perforación y voladura
tienen rendimientos inferiores a los presupuestados y los indicadores de eficiencia como el
factor de potencia o factor de avance no son los óptimos (Llosa, 2015).

En la industria minera actual, la tecnología se ha vuelto una alternativa importante

para solucionar problemas en el área de perforación y voladura. Blast Engineering es una
empresa especializada en voladura, que desarrolla softwares para afrontar los retos de diseño;
los más importantes son: adecuado secuenciamiento en voladura, análisis de alta velocidad,
fragmentación, vibraciones, entre otros. Maxam, otra empresa especializada, muestra
instrumentación propia, es el caso del programa Rioblast, el cual diseña y simula el
comportamiento del macizo rocoso en contacto con los explosivos (Palmero, 2015). Los

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 9
.
ejemplos anteriores son una clara muestra de iniciativas para mejorar los procesos de
voladura; sin embargo, estas se vienen aplicando de manera pausada en las operaciones
subterráneas. Unidad Minera Aurífera Retamas S.A., con la ayuda de compañías
especializadas, brinda soporte de voladura y análisis del comportamiento de los explosivos,
para impactar de forma positiva en la cadena de valor de dicha empresa minera. Otra
compañía, es Unidad Minera Chungar, de la empresa Volcan, la cual está implementando
mejoras en sus estándares de perforación y voladura, con la ayuda de las herramientas de
tecnología, que ofrece el mercado; los cuales han mejorado el diseño de mallas de
perforación, control de tiempos, selección de explosivos y capacitación (UNI,2015). Por lo
expuesto, existe una necesidad en las empresas mineras de innovar y mejorar sus estándares
de perforación y voladura; en ese sentido, la implementación del Modelo Integral de
Voladura es un aporte a los trabajos que se han realizado y adiciona recursos no solo
tecnológicas, sino también, estadísticas y geológicas para realizar evaluaciones más precisas
que logren estimar el comportamiento del macizo rocoso y así poder generar herramientas
para lograr mejores estándares de competitividad.

1.3. JUSTIFICACIÓN

A continuación, se procederá a indicar la justificación teórica, metodológica y

práctica, en las que se basa el presente trabajo de investigación.

1.3.1. Justificación teórica

Este trabajo de investigación busca optimizar los procesos de perforación y voladura

mediante la implementación de un flujograma, que tiene en cuenta los criterios técnicos más
importantes en el diseño, planificación y ejecución de los procesos de ingeniería de la
voladura. Se presenta un diagrama de procesos, al cual se ha denominado, Modelo Integral
de Voladura. En primer lugar, se ha recopilado la información en campo, mediante una base
de datos, la cual ha sido procesada en gráficos estadísticos. Además de ello, se ha utilizado
el algoritmo matemático de Roger Holmberg y las fórmulas de Alan Bauer y Peter Calder,
para diseñar la voladura de producción y la voladura de controlada, respectivamente. Por otro
lado, se ha utilizado los conceptos de presión de detonación e impedancia de la roca para
determinar el tipo de explosivo; así como también, el programa JkSimblast, que utiliza el

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 9
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modelo de Holmberg y Persson (1978) para estimar la velocidad pico de partícula. Asimismo,
se ha utilizado el modelo de Devine (1962) y el Índice de Daño por Voladura (BDI), para
monitorear la perturbación al macizo rocoso. Por último, se realizó análisis de confiabilidad
a todo el diagrama propuesto, para determinar su viabilidad, en basa al análisis del coeficiente
de Alfa de Cronbach (α), el cual es un indicador de cumplimiento de los objetivos del
proyecto. Los conceptos que se han mencionado abarcan las áreas de estadística, diseño
geométrico de parámetros, simulaciones y proyecciones de fragmentación, los cuales tienen
el objetivo de apoyarse en conceptos científicos para configurar una propuesta que reúna
todos los aspectos de la ingeniería de la voladura. En la figura 2 se muestra el diagrama
mencionado anteriormente.

Figura 2

Diagrama de Modelo Integral de Voladura

Nota. Modelo Integral de Voladura - UPC (2022). Elaboración propia.

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1.3.2. Justificación metodológica

Esta propuesta de investigación busca ser una alternativa al modelo tradicional de

voladura, así como también, ser un material de consulta para los interesados en investigar o
mejorar sus diseños de perforación y voladura. Existen estudios sobre diseños de mallas y
selección de explosivos que han generado nuevas formas de enfocar los diseños tradicionales.
Es el caso, de un artículo publicado en el 11th International Symposium on Rock
Fragmentation by Blasting, What is relative About Energy, el cual proporciona las nuevas
tendencias técnicas para la selección de explosivos, y permite cuestionar los valores
proporcionados por las fichas técnicas, relacionadas a la densidad del explosivo, energía,
velocidad de detonación, entre otros; debido a que estos valores son ideales y no se ajustan a
la realidad (A C Torrance & A Scott, 2015). La empresa especializada en voladura, Cosmos
Blasting Innovation, sostiene que las minas ya no necesitan explosivos baratos, sino más
potentes y resistentes (Lujan, 2017). Los explosivos en la actualidad deben tener capacidad
de rigidez y auto encapsulamiento para cumplir con las expectativas dentro del mercado. En
tal sentido, sostienen, que los problemas se encuentran en el macizo rocoso y su tiempo de
interacción con el explosivo. Por otro lado, los problemas de inestabilidad siguen afectando
los estándares de las minas subterráneas, como es el caso de Catalina Huanca Sociedad
Minera, que, en el año 2014, debido a sus problemas de inestabilidad, decide aplicar voladura
controlada a través del uso de una metodología de espaciadores inertes, con resultados
positivos en operaciones e impactó a toda la cadena de valor (Sevallos, 2014). Las
metodologías descritas anteriormente, son iniciativas técnicas que sirven de base para
implementar la presente propuesta, la cual se va a reflejar en una simulación, que va a mejorar
el desenvolvimiento de los explosivos en contacto con el macizo rocoso.

1.3.3. Justificación práctica

La aplicación de esta propuesta de investigación puede ser ejecutada en las empresas

medianas y grandes de minería subterránea, adecuándose a la instrumentación técnica que la
empresa posea. Lo que plantea es una serie de pasos a seguir para implementar criterios
geomecánicos, parámetros técnicos de diseño de malla, simulaciones y selección de
explosivos. En este sentido, se aplicó el Modelo Integral de Voladura en la Unidad Minera
Huanzalá, debido a que se han detectado ineficiencias operativas; para ello, se tuvo en cuenta

9
 9
.
el registro de datos de campo desde los meses de marzo hasta julio del 2021. En los cuales
se registró: sobrerotura, con promedio de 13 %; fragmentación mayor a 20 cm; Índice de
Daño por la Voladura (BDI), mayor a 1, el cual representa, mayor sobre excavación.
Asimismo, la unidad minera reportó voladura deficiente, la cual ha generado intenso
fracturamiento desde el contorno de la labor, e incluso, se observa la creación de nuevas
fracturas. También, se presentan valores de dilución del mineral cercanos al 36%. Por otro
lado, en la práctica, el modelo muestra ventajas competitivas, debido a que las simulaciones
reducen costos de prueba y error; y minimizan la inversión de materiales y personal. Por
último, si bien es cierto, esta propuesta tiene similitudes con otros estudios, pero, adiciona
métodos estadísticos y tecnológicos, que se enfocan en el análisis de voladura desde un
enfoque más integral. Por lo mencionado anteriormente, se justifica desde el punto de vista
práctico y operativo la aplicación de la propuesta.

1.4. OBJETIVOS

1.4.1. Objetivo general

Implementar un Modelo Integral de Voladura para optimizar los procesos de

ingeniería de la voladura en galerías de sección 4x4 m en Compañía Minera Santa Luisa,
Unidad Huanzalá.

1.4.2. Objetivos específicos

 Obtener simulaciones óptimas que representen el comportamiento del macizo rocoso.

 Obtener una granulometría adecuada del material fragmentado requerida por planta.
 Disminuir el porcentaje de sobrerotura en las galerías de producción analizadas.
 Disminuir el daño por voladura en las galerías de producción analizadas.

1.5. HIPÓTESIS
La implementación de un Modelo Integral de Voladura permite optimizar los procesos
de ingeniería de la voladura en Compañía Minera Santa Luisa

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1.5.1. Variable independiente
La variable Explicativa o independiente dentro de la investigación es el modelo
integral de voladura; debido a que su variación y correcta aplicación influyen en los
indicadores de éxito del experimento. Asimismo, este estudio se limita a analizar la
aplicación del Modelo Integral de Voladura, mas no alguna variación que pueda presentarse
en campo. En tal sentido, mantiene su independencia a lo largo del estudio.

1.5.2. Variable dependiente

Los métodos que se pueden controlar se pueden dividir en directos e indirectos. El
valor de confiabilidad para aceptar o rechazar el modelo propuesto, se mide con el valor del
alfa de Cronbach. Por otro lado, los métodos indirectos se basan en técnicas empíricas y de
imagen. Las variables dependientes que corresponden son las siguientes:

 Valor del Alfa Cronbach (und.)

 Factor de potencia (Mj/t)
 Intensidad de vibraciones (mm/s)
 P80 de la fragmentación (pulg, centímetros)
 Sobrerotura de rocas (t/disparo)

1.6. INDICADORES DE LOGRO DE OBJETIVOS

A continuación, en la tabla 1, se observan los objetivos específicos e indicadores de
logro.

TABLA 1
Indicadores de logro

OBJETIVOS ESPECÍFICOS INDICADORES DE LOGRO

Obtener simulaciones óptimas que -Resultados de simulaciones (Mj/t)

representen el comportamiento del macizo
rocoso.

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Obtener una granulometría adecuada del - Reducir fragmentación(cm)

material fragmentado requerida por planta.

Disminuir el porcentaje de sobrerotura en - Sobrerotura (%)

las galerías de producción analizadas

Disminuir el daño por voladura en las

- Valores del BDI
galerías de producción analizadas

Nota: Elaboración Propia

CAPÍTULO II

2. ESTADO DE ARTE Y MARCO TEÓRICO

Antes de ahondar en la propuesta técnica del presente trabajo de investigación, se

realizará un Estado del Arte de los aspectos técnicos más relevantes, que sentarán las bases
de la investigación. En las siguientes líneas se va a profundizar sobre la situación actual de
la perforación y voladura, para posteriormente, tratar temas más específicos como los
explosivos, vibraciones, casos de éxito, e innovaciones tecnológicas dentro del sector.

2.1. ESTADO DE ARTE

Las políticas de confinamiento nacional e internacional han reducido el dinamismo
de la industria minera nacional. Las exportaciones de los comodities se han visto afectados.
Con respecto a la situación actual el Organismo Supervisor de la Inversión en Energía y
Minería (OSINERGMIN) tiene una visión más precisa:

“Si bien se espera que el sector minero se contraiga en este año, existen dos factores
que promueven la recuperación, los cuales son: expectativas favorables para los precios de
los productos mineros de exportación peruana; y la inversión, al 2026, de los principales
proyectos mineros alcanza USD 20,846 millones (González, 2019)”.

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 9
.
En este contexto de crisis y oportunidad, es indispensable que las empresas mineras
mejoren sus estándares de producción para hacer más viable la inversión de los próximos
años. Por tal motivo, las empresas nacionales, juntamente con las universidades, están en la
búsqueda de mejores estándares operativos en las diferentes fases del ciclo de minado. El
área de perforación y voladura es el corazón de estos ciclos, ya que permite fracturar la roca
y obtener el mineral, el cual, requiere un análisis minucioso para ajustar sus estándares a los
nuevos retos que se presentan en campo. Un estudio realizado por la Universidad Nacional
de Ingeniería (UNI) en Compañía Minera Volcan, sostiene que los procesos de perforación
y voladura tienen rendimientos inferiores a los planificados; en ese sentido, se señala que
indicadores como el factor de potencia y factor de voladura son parámetros que no han sido
controlados totalmente en esa unidad minera. En consecuencia, se puede afirmar que el
proceso de carguío de explosivos, relacionado a la voladura, no se está gestionando
adecuadamente y que se debe explorar nuevos criterios técnicos a profundidad (Llosa, 2015).
Esta experiencia muestra que todavía se requiere de innovación y puesta en práctica de
aspectos técnicos que son la base de esta fase de minado. Con respecto al explosivo, un
artículo científico difundido por el Australian Institute of Mining and Metallurgy,
denominada: What is Relative About Energy, puede proporcionar algunas luces para
entender, desde el punto de vista del explosivo, que estaría pasando en Compañía Minera
Volcan. Este artículo menciona que los cuadros técnicos proporcionados por los fabricantes,
para describir las propiedades y el rendimiento de sus productos, no brindan una adecuada
información, para la toma de decisiones en campo. Por ejemplo, el contenido de energía del
explosivo, tan utilizado para seleccionar al proveedor minero, únicamente proporciona
contenidos energéticos calculados en ambientes ideales de un laboratorio, e incluso en el mar;
los cuales no simulan los diversos entornos geológicos existentes en el país.

En consecuencia, el análisis de los datos de contenido energético genera supuestos

operativos que van a provocar costos innecesarios en la operación. Los autores plantean que
los criterios técnicos más relevantes, y menos usados para la selección de explosivos, son la
velocidad de detonación del explosivo (VOD), la velocidad de onda P y esfuerzo a la
Compresión Simple (UCS). Estos parámetros deben ser obtenidos por medio de ensayos
experimentales en el yacimiento mineral y deben relacionarse de la siguiente manera: se debe
evaluar que la velocidad de detonación del explosivo (VOD) tenga valores mayores al de la

13
 9
.
onda P; también se señala, que el Esfuerzo a la Compresión Simple debe correlacionar con
el VOD, para que los operadores sepan qué tipo de explosivo utilizar, dependiendo del tipo
de roca presente en el yacimiento. Cosmo Blasting Innovation, una empresa dedicada a la
innovación en explosivos señala que la energía de los explosivos asignada en la ficha técnica
del fabricante se calcula en base al calor de formación, el cual se representa por la diferencia
de las entalpías de formación de los productos y los reactantes. La publicación Cálculos de
Parámetros Termodinámicos para Explosivos Militares, de la Revista Ciencia y Tecnología,
Colombia, muestra la importancia en el cálculo de los parámetros termodinámicos en la
formulación del explosivo. También proporcionan, los resultados de pruebas Hess y Péndulo,
los cuales mencionan de los datos teóricos descritos líneas arriba, son muy próximos a los
valores teóricos proporcionados en la academia y que se ajustan a condiciones de presión y
temperatura ideales (Rincón Flórez & Fonseca Becerra, 2015). En ese sentido, estos cálculos
son correctos para volumen y presión constantes, sin embargo, los procesos de voladura en
los taladros no son a presión y volumen constantes. Las condiciones en el taladro a cotas
superiores a 3000 msnm son completamente distintas a las proporcionadas por los cuadros
técnicos, en ese sentido, CTVE, online de Exsa, sostiene que hay que tomar en cuenta las
propiedades de los explosivos como: el balance de oxígeno, generación de gases, VOD,
energía de los explosivos, presión de detonación, sensibilidad, resistencia al agua y densidad
del explosivo. Esta última es una propiedad que determina en gran medida la presión de
detonación del explosivo. Según un estudio del Ing. Rommel Villanueva, consultor de
perforación y voladura, en su publicación, Densidad In Hole - Desempeño de los Explosivos,
afirma que los explosivos gasificados sin un control de densidad de copa pueden hacer que
la columna explosiva varié, debido a la presión hidrostática afecta la sensibilidad en el fondo
del taladro (Lujan, 2017). Estos criterios son de mucha utilidad para optimizar los parámetros
de factor de carga y factor de potencia, que no fueron controlados en la Unidad Minera
Volcan – Unidad Animón y que probablemente no fueron analizados al momento de la
selección de explosivos.

Como se ha observado anteriormente, la voladura no depende únicamente del

explosivo, sino también de parámetros como: diámetro de carga, condiciones del suelo,
confinamiento, y densidad de roca. Una publicación realizada por el International
Symposium on Rock Fragmentation by Blasting denominada, “Parameter Determination of

14
 9
.
an Ignition and Growth Model from Emulsión Explosive Tests”, señala lo siguiente: si se
pretende realizar una voladura eficiente, el explosivo tipo emulsión no es suficiente, debido
a que tiene un comportamiento de detonación no ideal (Yi, 2015). En ese sentido, menciona
que los parámetros de diseño sugeridos líneas arriba son fundamentales, sumado a que la
Velocidad de Detonación del Explosivo (VOD), es trascendental, debido a que determina el
secuenciamiento de la detonación. Esto último, muestra que el VOD no solo es un parámetro
que sirve para determinar la correcta dotación de energía, como se mencionó en el estudio
“What is Relative About Energy”, sino que también, tiene un efecto directo en la generación
de las caras libres en el proceso de voladura. Este valor de la velocidad de detonación, según
el Symposium on Rock Fragmentation by Blasting, puede ser determinado con una adecuada
calibración de los parámetros de voladura en el Software Run Perl. La utilización de este
software puede lograr un adecuado secuenciamiento de minado con una mayor
fragmentación y avance, soportando su análisis en la predicción del parámetro VOD. El
estudio denominado “Optimal blast design using a discrete-event simulation model in a
hard”, publicado en el 2015, señala que la adecuada obtención de parámetros en el diseño de
voladura, son trascendentales para el éxito de la voladura y que existen softwares de
simulación para ajustar estos criterios. Estos softwares hacen referencia al espaciamiento,
carga de taladros, propiedades de la roca, distribución del tamaño de partícula fragmentada,
entre otros. Este artículo desarrolla el software Arena, el cual a través del modelo de
fragmentación desarrollado por Kim y Kemedy, proporciona un enfoque innovador para
analizar los datos de diseño. La aplicación de este modelo utiliza herramientas matemáticas
para determinar la resistencia de la roca in situ y el espaciamiento entre los taladros. Esta
herramienta técnica tiene la capacidad de medir indicadores como el P80, J80 que son vitales
en el proceso de recuperación y extracción del mineral. Se realiza un análisis de sensibilidad
en reducción de costos y en eficiencia de los explosivos, los cuales dependen de la dureza de
la roca. Esta publicación concluye, en que la utilización del software arena no solo reduce
costos en la voladura, sino que también influye considerablemente en la recuperación
metalúrgica, debido a que esta controla la granulometría del mineral que está entrando a
planta (Son, Kim, & Nageshwaraniyer, 2015). También es el caso de la empresa Barrick
Gold, en sus operaciones en Pueblo Viejo, en República Dominicana, la cual cuenta con la
herramienta BlastLogic de Maptek, para gestionar sus procesos de perforación y voladura.

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.
Esta herramienta digital permite integrar los aspectos del diseño, vibraciones, fragmentación,
rendimientos, costos y supervisión; la cual genera una retroalimentación continua en sus
procesos. Asimismo, permite la creación de modelos de recursos precisos y cronogramas en
base a los objetivos operativos planteados. Con respecto a los resultados, se ha registrado,
mayor precisión en la gestión de perforación, recopilación de los datos en tiempo real, ahorro
en el costo de explosivo, y toma de decisiones en tiempo real (Cerra, 2019).

El diseño de mallas de perforación es otro factor crítico para garantizar el éxito de la

voladura. Existen diversas fórmulas matemáticas para el diseño de mallas de perforación, las
más usados son: método de Roger Holmberg, método de Áreas de influencia, métodos
empíricos o teoría de la Conminación, entre otros. En ese sentido, es importante tener en
cuenta todos los factores de cálculo, como el burden y el factor de llenado del explosivo. Uno
de los más completos es el Algoritmo Matemático de Áreas de Influencia, debido a que
incluye la Compresión Simple de la Roca (UCS) y parámetros termodinámicos; los cuales
proporcionan resultados que deben adecuarse al diseño de malla, y no utilizarse como valores
estáticos. (Sanchez, 2017). En ese sentido, es importante mencionar que la Perforación y
Voladura no es una ciencia exacta y está basada en criterios que requieren ser validados y
simulados en base a prueba y error. Dicho lo anterior, la planificación de la malla de
perforación con la optimización de diversos parámetros se ha vuelto una necesidad en las
operaciones mineras subterráneas del país. Sin embargo, existen experiencias parecidas en
otros países latinoamericanos. Es el caso de mina Maruja, en Colombia, denominado:
“Modificación de Mallas de Perforación en voladura a partir del Índice de Esfuerzo
Geológico (GSI)”, publicado en el 2015, el cual muestra el uso responsable de la geología y
de algoritmos matemáticos para esbozar diferentes mallas de perforación de acuerdo con las
necesidades de las unidades mineras. Los autores diseñaron una tabla geomecánica basada
en el sistema GSI (Índice de Esfuerzo Geológico) para así, a través de esta herramienta,
configurar mallas de perforación aplicables a un tipo de labor minera. Para poder diseñar esta
tabla realizaron una serie de ensayos con distintas configuraciones geométricas que varían
de 60x60 cm, 70x70 cm y 80x80 cm. Los cálculos de impedancia de la roca y presión de
detonación son el primer paso para calcular la presión transmitida por los taladros en la
voladura; es decir, permiten calcular el radio de influencia del halo de energía de cada
columna explosiva. Posteriormente, se calcula el espaciamiento óptimo para el diseño de la

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malla de perforación. El secuenciamiento lógico se resume en, primer lugar, caracterizar
adecuadamente el macizo rocoso, segundo, seleccionar la malla de perforación y realizar las
pruebas de perforación y voladura, verificando la granulometría y, por último, escoger la
malla de perforación más adecuada. Las conclusiones de esta publicación demuestran que la
aplicación del sistema GSI, basada en el criterio de Hock y Brown; la determinación del Rock
Qualitu Designation (RQD); y la resistencia a la compresión uniaxial (RCU), son criterios
que no deben faltar en la implementación de una malla de perforación. Por otro lado, se
menciona que el ahorro de costos en la Mina Maruja se produjo, principalmente, en la compra
de explosivos, debido a que al aumentar la malla de perforación se redujo el número de
taladros y por consiguiente, disminuyó la densidad de carguío, así mismo, se comprobó que
la malla de perforación de 80x80 produce un ahorro de 30% del costo de producción en
comparación con la antigua malla de 60x60 y que la malla de 70x70, también produce un
ahorro considerable, comparada con el antiguo diseño (Ortega, 2015). Al otro lado del
planeta, Australia, Yakubovshiy y Sankovshy pretenden demostrar que el uso responsable en
la interpretación del macizo rocoso con la ayuda de algoritmos matemáticos para el diseño
de malla de perforación, mejoran los procesos de voladura. El aporte radica en el diseño de
una tabla geomecánica en base al criterio de Hock y Brown, el cual permite crear diferentes
mallas de acuerdo con el tipo de roca de la unidad minera, para así reducir el número de
taladros, y mejorar la fragmentación y el avance. En esa misma línea argumentativa, afirman
que el diseño de mallas afecta directamente a la calidad del mineral y se plantea crear mallas
que estén acorde al macizo rocoso en dicha unidad minera. Este autor, ofrece un conjunto de
pasos a seguir desde el análisis de la geología local, hasta la obtención de parámetros que
garanticen fragmentación y desplazamiento óptimo. Las unidades mineras son conscientes
de la complejidad de los procesos de perforación y voladura, por eso recurren a empresas
especializadas para mejorar su productividad. En el Perú, empresas como EXSA, Famesa,
Cosmo Blasting Technology, Pevoex, realizan trabajos de optimización de diseño, análisis
de vibraciones, análisis de sismográfico, degradación geotécnica y auditoría de procesos, etc.
Un estudio denominado, “Drilling and Blasting Applications a T.K.I. Aegean Lignite
Corporation (E.L.I.)” publicado en el 2014, muestra cómo la empresa minera T.K.I. Aegean
de origen turco, ha optimizado sus procesos en el ciclo de minado, con la ayuda de empresas
especializadas, que tienen como principal objetivo, mejorar los estándares y profesionalizar

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las actividades de perforación y voladura. La empresa E.L.I. es una de ellas y se caracteriza
por añadir valor al ciclo de minado; esta organización realizó una evaluación integral de los
procedimientos de la unidad minera e identificó una serie de actividades subestándares. Las
más resaltantes son: irregularidades en las distancias entre los taladros, burden y
espaciamientos inadecuados, fragmentación con tamaños no recomendados, uso excesivo de
voladura secundaria y longitud de taladros inadecuados. Para lograr los resultados esperados
la empresa especializada E.L.I. realizó un estudio de la profundidad de los taladros y
simulaciones del área de influencia en el macizo rocoso. Posteriormente, se determinó los
parámetros de diseño, en base a los obtenidos en las simulaciones anteriores, para así obtener
resultados más reales de burden, espaciamiento, longitud de taladro y diámetro de taladros.
Uno de los aspectos más resaltantes son los periodos de prueba con respecto al análisis de
voladura con diferentes explosivos, los más utilizados en el ensayo son: emulsión, ANFO,
ANFO pesado y emulsión Charger. Luego de optimizar los procedimientos en el ciclo de
minado, la empresa redujo sus costos significativamente. Lignito del Egeo, antes de recurrir
a la empresa especializada, utilizaba 355 gr/m3 por taladro y después de los controles, utiliza
238 gr/m3; la reducción significativa del diámetro de taladro y la cantidad de explosivos, son
unos de los tantos parámetros que han aportado valor a la empresa. Únicamente, en
explosivos esta empresa minera ha generado un ahorro de 3.3 millones de dólares anuales y
ha reducido significativamente el personal encargado del ciclo de minado; así mismos,
personal técnico altamente competente en el aspecto de diseño y seguridad. Es importante
mencionar, que este estudio se limita a analizar las cuestiones geométricas de diseño en
relación a la malla de perforación, más no incide en aspectos como la velocidad de detonación
o energía del taladro, como se mencionó en estudios anteriores (Yılmaz, 2017). Al iniciar
este estado de arte, se mencionó, la problemática de Compañía Minera Volcan, este estudio
es importante porque muestra un caso peruano con sobrecostos en el ciclo de minado y serios
problemas operacionales, que luego de realizar los controles de ingeniería correspondientes,
redujeron considerablemente. La metodología seguida por el autor es bien clara, en primer
lugar, se realiza un estudio teórico e in situ de las características geológicas, método de
explotación, sostenimiento, limpieza y acarreo, para posteriormente, identificar los
principales problemas en el ciclo de minado. Luego de efectuar el diagnóstico obtenido de
los costos presupuestados versus los reales, se realizaron los controles operacionales de

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tiempo y costo en las labores de desarrollo, producción, sostenimiento y shotcrete. La
reducción de costos luego de estos controles es significativa, se obtuvo una reducción total
en mina y almacén de 3, 771,000 US$ al año, lo cual representa una disminución de 18.5%
del costo total con respecto al año anterior. En voladura se redujo los costos en 0.42 US$/TM,
es decir una reducción de 378,000 US$ al año, considerando tanto las labores de desarrollo
y avance, como las de producción de mineral; y en perforación, se redujeron los costos a 1.10
US$ /TM, lo cual significa una reducción de 990,000 US$ al año. Este trabajo de
investigación sugiere que el seguimiento y control de las operaciones unitarias no solo deben
limitarse al aspecto técnico, sino que también, debe existir una predisposición de la alta
gerencia para invertir en capacitación, si se quiere mantener los estándares de competitividad
(Llosa, 2015). En esa misma línea argumentativa, un estudio de optimización realizada por
la Universidad Nacional del Centro del Perú, denominado: Diseño de malla de Perforación
para Optimizar la Voladura en Unidad Carahuacra de la Compañía Minera Volcan S.A.A,
hace referencia a que la penetración de roca está íntimamente relacionada al estudio de
resistencia, elasticidad, dureza, plasticidad, textura, abrasividad y características de rotura del
macizo rocoso. En este sentido, la densidad, resistencia a la compresión simple, módulo de
Young, relación de Poisson, módulo de compresibilidad, velocidad de onda longitudinal y
transversal son parámetros que describen la complejidad de la roca y que permiten cuantificar
adecuadamente una malla de perforación (Baltazar, 2013). Para el diseño de malla de
perforación se analiza el método de Roger Holmberg, el cual divide el frente en cinco
secciones, las cuales son: sección de corte, tajeo, alza, contorno y arrastra, y se tiene especial
análisis en los taladros de corte que son esenciales para la creación de caras libres. La
Universidad Peruana de Ciencias Aplicadas (UPC), a través de la tesis denominada:
Optimización del Avance Lineal en las Labores de Exploración y Desarrollo de la Unidad
Minera Santa María- Compañía Minera Poderosa S.A. muestra la aplicación de los criterios
fundamentales de la ingeniería de la voladura y aborda el criterio propuesto por Holmberg,
el cual sostiene que el éxito de una voladura depende del tipo de arranque. Se afirma que la
utilización del arranque tipo cilíndrico es más eficiente que el corte quemado y que
proporciona, en el caso mostrado, un 8.1% de mejora de avance. Se concluye que la correcta
utilización de los modelos matemáticos de Holmberg y sus colaboradores, diseñan mallas de
perforación que se adecuan correctamente al macizo rocoso (Díaz & Sotelo, 2019). El

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Instituto de Ingenieros de Minas del Perú, a través de la Unidad Minera Catalina Huanca
presenta métodos de voladura controlada para limitar la sobrerotura. La publicación
menciona que esta minera posee, en la gran mayoría de sus labores, un tipo de roca de mala
calidad, la cual crea inestabilidad en sus labores. En este sentido, se justifica aplicar la
voladura controlada a través de la utilización de espaciadores inertes, para lograr distanciar
los explosivos y reducir el impacto de la voladura dentro de los taladros en el instante que se
produce la onda de choque y luego el efecto por gas. En la primera parte de este estudio, se
realiza una evaluación del ciclo de minado y se concluye que existe sobre excavación en las
labores, las cuales generan irregularidades en el contorno de la labor; también, altos costos
en el transporte de mineral, debido a la sobrerotura; elevados costos de sostenimiento, por el
tipo de voladura convencional que se aplica; mayor tiempo en el proceso de desatado y un
ambiente de trabajo con condiciones inseguras para los trabajadores. En este contexto, se
aplica la voladura controlada y se menciona que para determinar el espaciamiento entre los
taladros de contorno se utilizan las expresiones matemáticas de Alan Bauer y Peter Calder,
en este sentido, se calcula la presión en los taladros, con la ayuda de la densidad del explosivo
(gr/cm3), velocidad de detonación (pies/seg), radio de carga explosiva (pulg.), radio del
taladro (pulg). Además de ello, se calcula la presión de detonación en las alzas de las labores
y se confirma que esta presión es mayor que la resistencia a la compresión de la roca, por lo
que se estaría causando daños al entorno. Este procedimiento busca disminuir la presión en
los taladros para evitar un fracturamiento o sobrerotura en las labores. En la puesta en práctica
de la voladura controlada se adicionaron taladros de alivio en la corona, sismógrafos
instalados a 30 m de la voladura, cebados con la Emulsión aplicando pentacord y fanel. Los
resultados obtenidos fueron alentadores. Se obtuvo una disminución en los costos globales
en las operaciones unitarias y los costos de aplicar una voladura controlada no resultaron ser
elevados, como se había pensado. La mayor reducción de costos operativos se produjo en
sostenimiento, debido a que no hay sobre excavación y se generaron labores de trabajo más
seguras. Así como existen, iniciativas de mejora desde el punto de vista técnico conceptual,
también hay iniciativas más integrales, que reúnen puntos de vista diversos desde la
geomecánica hasta la seguridad. En Irán, se realizó un estudio de los procesos de perforación
y voladura en sus diversas excavaciones de obras civiles para enfrentar los desafíos técnicos
que este país enfrenta. Para este propósito, se ha empleado una metodología denominada

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mapa cognitivo, basado en herramientas computacionales, las cuales priorizan determinados
problemas en la perforación y voladura. Este mapa contiene 34 problemas postulados por
ingenieros de túneles, recurrentes en las obras civiles, y a los cuales se les ha asignado un
peso estadístico. Este algoritmo permite discriminar el conjunto de acciones principales y
secundarias que se deben tomar, basando la toma de decisiones en aspectos geomecánicos,
supervisión y conocimiento de los equipos de perforación (Bakhtavar, 2019)

Para realizar un control integral de voladura, es primordial analizar las implicancias

de las vibraciones en el macizo rocoso. Zhang, sostiene que las vibraciones causadas sobre
la roca encajonante generan un impacto negativo sobre la estabilidad, si es que se sobreestima
la carga del explosivo; es por eso, que propone un conjunto de pasos que controlen la
inestabilidad dentro de las labores mineras subterráneas. Una de las organizaciones más
especializadas en el estudio de las vibraciones, la United States Bureau of Mines (USBM),
en su boletín 656, muestra una síntesis de trabajos, en los cuales se indica que la velocidad
de la partícula es el mejor indicador de potencia de daño. El criterio de velocidad se basa en
la suma de sus componentes y si uno de ellos excede el valor de 50.8 mm/s, aumenta la
probabilidad de daño; este valor es conocido como el límite seguro para estructuras. Se estima
que la cuarta parte de este valor puede extender las grietas existentes. Para el cálculo de los
efectos de las vibraciones en zonas puntuales se utiliza el modelo de Holmberg & Persson,
las cuales dependen de la carga explosiva, la distancia de detonación y constantes obtenidas
en campo. Otro aspecto técnico, para tener en cuenta, que contribuye al desplazamiento de
las partículas en el talud es la amplitud y la frecuencia de las vibraciones (Loayza, 2014). El
método que ha tenido mayor éxito, para disminuir el desplazamiento, es aumentar la
frecuencia dominante de la voladura para alejarse de la frecuencia resonante del talud y así
disminuir las vibraciones. En ese sentido, el método de la onda elemental permite conocer la
respuesta del talud a ondas inducidas en relación con su nivel de vibraciones. Los criterios
descritos anteriormente, se ven plasmadas en normas que tiene como finalidad regular las
vibraciones producto de diferentes actividades que estén relacionadas al uso de explosivos.
Los límites permisibles equivalen al concepto de capacidad de asimilación del medio
ambiente; en el entorno europeo y naciones en general, existen estas normas para regular
dichas actividades. Países como Canadá, Australia, manejan diferentes valores de velocidad
máximo de partícula, estos están entre 10 y 50 mm/s, entre las normas internacionales más

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resaltantes se tiene los siguientes: DIN4150 (Alemania), ISO 2631(Internacional), USBM RI
8507 (EE. UU.), etc. La USBM es una organización líder a nivel mundial en el análisis e
impacto de las vibraciones que viene aportando conocimiento desde hace décadas. En el año
1980, se varía el valor de 50 mm/s, el cual era cuestionado por otras instituciones, para
modificarlo y adicionar la frecuencia como un parámetro tan importante como la velocidad
de la partícula. Se considera valores inferiores a 40 hz, de baja frecuencia y superiores a 40
hz de alta frecuencia. Con respecto a la velocidad de partícula se introdujeron rangos de entre
12.5 a 19 mm/s para determinar el impacto a las estructuras, estos valores no predicen el
comportamiento de la voladura, pero si son una herramienta de gestión para determinar si
hay daño producto de la voladura (Loayza, 2014). Con respecto a las vibraciones, CTVE
online de EXSA, afirma que se debe realizar un análisis en el campo cercano, para analizar
el posible fracturamiento, que, con ayuda de instrumentación y softwares, se puede controlar
variables como resistencia tensional dinámica, PPV crítico y la generación de daño por
exceso de fracturamiento. Es necesario controlar la generación de fracturas, por medio del
control de daño, para posteriormente, reducir el daño por gas (Exsa, 2021). Existen criterios
técnicos que permiten mitigar el impacto de las vibraciones en el macizo rocoso, un ejemplo
de optimización de esos parámetros es Barrick Misquichilca S.A., unidad Lagunas Norte,
ubicada en el departamento de la Libertad. Esta operación ha utilizado para el diseño de
mallas a Pearse y Konya en sus dos modelos estratigráficos de roca volcánica y arenisca.
Para el diseño de taco se utilizó el criterio de Frank Chiappetta. Otro criterio muy importante,
es el tiempo óptimo entre taladros, el cual fue abordado por el criterio de diagrama de
Lagrange (Rospigliosi, 2009). Con respecto a los accesorios de voladura se utilizaron
detonadores electrónicos, retenedores de energía y cámaras de aire, para redistribuir los
esfuerzos producto de la energía química generada. La ingeniería de explosivos permite
medir los efectos de la voladura; es así como se han tenido en cuenta conceptos como Presión
de Aire o Air Blast, Flyrock y el esfuerzo de onda aérea o reinforcement. Las vibraciones en
esta unidad minera han sido analizadas al detalle en el campo cercano para garantizar la
estabilidad de taludes, interpretando minuciosamente el fenómeno de resonancia de las
frecuencias elementales de las ondas sísmicas generadas. En este trabajo de optimización se
hace énfasis en las vibraciones del campo cercano; para tal fin, se utiliza el concepto de
velocidad pico de partícula (PPVc) y el criterio de daño. El modelo predictivo de Holmberg

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.
& Pearson relaciona las vibraciones con el diseño de voladura, esto ha permitido encontrar
una ecuación que prediga el comportamiento vibratorio, para crear ábacos de vibraciones que
se adecuen a los dos estratos de roca en los bancos. Es importante mencionar que las pruebas
de Cross Hole han sido ensayadas para verificar la velocidad de onda P, y compararla con
valores antes y después de la voladura. Los valores de VP, al compararse con los valores de
VP antes, muestran un deterioro significativo cercano a 41% producto de las voladuras
anteriores y una reducción importante del VP luego de la prueba realizada. En un contexto
subterráneo, se sigue aplicando estos algoritmos para determinar el impacto de la voladura a
la infraestructura, pero también podría relacionarse a la sobre excavación debido a que es, en
esencia, una vibración. El BDI (Blast Damage Index), es un parámetro que relaciona los
argumentos expuestos anteriormente, y permite definir la sobre excavación como la rotura o
reducción de la calidad del macizo rocoso más allá del perímetro de diseño. Existe un
consenso al afirmar que el BDI, está en función de la velocidad pico de partícula. En este
sentido, es más realista determinar este parámetro para verificar el impacto de la voladura en
el macizo rocoso y en el producto final que es el mineral (Loayza, 2014).

La innovación tecnológica está constantemente reinventando el negocio minero. El

área de perforación y voladura mueve la industria de innovación. Por mencionar algunas
iniciativas, Direc Hole, es un trazador de trayectoria de taladros, el cual mide la desviación
angular de los mismos, traza la trayectoria real y proyectada y envía reportes a dispositivos
móviles, y es muy utilizado en minería subterránea. La velocidad es otro factor en campo que
puede ser analizada por el instrumento Data Logger Multi Sensor (VORTEX), el cual puede
medir la velocidad de detonación, presión de detonación, detectar la secuencia de iniciación,
e identificar los posibles tiros cortados y desviaciones de la secuencia de diseño, siendo muy
útil para ajustar los diseños. Con respecto a medir las condiciones del explosivo in situ, DDT,
Depth Density Tester (Medidor de presión y densidad in hole), es capaz de medir la presión
y la densidad de los explosivos en el interior del taladro. Las ondas neumáticas que posee
transmiten los cambios de presión desde el fondo del taladro y la señal recepcionada es
analizada por un software. Su aplicación permite mejorar el control de vibración y humos
nitrosos. Si se requiere evaluar la calidad de la perforación y las condiciones del taladro, BH
CAM, sirve para observar las circunstancias dentro del taladro, como son: fracturamiento,
desacople de carga, nivel de agua, esponjamiento de los explosivos, contaminación del

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explosivo y acople de bolsas de aire (Cosmo Blasting, 2019). Como se puede observar, existe
instrumentación especializada para optimizar estos procesos, lo importante es que las
empresas sean conscientes de su importancia, para poder acceder a estas tecnologías, o caso
contrario, contactarse con empresas especializadas. Por último, luego de haber ahondado en
los aspectos técnicos, es necesario revisar la legislación actual de los explosivos, y cuáles son
sus beneficios y su aporte para mejorar no solo la seguridad, sino también, productividad de
los resultados de la voladura después de aplicado el proyecto. La legislación actual con la
nueva ley de explosivos N°30299, está normando diversos aspectos, de los cuales los más
críticos son: almacenamiento, manipuleo y transporte de explosivos. El otorgamiento de
autorizaciones, fiscalización, control de fabricación, comercialización, distribución,
almacenamiento, y distribución final, son los aspectos que considera la norma para el
aseguramiento de la calidad de los explosivos, los cuales se van a traducir en seguridad
(Macassi, 2015). La gran minería y parte de la mediana minería cumplen con estos
protocolos. Los procedimientos deficientes frente a estas normas pueden ser un factor para
no alcanzar el éxito dentro de una voladura. Las empresas tienen que realizar un esfuerzo
adicional para cumplir con esta legislación, y las que no están dispuestos a cumplir, no solo
tienen mayor riesgo de disminuir sus estándares, sino que también de recibir sanciones
administrativas, como multas o decomisos. Asimismo, la renovación constante de los
permisos de los usuarios permanentes y temporales de explosivos, pueden ser un limitante
burocrático, necesario, que provoca que algunas empresa medianas y pequeñas busquen
saltar la norma, lo cual afecta la seguridad de sus procesos y eficiencia operativa (Macassi,
2015).

2.2. MARCO TEÓRICO

Debido a que el presente trabajo emplea términos técnicos del área minera, es
necesario brindar los conceptos principales de los temas que se van a desarrollar, de manera
que puedan ser comprensibles para cualquier lector. A continuación, se conceptualizará las
siguientes definiciones:

2.2.1. Conceptos Generales

2.2.1.1. Modelo Integral

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Un modelo integral es un prototipo, que reúne diversas áreas para la obtención de un
resultado final. Asimismo, dicho modelo sirve de referencia y ejemplo para todos los que
diseñan y confeccionan productos de la misma naturaleza.

2.2.2. Conceptos Geológicos

2.2.2.1. Definición de yacimiento mineral

Yacimiento es la concentración de una o más sustancias útiles, con cantidades de

material aprovechables y que se encuentran distribuidas de forma escasa en la corteza
terrestre. Existen diversos tipos de yacimiento como, por ejemplo, el yacimiento tipo skarn,
cordillerano, entre otros (Martínez, 2007). En la figura 3, se muestra el yacimiento skarn.

FIGURA 3

Tipos de yacimiento

Nota: Figura que muestra la geología del yacimiento tipo Skarn. Extraída de Yacimientos
Minerales: geología, investigación y evaluación, 2007.

2.2.2.2. Caracterización del Macizo Rocoso

Es un sistema de clasificación geomecánica elaborado por el Ing. Bienniaswski, el

cual es de utilidad para clasificar de forma más exacta el macizo rocoso en las excavaciones
subterráneas. Se denomina macizo rocoso a la roca intacta presente en el medio natural y se

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.
puede clasificar, mediante la cuantificación del número de pliegues, fallas, juntas, y planos
estratificación, entre otros (Belandria & Bongiorno, 2012).

Las características que tiene el macizo rocoso son de carácter geológico y mecánico,
y son de mucha utilidad al momento de elegir el tipo de explosivo, diseños de malla de
perforación e interpretaciones en voladura.

 La roca intacta

Es el bloque ubicado entre las discontinuidades, y por lo general, son representadas por
una roca de mano o trozo de testigo (los cuales son empleados en ensayos mecánicos de
laboratorio), para los cuales, se permite obtener un índice de calidad del macizo rocoso. En la
figura 4, se muestra testigos de roca, utilizadas por el área de geología para su interpretación.

FIGURA4

Muestra de roca intacta

Nota: Figura de muestra de testigo. Extraída de Yacimientos Minerales: geología, investigación

y evaluación, 2007.

 Macizo rocoso

Se encuentra en el medio ambiente y es de carácter anisotrópico, discontinuo y

heterogéneo. Con respecto a su composición, proviene de la unión de varias discontinuidades
y por bloques de matriz de rocas.

 Discontinuidades del macizo rocoso

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Se encuentran presentes en los planos de estratificación, fallas geológicas, zonas de corte,
diaclasas, entre otros.

 Clasificación Geomecánica de la masa rocosa

Esta clasificación se enfoca en criterios, difundidos vastamente en todo el mundo, de

diversos autores, como es el caso de Dr. Bieniawski (1989), Dr. Barton y sus colaboradores,
ente otros. Entre las clasificaciones más importantes se encuentra el Rock Mass Rating (RMR),
Índice de Resistencia Geológica (GSI) , índice Q, entre otras.

2.2.3. Perforación
La perforación es la acción de penetrar la roca por efecto de la percusión (Golpe) y de
la rotación (fricción-giro). En otras palabras, la perforación es un orificio que se realiza de
forma mecánica o manual, para ser rellenado con explosivo (FAMESA , 2019).

2.2.3.1. Tipos de Perforación

Perforación manual: se refiere al uso de equipos o máquinas, las cuales son

manejados a mano, por un operario llamado perforista y son empleadas en labores de
pequeñas dimensiones. Entre estos se encuentran el stopper, Jack Huammer y Jackleg.

Perforación mecánica: en este caso los equipos de perforación están colocadas sobre
una estructura mecánica, en la cual, el operador perforista maniobra la máquina con mayor
comodidad. En relación con el tipo de perforadoras, existen las siguientes: jumbos de tres
brazos, jumbos de dos brazos, jumbos de un solo brazo y de jumbo de doble brazo con
canasta. Estos tres últimos son usados en la unidad minera en la que se va a aplicar el presente
proyecto.

2.2.3.2. Malla de perforación

Son líneas de pintura cuadriculadas con distancias calculadas y que se marcan en el

frente, para guiar al perforista. Para cada tipo de roca se calcula las dimensiones de la malla.
El diseño de malla es importante porque permite distribuir adecuadamente los taladros,
establecer el orden de salida de los taladros, tener un mayor control tanto en los costos de
perforación como la cantidad de explosivos a usar, además, mantiene la uniformidad de la
sección (Rojas Cristóbal, 2016).

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.
La malla de perforación está compuesta por las siguientes partes, como se puede
observar en la figura 5.

FIGURA5

Partes de una malla de perforación

Nota: Elaboración propia

 Taladros de alivio: son los taladros con mayor diámetro respecto a los de producción
y siempre están sin carga explosiva.
 Taladros de arranque o corte: son los taladros que se ubican en el centro de la malla
de perforación; además, son los primeros en dispararse, para luego formar una cavidad
inicial, que frecuentemente se carga con 1.3 a 1.5 más que el resto. Los taladros de corte son
los que determinan el éxito de la voladura.
 Taladros de ayuda: son los taladros que dan lugar a la formación de caras libres
representadas por el corte y, habitualmente, se realizan de forma paralela.
 Taladros de cuadrantes: son los que se encargan de limitar y dar la forma lateral de
la sección de la labor. En cuanto al número de taladros va a depender del tamaño y dureza de
la roca con que cuenta la sección a explotar.
 Taladros de corona: estos taladros se realizan en la parte superior de la sección a
explotar. Se perforan con una inclinación hacia arriba, en dirección al techo, con la finalidad
de mantener la uniformidad o secuenciamiento de la labor.
 Taladros de arrastre: se encuentran ubicados en la parte inferior de la sección a
perforar, además, son los últimos en detonar, y se encargan de voltear la caja piso para
facilitar al acarreo.

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.
a. Tipos de Malla de Perforación

 Malla Cuadrada: este tipo de malla se emplea como base teórico de diseño. Dicha
malla se usa en el método de Block Caving.
 Malla tipo teniente: esta malla se usa como base teórica de diseño para configuración
triangular de elipsoides de extracción y es usado en el método Panel Caving.
 Malla tipo Henderson: es llamada, también, “Espina de Pescado”. Esta malla usa
como base de diseño una configuración mixta de elipsoides de extracción y también es
empleada en el Panel Caving.
 Malla tipo Baúl: esta malla es la más utilizada en las excavaciones subterráneas en
las unidades mineras en el mundo, debido a su, estabilidad y facilidad para recuperar el
mineral.

b. Algoritmo de Roger Holmberg

Con relación a este algoritmo es importante saber que Holmberg fue quien generó
relaciones empíricas con el fin de realizar diseños de plantillas para la voladura,
principalmente en labores de producción. Además, es importante mencionar que este
algoritmo se basa en diversos principios de trabajo elaborados en un inicio por Langefors,
Kihilstrom en 1963 y de Gustafsson en el año 1973 (Rojas Cristóbal, 2016).

 Burden y espaciamiento: burden es la distancia perpendicular hacia la cara libre y

el espaciamiento, es la distancia de taladro a taladro. Además, se halla de la siguiente manera.

Ecuación de burden

2 ∗ ρ explosivo
B = 0.012 ∗ ( + 1.5)(∅taladro)fc
ρ roca

Nota: Ecuación según Holmberg y sus colaboradores

Donde:

B : burden (m)
fc : factor de corrección para el burden
p (explosivo) : densidad de la roca (gr/cc)

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 9
.
p (roca) : densidad de la roca (gr/cc)
Ф (taladro) : diámetro de taladro (mm)
Y el espaciamiento se halla de la siguiente manera:

Ecuación de espaciamiento

E= 10 x D

Nota: Ecuación según Holmberg y sus colaboradores

Dónde:

E: espaciamiento (pulgadas)
D: diámetro de los taladros vacíos (pulgadas)

2.2.4. Voladura
Es la acción de fracturar o fragmentar la roca mediante el empleo de explosivos. Puede
ser a cielo abierto, galerías y túneles. Siendo de vital importancia dentro de la operación
minera.

 Voladura eléctrica: cada circuito y detonador pueden ser probados antes de

efectuarse la voladura. Asimismo, a diferencia de la iniciación con mecha de seguridad, este
cuenta con un detonador eléctrico instantáneo, ya que se activa por una pequeña resistencia
al paso de corriente eléctrica, la cual es transmitida por alambres conductores (FAMESA ,
2019). En la figura 6 se muestra el detonador eléctrico.

FIGURA6

Detonador eléctrico

30
 9
.
Nota: Voladura eléctrica (FAMESA , 2019)

 Voladura no eléctrica: Se da por un sistema de Fanel, el cual fue desarrollado para

ser empleado en diversas aplicaciones de voladura, principalmente, en minería subterránea.
Está conformado por elementos como fulminante de superficie, fulminante de profundidad,
manguera fanel o tubo de choque, etiqueta y conectador plástico. En la figura 7, se muestra
el fulminante de retardo (Fanel).

FIGURA 7

Fulminante de retardo

Nota: Foto propia

 Voladura electrónica: es la proyección a la automatización, que no predice la falla

operacional, pero sí detecta cuando ha ocurrido. Comienza con los detonadores electrónicos
y un sistema de incisión; asimismo, requiere personal al frente de un computador para el
análisis de resultados y toma de decisiones en campo. Este sistema apunta a convertirse en
una voladura inalámbrica, la cual, simplifica procedimientos efectuados en campo.

2.2.4.1. Voladura controlada

Este proceso consiste en espaciar una fila de taladros, que son rellenados con cargas
explosivas, de tal manera que sus efectos, no generen un daño significativo en el macizo
rocoso. Este diseño de carga debe estar retardado de los taladros de producción y arranque,
y ser detonados al mismo tiempo, para lograr un efecto de corte en el macizo rocoso. (Lopez
et al, 1987).

31
 9
.
Ecuación de voladura controlada

q=D^2/28

Donde:

q : carga de explosivo por pie de taladro (lb/pie)

D : diámetro de los taladros vacíos (pulgadas)
Nota: Ecuación según Holmberg y sus colaboradores

2.2.4.2. Explosivos

Son productos químicos que, bajo la acción de un fulminante o alguna causa externa,
se convierten en gases y reaccionan instantáneamente. Deben ser sometidos a ignición, a
través de detonadores que produzca la explosión.

A continuación, mencionamos algunos tipos de explosivos.

 La Emulsión: Compuesto por una mezcla de dos líquidos inmiscibles de manera

más o menos homogénea. Los agentes de emulsión no son sensibles al detonador y es por
eso, por lo que necesitan ser detonados con un cebo reforzado de alta presión de detonación
(FAMESA , 2019).En la figura 8, se muestra la emulsión (Emulnor 3000).

FIGURA 8
Emulsión

Nota: Foto propia

32
 9
.
 ANFO: Está constituido principalmente por Nitrato de Amonio (NH4NO3), el cual
es una sal inorgánica de color blanco con temperaturas de fusión de 160.0°C. La mezcla de
este compuesto con cualquier sustancia combustible va a producir un agente explosivo. El
contenido de combustible juega un rol importante en las propiedades del ANFO (FAMESA
, 2019).La reacción de descomposición del sistema equilibrado con oxígeno es la siguiente :

3𝑁𝐻4 𝑁𝑂3 + 𝐶𝐻2 + 3𝑁2 + 7𝐻2 O+ 𝐶𝑂2

La cantidad de combustible es un ingrediente trascendental. En la figura 9 se grafica

el impacto del % de FO en el rendimiento energético en el ANFO.

FIGURA 9

Máxima Energía Teórica del ANFO

Nota: La figura muestra la Máxima Energía Teórica del ANFO. Extraído de Explosivos
Industriales (2014)

2.2.4.3. Definición de Velocidad de Detonación (VOD)

También se le conoce como velocidad explosiva, es decir, es la velocidad a la que el

frente de onda de choque viaja a través de un explosivo en detonación. Las velocidades de
detonación son siempre mayores a la velocidad del sonido en un ambiente natural. Además,
el VOD es proporcional a la potencia brindada por la detonación del explosivo. Esto significa
que, a mayor velocidad, mayor poder rompedor o brisance. También, el VOD depende del

33
 9
.
diámetro del taladro y el grado de confinamiento del explosivo, y su unidad de medida es el
metro por segundo (Porras, 2012).

2.2.5. Vibraciones

2.2.5.1. Definición de Vibraciones

Fenómeno de transmisión de energía debido a la transferencia de un movimiento

ondulatorio en un entorno. Se caracteriza por un emisor de vibraciones, un entorno de
transmisión y un receptor. En el caso de las voladuras en minería subterránea, la transmisión
de vibraciones se da en un entorno rocoso; en el caso de cielo abierto, se adiciona la
atmosfera. Para entender las vibraciones, se deben comprender dos aspectos importantes: la
propagación en el medio y el movimiento de las partículas. Lo anterior induce a considerar
dos tipos de velocidades: de la onda, que tiene que ver con el medio rocoso; y de partícula,
relativo a las oscilaciones de la partícula (Lopez et al, 1987).

2.2.5.2. Características del Movimiento Ondulatorio

La transmisión ondulatoria se caracteriza por la propagación de vibraciones, en la

cual, no existe movimiento real de volúmenes, trasporte de materia, sino que consta de
transferencia de energía del foco de transmisión hasta el punto receptor (Sánchez, 2017) .El
movimiento vibratorio se parece a un movimiento de sinuosidad armónica, que se ve
reflejada en la ecuación:

Ecuación de movimiento vibratorio

𝒙(𝒕) = 𝑨 ∙ 𝐬𝐢𝐧 (𝝎𝒕 + 𝝓) = 𝑨 ∙ 𝐬𝐢𝐧 (𝟐𝝅𝒇𝒕 + 𝝓)

Donde:
x: desplazamiento (unid. longitud)
t : tiempo (seg)
A: amplitud
f : frecuencia natural
𝜔: frecuencia angular (𝜔 = 2𝜋𝑓) rad/s.
Ф: fase inicial en el instante t = 0 de la partícula que oscila.

34
 9
.
2.2.5.3. Ondas vibratorias

El efecto físico producto de las vibraciones se denomina ondas sísmicas. Estas se

desplazan de forma radial desde un foco de transmisión hasta un punto. En el caso, de la
industria minera, la onda de choque produce detonación de cargas explosivas, la cual crea
tensiones que ocasionan fracturas. En el monitoreo de vibraciones se presentan: ondas de
compresión, ondas de corte y ondas de superficie. Para las dos primeras, ondas de compresión
y de corte, se verifican recorridos dentro del macizo rocoso; para el caso, de las ondas de
superficie, se trasmiten muy cercanos a la superficie del terreno y penetran la superficie entre
1.5 a 2 veces el valor de su longitud de onda (Saez, 2016)

A. Ondas internas: se propagan dentro del macizo produciendo compresión, tienen

velocidades elevadas y producen variación volumétrica, estas se conocen como ondas P. Las
segundas, son perpendiculares al movimiento y de cizallamiento, y se denominan ondas S.
B. Ondas superficiales: las ondas Rayleigh-R generan un movimiento elíptico con
sentido inverso a la propagación; las ondas Love-q, se mueven según la línea horizontal, de
forma perpendicular a la dirección de movimiento.
A continuación, en la figura 10 se muestra los tipos de ondas.

FIGURA 10

Ondas, Investigación de Terremotos y Ondas Sísmicas

Nota: En la figura se muestra el comportamiento de las ondas P, ondas S, entre otros. Extraído
de Ondas, Investigación de Terremotos y Ondas Sísmicas (Saez, 2016)

35
 9
.
2.2.5.4. Propiedades de las ondas

Las propiedades más importantes de propagación de las ondas en los entornos

rocosos son:

A. Frecuencia de vibraciones: muestra el número de veces por segundo que la onda

pasa por un ciclo completo. Las ondas vibracionales registradas a distancias lejanas tienden
a mostrar bajas frecuencias a diferencias de las medidas a distancias cortas.
B. Amplitud de vibraciones: es un indicador de la cantidad de energía y fuerza de
una onda en vibración. En el caso de la energía, esta es igual al cuadrado de la amplitud. Las
unidades de amplitud dependen del tipo de sensor en campo y el efecto físico es el
deslazamiento real, con la cual se infiere la velocidad y la aceleración.
C. Longitud de onda de vibración: muestra la distancia recorrida por la onda,
durante el tiempo de compresión y tensión; es decir, el periodo de la onda. Se representa por
la sigla λ, y se calcula con la siguiente ecuación:

λ = VP / f

λ : lambda en unidades de longitud (m)

VP : velocidad propagación (m/s)

F : frecuencia (1/s)

D. Velocidad de propagación: muestra la velocidad con la cual la onda se transmite

en el macizo rocoso. La gran mayoría de las rocas tiene velocidades de transmisión de 3000
a 5000 m/s, los registros de valores superiores a los 6000 m/s son consideradas valores
anómalos y deberían estar sujetos a nuevas mediciones. En el caso de registrarse valores
menores a 1500 m/s, también deben estar sujetos a nueva medición, debido a que muestran
valores de fracturamiento elevados.

2.2.5.5. Predicción del nivel de vibraciones en el terreno

Equipos de medición: estos equipos miden la anergia transportada por las

vibraciones y debemos tener en cuenta que la toma de datos depende de la geometría,

36
 9
.
posición de voladura y sistema estructural del macizo rocoso. Los registros de las vibraciones
son almacenados por sismógrafos, geófonos o estaciones de monitoreo, los cuales graban la
amplitud y el tiempo. Para la toma de datos de ondas superficiales es importante su medición
en campo lejano; en caso de las ondas P y S, deben ser registradas cerca del punto de origen
(Leiva, 2021). En el mercado posemos encontrar instrumentación técnica, los más frecuentes
son las siguientes:

• Sismógrafos de 06 y 04 canales; y geófono triaxial de campo cercano.

• Registradores de VOD (Microtrap, Handitrap, Datatrap)
A continuación, en la figura 11, se muestra el equipo de monitoréo de vibraciones.

FIGURA 11

Equipo y accesorios de medición de vibración

Nota:Foto propia

2.2.5.6. Criterio de Daño

 Análisis vibraciones en el campo cercano

Debido a la complejidad del macizo rocoso, poderío del explosivo y diseños

deficientes de voladura, existe probabilidad de daño. Frente a esta problemática se han
establecido modelos de vibraciones que buscan estimar la velocidad pico de partícula. A
continuación, se muestra los distintos modelos de predicciones de vibración:

37
 9
.
 Colorado School of Mines Favreau (1969)
 Modelo Ruso Drukovanyl et al. (1976)
 Modelamiento Numérico (2001)
 Modelo modifica Ash Hustrulid (2010)
 Holmberg y Persson (1978)

El modelo de Holmberg y Persson es el más utilizado y que mejores resultados a dado

en la industria minera. Este modelo se origina por estudios realizados por Swedish Detonic
Foundation, que ocasionaron los primeros modelos predictivos de daño por voladura. En este
estudio se menciona que el daño es provocado por elevadas presiones de gases, reducción
del esfuerzo cortante y vibraciones inducidas, que son reflejadas mediante la velocidad pico
de partícula (Leiva, 2021).

Para facilitar la comprensión tanto del modelo, como de las variables de la ecuación
obtenida, se muestra la siguiente figura 12:

FIGURA 12

Distribución de Carga dentro del Taladro

Nota: Diagrama de Distribución de Carga dentro del Taladro (JkSimblast, 2011)

Este modelo explica que la onda sísmica se desplaza con un comportamiento elíptico,
decreciendo, conforme aumenta la distancia y que el daño en el entorno de la labor es el

38
 9
.
resultado de la alteración de un entorno elástico rocoso, afectado por los valores elevados de
pico de partícula. La siguiente ecuación, representa el modelo mencionado.

𝐻
𝛼
𝑑ℎ
𝑃𝑃𝑉 = 𝑘 ∗ 𝛾 ∗ [∫ ]
[𝑅 2 + (𝑅2 ∗ 𝑡𝑎𝑛∅ − ℎ)2 ]𝛽/2𝛼
0

𝑃𝑃𝑉: velocidad de Pico de Partículas (mm/s)

𝑘 : constante específica del sector

𝛾 : densidad lineal de la carga (kg/m)

𝐻 : longitud de la carga explosiva (m)

𝛼 : constante de propagación de la onda en el macizo rocoso

𝑅0 : distancia perpendicular del pozo al geófono (m)

∅ : ángulo entre la carga explosiva y el geófono (°)

𝛽 : constante de decaimiento del explosivo

 Análisis vibraciones en el Campo Lejano

Este modelo relaciona a la velocidad de la partícula, el comportamiento inverso de la

distancia y la carga explosiva. Estos valores están sujetos a una constante del terreno K, y
una constante Alpha, la cual se denomina constante de decaimiento. Esto valores son
objetivos en campo, en base a un ajuste lineal con datos reales, y va variando según aumentan
los datos y el macizo rocoso (Saez, 2016).
−𝛼
𝐷
𝑃𝑃𝑉 = 𝑘 ∗ [ ]
√𝑊

Donde:
𝑃𝑃𝑉 : Velocidad Pico Partícula (mm/s)
𝑊 : peso del explosivo (kg)
𝐷 : distancia entre la carga explosiva y geófono (m/kg)

39
 9
.
𝑘 𝑦 𝛼: constante representativo del comportamiento del terreno

2.2.1. Normativa del control de vibraciones

En la comunidad europea y en la mayor parte de naciones existen normativas con el

objetivo de regular las vibraciones generadas por los trabajos realizados en la industria. Esta
normativa proporciona mediciones que delimitan los niveles de vibraciones, así como
también procedimientos y alcances teóricos para su correcta interpretación. Estos límites
permisibles equivalen a patrones ambientales; debido a que, valores por encima de los
mencionados, ocasionan una alteración sobre el medio que los rodea (Sánchez, 2017).

 Nivel internacional

Estudios realizados en países europeos, USA, Australia y Canadá han propuesto

diferentes valores de velocidad máxima de partícula para evitar daños a estructuras naturales
o artificiales. Los estándares internaciones más usados son los siguientes:

o Estados Unidos USBM RI 8557

o Alemania DIN 4150
o Francia: GFEE
o Norma Unión Europea
o Internacional ISO 2631
o Portugal NP-2074
o Suecia SS460 48 66

El criterio más consultado en la industria nacional es la USBM R I5857. Se menciona

velocidades máximas de 19 mm/s con un intervalo de frecuencias de 4 a 12 Hz. Para el caso
de edificios con recubrimiento, el valor máximo es de 12.7 mm/s. Para valores mayores a 4
hz el valor máximo es de 50.8 mm/s (Sánchez, 2017). A continuación, en la figura 13 se
muestra el gráfico de PPV vs Frecuencia.

40
 9
.
FIGURA 13

Gráfico de PPV vs Frecuencia

Nota: Criterio de prevención de dañó USBM-8507

TABLA 2

Criterio de prevención de dañó USBM-8507

PPV (mm/s) Frecuencia (hz) Estructuras

12,7 2,7-7 Casas con paredes de escayola
19 4-12 Casas modernas con interiores de
yeso prefabricadas
50,8 +40 Sin restricción

Nota: Recomendaciones del criterio de prevenciones USBM-8507

2.3. MARCO LEGAL

La propuesta se aplica bajo el marco legal determinada por el Decreto Supremo 024-
2016-EM con su modificatoria el D.S. N° 023-2017-EM. Las implicancias más importantes
están en el Capítulo I (Estándares de las Operaciones Mineras Subterráneas), específicamente
en el Subcapítulo IV y V de perforación y voladura, respectivamente; así como también, en
el capítulo VI (Explosivos), subcapítulo V, agentes de voladura.

41
 9
.
Estos artículos tienen su intervención, principalmente, en el cuarto paso de la
presente propuesta, implementación en campo. A continuación, se menciona.

Subcapítulo IV: Perforación y Voladura

ART. 234.- En todo trabajo de perforación y voladura en mina subterránea se deberá

cumplir con las siguientes normas de seguridad:

Este artículo menciona, entre los puntos más importantes relacionados con la
propuesta en campo, que se debe revisar el frente para ver si se encuentra algún tiro cortado
o tiros fallados. Si hubiese, se debe recargar los taladros y dispararlos tomando todas las
medidas de seguridad del caso. Nunca perforar en o al lado de tiros cortados. Por otro lado,
en el proceso de perforación, el perforista y su ayudante están en la obligación de verificar
constantemente la existencia de rocas sueltas para eliminarlas. Otro de los aspectos
mencionados refiere a que al perforar los taladros que delimitan la excavación, techo y
hastíales, deben hacerlo en forma paralela a la gradiente de la galería, subnivel, chimenea,
cámara y otras labores similares usando una menor cantidad de carga explosiva para evitar
sobre roturas en el contorno final.

ART. 236.- En este artículo hace referencia a que se deben realizar monitoreos
periódicos de vibraciones empleando el equipo sismógrafo, con la finalidad de reducir la
perturbación al macizo rocoso por efecto de la voladura con explosivos. En el proyecto se ha
registrado con el sismógrafo Instantel Plus de 6 canales de manera periódica para medir el
impacto del diseño en el macizo rocoso.

Subcapítulo V: Voladura No Eléctrica

ART. 237.- En la voladura no eléctrica se debe cumplir con lo siguiente:

Este artículo hace referencia a la obligación de preparar el cebo con punzón de

madera, cobre o aparatos especiales exclusivamente para este objeto; asegurándose que
coincida lo más cerca posible con el eje longitudinal del cartucho y haciendo que el
fulminante tenga vista hacia la columna del explosivo. En cuanto a los parámetros
establecidos para el quemado de mecha lenta de un metro (1) son de ciento cincuenta (150)

42
 9
.
a doscientos (200) segundos o cincuenta (50) a sesenta (60) seg/pie. No deberá usarse mechas
con defecto o con exceso a estos límites. En referente a las guías no se usarán longitudes
menores a uno punto cincuenta (1.50) metros y al mismo tiempo la extensión de las guías
deberá ser suficientes para permitir el encendido de toda la tanda de perforación y dejar un
lapso adecuado para que el personal encargado de encender los tiros pueda ponerse a salvo.
En labores con filtración de agua a partir del chispeo de un (1) taladro es obligatorio el uso
de conectores y mecha rápida.

Subcapítulo VI: Explosivos

ART. 291.- En la voladura no eléctrica se debe cumplir con lo siguiente:

En este artículo de hace referencia al almacenamiento, transporte y uso del ANFO

que se deben tomar en cuenta para la adecuada implementación de la propuesta. Con respecto
al almacenamiento, debe ser colocado en anaqueles de madera con tratamiento ignífugo,
almacenado con explosivos compatibles y en depósitos secos bien ventilados. Para el
transporte, se deben respetar las leyes y reglamentos previstos para la carga de explosivos.
Asimismo, para los usos, se debe utilizar el cebo adecuado para asegurar el inicio de la
detonación de la columna de ANFO; el equipo neumático y de presión utilizado debe tener
sus propias conexiones a tierra para descargar la electricidad estática. Los tubos de carga del
ANFO deben ser de material plástico de alta resistencia y capacidad dieléctrica, así como
también, deben ser por lo menos de setenta (70) centímetros más largos que los taladros a
cargar.

En complemento con lo mencionado anteriormente, es importante señalar que todos

los trabajadores del área de voladura de la Unidad Minera Huanzalá cuentan con licencia
emitida por la Superintendencia Nacional de Control de Servicios de Seguridad, Armas,
Municiones y Explosivos de uso Civil, (SUCAMEC) vigente para manipuleo de explosivos
con la finalidad de dar cumplimiento a la normativa vigente.

43
 9
.
CAPÍTULO III

3. DISEÑO Y DESARROLLO DE LA PROPUESTA

3.1. ÁREA DE ESTUDIO

A continuación, se presentarán las áreas de estudio, así como los aspectos

relacionados al tema de investigación, que resulten relevantes para el desarrollo de este
trabajo.

3.1.1. Ubicación
El área de estudio fue una mina del norte del Perú ubicado en el distrito de Huallanca,
Provincia de Bolognesi, departamento de Ancash a una distancia de 8 km en línea recta al
NW del pueblo de Huallanca. La mina se halla entre la prolongación de la cordillera Blanca
y la cordillera de Huayhuash, al Sur del cerro de la mina proyecto y al NE de un valle glacial,
por donde discurre el río Torres, a una altitud comprendida entre 3,800 y 4,300 msnm. Las
coordenadas geográficas del campamento son las siguientes: 76º 59´ 50” Longitud Oeste y
09º 52´04” Latitud Sur. En la Figura 4 se mostrará, de una manera más gráfica, la ubicación
de la Unidad Minera Huanzalá.

44
 9
.
FIGURA 14
Ubicación de la mina

Nota. Información obtenida de la Compañía Minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

45
 9
.
3.1.2. Acceso
Es accesible partiendo de Lima de la siguiente manera:
 Desde la ciudad de Lima mediante la Carretera Panamericana Norte hasta Pativilca,
luego por la vía de penetración a Huaraz, con un desvío a la altura de Conococha / Antamina,
con un tramo final a la mina y distancia de 420 km en un promedio de 6 a 7 horas.
 Desde la ciudad de Lima a Pativilca, por la carretera asfaltada de 284 km.; luego, se
llega a Pachacoto por carretera asfaltada de 166 km.; y finalmente a Huanzalá, carretera
afirmada de 40 km. Lo cual hace un total de 490 km, en aproximadamente 8 horas.
 Desde la ciudad de Lima a Pativilca, Conocha, Chiquian, Aquia, Pachapaqui y
Huanzalá, con un recorrido total de 510 km.
 Desde la ciudad de Lima – Cerro de Pasco – Huánuco – La Unión – Huallanca y
Huanzalá.

3.1.3. Geología regional

3.1.3.1. Plegamiento andino

En la región se observan los efectos de la llamada Orogenia andina, que en sus

diferentes fases ha contribuido en la formación de la cadena de los Andes, resultando como
consecuencia, fajas de rocas mesozoicas y terciarias plegadas; generalmente con ejes NW –
SE paralelas a la orientación Andina.

3.1.3.2. Estructuras principales

a. Pliegues: el área de estudio se encuentra plegada, observándose la presencia de

anticlinales y sinclinales con una distancia de 2 a 3 km, los cuales se encuentran volcados.
Estos pliegues fueron formados por esfuerzos de comprensión que actuaron con rumbo NE
– SW.

46
 9
.
b. Fallas: a medida que aumentaban los esfuerzos de comprensión, las rocas cedieron
por ruptura y se formaron fallas paralelas al rumbo general de la estratificación (NW - SE).
Estas fallas generalmente son inversas, tal es el caso de las fallas San Marcos, Colla Grande
Casacancha y Burro; otras veces son fallas de empuje o de rumbo, como lo es la falla
Yanashallash.

La estructura de la zona de Huanzalá está delimitada por dos fallas regionales

paralelas.
 Fallas Casacancha: localizada al sur de la mina con el mismo rumbo y de tipo inversa
con buzamiento de 40° – 45° al sur, la distancia que las separa esta entre 20 – 24 Km.
 Fallas Yanashallash: localizada al NE de la mina Huanzalá con un rumbo de N 420
W, y con un buzamiento hacia el sur de tipo inversa.

En la figura 15, se mostrará el Plano Geológico Regional de la mina SL –Huanzalá.

47
 9
.
FIGURA 15
Plano de Geología Regional

Nota. Información obtenida de la Compañía Minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

48
 9
.
3.1.4. Geología local
En la zona de la mina Huanzalá, se observa que predominantemente aflora la
secuencia sedimentaria del Cretácico Inferior y Medio, esta secuencia se observa en el cerro
Huanzalá , formando el flanco inverso E de un sinclinal de eje N 140º (Carrascal-1984). A
continuación, se mostrará en la figura 16 la Geología Regional gráficamente.

FIGURA 16

Geología Local

Nota. Información obtenida de la Compañía Minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

3.1.4.1. Formación Chimú (Valanginiano Inferior y Medio)

Presenta estratos que se encuentran ubicados el NE del cerro Huanzalá, con un rumbo
promedio de N35° – 36°W y buzamiento 60° - 70° NE, el tipo de roca que se presenta son
las ortocuarcitas de color blanco a gris, de grano grueso a medio con frecuente estratificación
cruzada, en bancos de 1 a 2 m. de espesor con una potencia que está por encima de los 100m
intercalados con lutitas de 1 – 5m de potencia, la misma aflora en las partes superiores e infra
yacentes.

Al tope se tiene ortocuarcitas blancas de grano medio, intercaladas con areniscas gris
– verdosas de grano medio a fino en bancos de 0.20 m. a 0.50 m. de espesor.

49
 9
.
El contacto entre la formación Chimú y formación Santa es concordante el límite
fijado para el tope de la formación Chimú, la cual corresponde al último banco de
ortocuarcita, de 1m de espesor de color blanco; sobre el cual descansan bancos de 0.50m. de
potencia de areniscas gris – verdosas que conforman la base de la formación Santa (Carrascal
- 1984).

3.1.4.2. Formación Santa (Valanginiano medio a superior)

En el área de Huanzalá la formación Santa se divide en dos miembros, Santa Inferior

y Santa Superior. Las capas poseen rumbo promedio de N 42° y buzamiento de 60° -70° NE.

-Santa Inferior: constituida por areniscas de color gris – verdosas (en bancos de 0.5 a
1m. de espesor, de grano medio, con cemento calcáreo), lutitas y capas delgadas de calizas
con una potencia de 30 a 40m.

-Santa Superior: constituidas de calizas intercaladas con lutitas con una potencia de
80 – 120m.

Según Carrascal, 1984, la formación Santa Superior en Huanzalá es bastante

homogéneo, estando constituido por calizas negras en bancos de 0.5 m. A 1 m. de potencia,
grano medio a fino (mudstone); calizas bituminosas y fétidas. Chert oscuro de 0.3 m. de
espesor, dolomías, calcarenitas, calizas fosilíferas en bancos de 0.5 m. de espesor, que
contienen abundantes gasterópodos (paraglauconia strombiformis s. p.) intercalados con
lutitas grises en capas delgadas de 0.1 a 0.7 m. de espesor. Cabe mencionar, que en este
miembro se encuentran los mantos minerales (V1, V2, V3, V4), esta mineralización se ha
dado en las calizas por efecto de metasomatismo.

3.1.4.3. Formación Carhuaz (Hauteriviano – barreniano, Aptiano)

Esta formación se presenta en la parte W del cerro de Huanzalá con rumbo de N 42°
y buzamiento de 60° – 70° NE, se halla suprayaciendo en forma concordante a la formación
Santa, constituidas por areniscas grisáceas de grano medio a fino, interestratificadas con
lutitas grises. Algunas fallas presentes en SL-Huanzalá como se muestra en la figura .17.

50
 9
.
FIGURA 17
Fallas presentes en la Unidad Minera Huanzalá

Nota: Información obtenida de la Compañía Minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021

3.1.5. Clima y relieve

3.1.5.1. Clima

Presenta un clima típico de la puna, es decir frígido durante la mayor parte del año,
llegando a 5° en los meses de junio-setiembre. Entre los meses de abril a octubre temperaturas
mínimas de hasta los -6° y – 8°C y máxima de 12° a 14°C, en los meses de noviembre a
marzo tiempo de bastantes lluvias, tormentas eléctricas, hasta granizo y nieve. La T° mínima
oscila entre 2° a – 4°C y máximas de 4° a 6°C.

3.1.5.2. Relieve

Presenta una topografía suave con cerros redondeados de pendientes suaves,

quebradas abiertas en formas de u.

51
 9
.
3.2. ÁREA DE INVESTIGACIÓN

A continuación, mostraremos el diagrama de procesos de la mina SL-Huanzalá como

se evidenciará en la figura 18.

FIGURA 18

Diagrama de procesos de la Unidad Minera Huanzalá

Nota: Detalles del proceso de la mina SL. Huanzalá. Elaboración propia.

3.2.1. Materiales y componentes

En el presente trabajo de investigación se utilizarán los siguientes recursos.

 Emulsión: es una mezcla homogénea de varios líquidos inmiscibles entre sí, como
el agua y el aceite, en la cual, la fase interna está compuesta por una solución de sales
oxidantes. Este tipo de explosivo será empleado para cargar los taladros de producción. En
la figura 19 se mostrará las emulsiones (Emulnor 3000 y 1000) empleadas en la Unidad
Minera Huanzalá.

52
 9
.
FIGURA 19

Emulsiones

Nota: Fotografía propia

 ANFO: es un explosivo de alta potencia, que está compuesto por una mezcla
de nitrato de amonio y combustible derivado del petróleo. Dichas mezclas son muy utilizadas
por las empresas mineras y de demolición. En la figura 20 se mostrará el nitrato de amonio
(SUPERFAM DOS) empleada en Unidad Minera Huanzalá.

FIGURA 20

Agente de voladura (ANFO)

Nota: Fotografía propia.

53
 9
.
 Accesorios de voladura: son los productos usados para cebar cargas explosivas,
que suministran y transmiten una llama que inicia la explosión y la onda detonadora de un
punto a otro, para probar las conexiones de disparo se efectúan controles en la secuencia de
voladura. A continuación, en la figura 21 se mostrarán los accesorios de voladura, que se
usan en las áreas de estudio.
 Detonador no eléctrico: su uso está dirigido para ejecutar voladuras masivas en
tajos, vetas angostas y frentes de secciones pequeñas. Además, está compuesto por el
fulminante de retardo, tubo de choque, etiqueta y conectores de plástico tipo “J” (Famesa,
2021). En la siguiente figura 21 se muestra el detonador electrónico tipo Fanel de marca
Famesa, el cual cuenta con dos tipos: Fanel de periodo corto (MS) y Fanel de periodo largo
(LP)

FIGURA21

Detonadores no eléctricos tipo fanel

Nota: En la figura corresponde el de color naranja a periodo corto (MS) y el de amarillo a

periodo largo (LP). Fotografía propia.

 JkSimblast: software utilizado para estandarizar el control de voladura. Para ello,

integra los procesos de diseño, simulación, análisis y optimización; además, almacena,
manipula y analiza datos dentro de un solo sistema. En la figura 22 se mostrará algunos
atributos del programa JKSimblast.

54
 9
.
FIGURA 22

JkSimblast

Nota: Información obtenida de Blast-Consult, perteneciente al año 2020.

 Split Engineering: es una empresa con sede en Tucson, líder en sistemas, software
y servicios de medición del tamaño de la fragmentación de rocas gruesas. El análisis de
fragmentación se estimará en base a un software que va a interpretar digitalmente las
dimensiones de la fragmentación. Esta estimación se realiza mediante los métodos ópticos
digitales (foto análisis), como se muestra en la figura 23.

FIGURA 23

Split Engineering

Nota: Cálculo del tamaño de fragmentación de la roca. Fotografía propia

55
 9
.
 Blastware: Es un software de la empresa Instantel que es empleado para el análisis
de vibraciones, el cual permite visualizar, disgregar, filtrar, ponderar e integrar el registro
sísmico causado por las voladuras, en mm/s. Asimismo, identifica mediante la gráfica de
frecuencia, el valor predominante y un análisis de tiempos de arribo del registro en
comparación a la malla de producción (campo cercano).Por último, se va a analizar los
valores de la gráfica del criterio de daños USBM RI8507 con los límites de velocidad de
edificaciones residenciales, voladuras en minas, entre otros. En la figura 24 se mostrará el
equipo llamado sismógrafo Instantel Minimate Plus usado para registrar las voladuras
realizadas con alta tecnología.

FIGURA 24

Sensores de vibración geotécnicos

Nota: Fotografía propia.

FIGURA 25

Registro de datos del sismógrafo y gráfico de VPP vs Frecuencia

Nota: Información obtenida de software Blast-Consult, perteneciente al año 2020.

56
 9
.
Además, se observa en la tabla 3, el ejemplo típico de los Criterios de daño,
ocasionados por vibraciones producto de la voladura: USBM RI8507, Modelo EE. UU.

TABLA 3

Registro de datos del sismógrafo y gráfico de VPP vs Frecuencia

FRECUENCIA(hz) VPP(mm/s)
1-2.6 5-12.7
2.6-10 12.7
10-40 12.7-50.8
40-100 50.8

Nota: Información obtenida de Blast-Consult, perteneciente al año 2020.

3.3. METODOLOGÍA

La propuesta de investigación plantea un Modelo Integral de Voladura que consta de

6 pasos, muy diferenciados, que pueden ser aplicados en cualquier proceso minero
subterráneo de perforación y voladura. Esta propuesta es de carácter cuantitativo, debido a
que los resultados serán validados en forma numérica al finalizar la propuesta. El primer
paso, a implementar, es la recopilación de información del estado de la fragmentación,
vibraciones, sobrerotura, propiedades del macizo rocoso y reportes de voladura; este último,
va a permitir realizar análisis estadísticos para correlacionar aspectos técnicos.
Posteriormente, se determinará el tipo de explosivo mediante la medición en campo de la
velocidad de detonación del ANFO, y el valor teórico de velocidad del Emulnor 1000,3000,
5000. Este análisis tendrá en cuenta la presión de detonación y la teoría de impedancia de la
roca, para analizar la fragmentación del macizo rocoso. Luego, con los datos obtenidos, se
diseñará la malla de perforación, para ello se utilizará el algoritmo de Roger Holmberg y sus
colaboradores, para calcular del burden, espaciamiento y taladros de rimado; también, la
expresión matemática de Alan Bauer y Peter Calder para realizar la voladura controlada. Con

57
 9
.
los datos de malla de perforación y explosivos, se pasará a realizar las simulaciones con el
programa JkSimblast los cuales consistirán en: análisis de distribución de energía,
vibraciones, carga operante. Producto de lo descrito anteriormente, se obtienen simulaciones
óptimas, que van a representar el comportamiento de los explosivos en el macizo rocoso,
para luego ser implementadas en campo. La fase de implementación en campo es crucial y
debe servir para la recopilación de datos para los futuros análisis de factibilidad del modelo.
Por último, el proceso de validación mediante el coeficiente de alfa de Cronbach, el cual va
a medir la fiabilidad del proceso, desde un punto de vista técnico y también, evaluando
variables no observables. Para este propósito, se contó con el apoyo de las áreas dentro de la
unidad minera. En la imagen 26, se describirán los pasos al detalle de esta propuesta de
investigación y posteriormente su análisis, aplicación e importancia.

3.3.1. Diseñar la propuesta de solución

En la siguiente figura 26 se muestra el diagrama de la propuesta de investigación,
denominado: Diagrama de Modelo Integral de Voladura.

58
 9
.

FIGURA26

Diagrama del Modelo Integral de Voladura

Nota: Este diagrama muestra la secuencia a seguir para la obtención de la simulación óptima y validación del modelo de
investigación. Elaboración propia.

59
 9
.
3.3.2. Definir el área sobre la cual se basa su investigación
La zona en el que se va a realizar el experimento se encuentra ubicado en la zona Carlos
Alberto, Unidad minera –Huanzalá, específicamente, en la Gal 3300 V4 (galería ubicada a
3300 msnm, veta cuatro) la cual es una labor de producción. La figura 27 se muestra el frente
en la que se realizará la experimentación.

FIGURA 27

Imagen del frente de la labor Gal 3300 V-4

Nota: Imagen propia

3.3.3. Recopilar y analizar información

El conocimiento minucioso del macizo rocoso es el primer paso para formular el
Modelo Integral de Voladura. Este análisis va a determinar las propiedades físicas de la roca
que van a ayudar en el diseño de malla y selección de explosivo.

60
 9
.
a. Ensayos de roca intacta y mapeo geomecánico
 Ensayos de roca intacta

Esta primera fase consta de tres ensayos, los cuales, configuran el comportamiento
de la roca: ensayo de compresión triaxial, ensayo de propiedades elásticas y ensayo de
compresión simple. Nos enfocamos en el ensayo de compresión simple, debido a que este
valor es el más utilizado en la toma de decisiones.

En el ensayo a la compresión simple, se va a analizar el valor de la resistencia uniaxial

no confinada, la cual representa una relación de carga entre área. Esta va a permitir analizar
estas magnitudes de presión de la roca con las producidas por los diversos explosivos antes
de proceder a las simulaciones. Los valores de este experimento no son del todo confiables
debido a que no tiene un confinamiento lateral y, por ende, no toman en cuenta la presión de
poros y la fricción; en este sentido, se va a tomar un valor intermedio entre los proporcionados
por el ensayo de compresión triaxial. En la figura 28 se muestra gráficamente el experimento
y las unidades, es importante mencionar que, para este experimento, las unidades están en
megapíxeles.

FIGURA 28

Ensayo de compresión simple Uniaxial

Nota: Información obtenida de Geomec, perteneciente al año 2021

61
 9
.
En las figuras 29 se puede observar la prueba que se realiza para determinar el valor
de compresión de la roca.

FIGURA 29

Compresión de simple

Nota: Prueba de compresión de testigos en mina. Foto propia

b. Análisis de vibraciones
 Holmberg & Persson (1994).

El objetivo de realizar el monitoreo de vibraciones es estimar el nivel de daño al macizo

rocoso por análisis de campo lejano y cercano, a través del criterio de Devine, Cameron
McKenzie y BDI (Blast Damage Index).

Para obtener los registros sísmicos se van a utilizar un sismógrafo de 6 canales, marca
Instantel, el cual proporciona registros de velocidad pico de partícula, como se muestra a
continuación en el formato de la tabla 4.

62
 9
.
TABLA 4

Ejemplo de datos de monitoreo microsísmico

DATOS MONITOREO RAMPA PATRICK-VALERIA V-2220

Disparo(Fecha) VVP(mm/s) D(m) W(kg)
Voladura en Desmonte Vel. Pico Particula Distncia (Peso max/retardo)
10-sep 36.16 18 13.2
13-sep 27.52 22 13.2
14-sep 25.44 25 13.2
14-sep 17.8 29 13.2

Nota: Formato de monitoreo de datos microsísmico en la Unidad Minera Aurífera Retamas-

Marsa, perteneciente al año 2019.

Con los datos de campo como velocidad, distancia y carga por retardo se van a
estimar la ley de atenuación, hallando las constantes k y α, los cuales se muestran a
continuación.

Estimación de velocidad pico partícula

−𝛼
𝑑
Vpp = k ∗ ( )
√𝑤

Nota: Según Modelo de Devine (1962)

Ley de atenuación de vibraciones (Modelo Devine)

Donde:

VPP : velocidad de partícula (mm/s)

d : distancia escalar (m/kg)
k : factor de amplitud
𝛼 : factor de atenuación
W : eso máximo de explosivo por retardo (kg)

63
 9
.
Posteriormente, se procederá a determinar el daño al macizo rocoso, para lo cual, se
hallará la velocidad pico partícula crítica, la cual responde a las propiedades físicas de la
roca y velocidad de onda, como se muestra en la siguiente ecuación.

Velocidad pico partícula Crítica

𝜎𝑡 𝑥 𝑉𝑝
𝑉𝑝𝑝 𝑐𝑟í𝑡𝑖𝑐𝑎 =
𝐸𝑖

Nota: Según Modelo de Devine

Donde:

𝜎𝑡 : resistencia a la tracción

𝑉𝑝 : velocidad de onda P

𝐸𝑖 : modelo de elasticidad

También, se evaluará el Índice de Daño al Macizo Rocoso, el cual se utilizará la siguiente

expresión:

Daño Inducido Por Voladura, BDI (Blast designe Index)

𝐵𝐷𝐼 = (𝑉𝑝𝑠 × 𝜌𝑡 × 𝑣𝑝 )/(106 × 𝑘𝑣 × 𝜎𝑡 )

Nota: Según Modelos teóricos australianos propuestos (respecto a predicción de

velocidad de partícula)

Vps (mm/s) : vector suma de la Velocidad Pico Partícula

𝜌𝑡 (gr/cm3) : densidad de la roca
𝑣𝑝 (m/s) : velocidad sónica de la masa rocosa
𝑘𝑣 : constante de la calidad de la roca
𝜎𝑡 (MPa) : resistencia a la tracción de la masa rocosa
A continuación, se muestra en la tabla 5 los criterios de daño establecidos para los
valores del BDI. Para el cual, el máximo valor tolerable, que no genera dañó severo, es de
0.75.

64
 9
.
TABLA 5

Criterio de daño mediante los valores establecidos para el BDI

CRITERIO DE DAÑO
BDI TIPO DE DAÑO OBSERVACIONES
≤ 0.125 No hay daño Máximo para trabajos permanentes
0.25 Daños no considerables Máximo tolerable, trabajos grandes
Menores efectos de Máximo valor tolerable, trabajos
0.50
excavación intermedios
Moderado y daño
0.75 Máximo tolerable, trabajos temporales
discontinuo
1.00 Mayor sobre excavación Rehabilitación intensiva
1.50 Daño severo Rehabilitación difícil o imposible
Excesiva sobre
≥ 2.000 Abandono de labor
excavación

Nota: Formato de monitoreo de vibraciones que emplea la Compañía Minera Santa Luisa-
Unidad Huanzalá, perteneciente al año 2020

c. Ensayos de fragmentación

En primer lugar, se pasará a verificar mediante el programa Split Desktop Software,

la granulometría en base al algoritmo de Kuz Ram, el cual permite tener un mejor valor de
fragmentación, que posteriormente serán cotejadas con el experimento de propuesta en
campo. En la siguiente figura 30 se puede observar el interfaz del programa Split Desktop
Software, el cual dimensiona, en base a las imágenes proporcionadas el P80 presente en los
stocks, después de la voladura, mediante una curva granulométrica.

65
 9
.
FIGURA 30

Split Desktop Software empleado para determinar el tamaño de fragmentación

Nota: Información obtenida de Split-Desktop Software, perteneciente al año2021.

d. Reportes de voladura

Para realizar un análisis real, es necesario recopilar diariamente los reportes de

voladura que se emiten en operaciones mina. En el presente trabajo se va a hacer énfasis en
los aspectos de diseño de mallas y cantidad de explosivo. En la siguiente figura 31, se puede
observar los parámetros que se va a registrar.

66
 9
.

FIGURA 31

Formato modelo de recopilación de información operacional

FACTOR
FACTOR
ANCHO ALTURA N° N° LONGITUD TOTAL DE EFICIENCIA EFICIENCIA DE SOBRE
AVANCE TACO m^3 TM EFICIENCIA DE DE
GUARDIA REAL REAL TALADROS TALADROS PERFORADA EXPLOSIVOS DE TOTAL CARGA ROTURA
(m) (m) ROTOS ROTOS PERFORACIÓN POTENCIA
(m) (m) CARGADOS ALIVIO (m) (kg) VOLADURA (%) LINEAL (%)
(Mj/t)
(kg/m)

OBJEIVO 2.75 2.97 45 5 1.65 1.54 0.11 35.34 10.72 28.93 90.00% 93.56% 84.21% 22.95 1.22 10.00%
DÍA 2.85 2.90 45 5 1.62 1.50 0.12 35.21 10.56 28.52 88.56% 92.59% 82.02% 23.47 1.23 10.70%
NOCHE 2.75 2.85 45 5 1.55 1.53 0.02 35.32 10.22 27.58 84.76% 98.71% 83.66% 23.08 1.28 7.78%
DÍA 2.90 3.00 45 5 1.50 1.49 0.01 35.42 11.04 29.82 82.02% 99.33% 81.47% 23.77 1.19 13.56%
NOCHE 2.90 3.00 45 5 1.55 1.49 0.06 35.21 11.04 29.82 84.76% 96.13% 81.47% 23.63 1.18 13.56%
DÍA 2.90 2.85 45 5 1.62 1.50 0.12 35.32 10.56 29.52 88.56% 92.59% 82.02% 23.54 1.24 10.78%
DÍA 2.80 2.90 45 5 1.60 1.52 0.08 35.42 10.51 28.39 87.49% 95.00% 83.11% 23.30 1.25 9.70%
DÍA 2.80 2.85 45 5 1.59 1.51 0.08 35.53 10.27 27.72 88.94% 94.97% 82.57% 23.53 1.28 9.78%
NOCHE 2.80 2.85 45 5 1.60 1.51 0.09 33.40 10.27 27.72 87.49% 94.38% 82.57% 22.12 1.20 9.78%
DÍA 2.85 2.90 45 5 1.62 1.53 0.09 33.61 10.27 29.09 88.58% 94.44% 83.66% 21.97 1.16 10.70%
DÍA 2.85 2.80 45 5 1.60 1.51 0.09 33.08 10.27 27.72 87.49% 94.38% 82.57% 21.90 1.19 10.70%
DÍA 2.85 3.00 45 5 1.60 1.52 0.08 34.46 11.07 29.89 87.49% 95.00% 83.11% 22.67 1.15 8.85%
DÍA 2.85 3.00 45 5 1.60 1.50 0.10 35.21 10.93 29.50 87.49% 93.75% 82.02% 23.47 1.19 12.56%

Nota: Información obtenida de la tesis “Optimización del Avance Lineal en las Labores de Exploración y Desarrollo de la Unidad
Minera Santa María - Compañía Minera Poderosa S.A. con la aplicación de los criterios fundamentales de la ingeniería de la
voladura”. (2019). Cuadro modificado con fines educativos.

67
 9
.
3.3.4. Evaluación inicial y selección de explosivos
En primer lugar, se evaluará las propiedades del explosivo, como densidad, Velocidad
de detonación y presión de detonación, para obtener un diagnóstico inicial de energía
utilizada por el explosivo versus la resistencia de tracción dinámica de la roca. Para calcular
la presión de detonación se va a utilizar la expresión de detonación en el taladro, en el cual
se va a considerar el radio de carga explosiva y el radio del taladro, con la finalidad de obtener
valores de acordes a la realidad. A continuación, se muestra la presión de detonación para el
taladro.

Presión de detonación

𝑟𝑐 2.4
𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (𝜌)𝐷2( )
𝑟ℎ

Nota: Fórmula según Alan Bauer - Peter Calder

Pb : presión del taladro (psi)

𝜌 : densidad del explosivo (gr/𝑐𝑚3 )

D : Velocidad de Detonación del explosivo (pies/seg)

Rc : radio de carga explosiva (pulg)

Rh : radio del taladro (pulg)

En la columna explosiva, se va a utilizar ANFO y Emulnor, los cuales tiene diferente

velocidad de detonación y densidad, por lo tanto, se va a manejar un promedio ponderado,
en el cual, los pesos estarán en función de la longitud de columna explosiva, velocidad de
detonación y densidades. Estos tendrán valores ponderados, para la realización de los
cálculos.

3.3.4.1. Selección de explosivo

Luego de haber evaluado la presión de detonación y la transmisión de la energía
explosiva a través de la impedancia de la roca, se va a seleccionar el explosivo. El macizo
rocoso juega un papel fundamental en la selección del explosivo a emplearse, y son sus
características y propiedades en las que se basará para una adecuada selección. Para lo cual
se va a tomar en cuenta los siguientes pasos:

68
 9
.
Ø Determinar la calidad de la roca

Se va a determinar si la roca es homogénea o fracturada en base a los datos de mapeo

geomecánico. Tomar atención al valor de espaciamiento entre discontinuidades, apertura y
grado de competencia de la roca.

Ø Velocidad de detonación

Por regla práctica si la roca es competente se va a elegir un explosivo de velocidad

de detonación elevado, por el contrario, si es una roca fracturada, un VOD medio a bajo.
Dependiendo de las condiciones del terreno, en ocasiones es necesario altas presiones o daño
por gas.

Ø Presión de detonación

El análisis de la PD es trascendental para estimar el fracturamiento de la roca al

compararlo con el marizo rocoso. Es imprescindible registrar la velocidad de detonación en
campo para obtener valores adecuados para la roca.

Ø Densidad del explosivo

Para macizo rocoso competente, se recomienda utilizar explosivos de alta densidad;

para los macizos poco competentes, de baja densidad.

Ø Potencia del explosivo (energía)

Para analizar este parámetro es necesario centrarse en el análisis de peso relativo por
volumen del explosivo (RWS), ya que indica el volumen de energía en un volumen
determinado (cal/cm3). Este valor se calcula en base a un explosivo, generalmente, nitrato
de amonio. Dependiendo del fracturamiento del macizo rocoso se buscará valores elevados
de RWS.

Ø Volumen de Gases

Para evaluar la energía del explosivo se debe consultar las fichas técnicas de potencia
relativa en peso (RWS) y potencia relativa en volumen (RBS). Este último es un criterio muy
potente porque da un indicio de la cantidad de gas que tiene el explosivo en comparación con

69
 9
.
un explosivo base. También es necesario analizar concepto como entalpía de formación y
calor de explosión para cuantificar la energía absoluta del explosivo en peso (kcal/kg).

3.3.4.2. Diseño de Malla de Perforación

En primer lugar, se va a analizar el tipo de arranque a utilizar, pero antes de realizarlo

hay que determinar el avance máximo por disparo. Se verificará las dimensiones de la sección
y la interpretación de la siguiente forma.

𝑃𝑟𝑜𝑓𝑢𝑛𝑑𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐻 ≤ 𝐵

Nota: Fórmula según Holmberg y colaboradores

Con la expresión anterior, se puede determinar que el avance será menor o igual al
ancho de la sección. Adicional a esto, un factor muy importante es el diámetro de los taladros
de rimado, los cuales influyen en el avance de la sección. Según el criterio de Holmberg se
debe aplicar la siguiente expresión mostrada en la ecuación 3, para la longitud de avance.

Cálculo de avance

𝐿 = 0.15 + 34.1 ∗ ∅2 − 39.4 ∗ ∅22

Nota: Fórmula según Holmberg y colaboradores

∅2 : diámetro del taladro vacío (mm)

L : longitud de avance (m)

Para realizar el cálculo adecuado de taladros de rimado, es necesario iterar con

diferentes taladros vacíos, en lugar de un solo diámetro, para esto se utiliza la siguiente
expresión mostrada en la ecuación 4.

Cálculo de taladros de rimado

∅𝟐 = ∅2′ ∗ √𝑁𝐵

Nota: Fórmula según Holmberg y colaboradores

Dónde:

∅2 ′: diámetro del taladro vacío de menor diámetro (mm)

70
 9
.
∅2: diámetro del taladro vacío equivalente (mm)

NB: número de taladros vacíos (unidades)

A continuación, se aplicará este criterio para dos casos, sin taladros de rimado, para
un diámetro de roca de 0.064 m e iteración con taladros de rimado de 0.101 m de diámetro,
teniendo en cuenta el criterio de avance de Holmberg.

1° CASO: Utilizando el mismo diámetro de alivio a los taladros de producción para

barreno de 14 pies (∅ = 0.064 m), como se muestra en la tabla 6.

TABLA 6

Formato para determinar el número de taladros de alivios con broca de 64 mm.

N° Taladro de Ø Equiv
L (m) Eficiencia Avance (m)
Ø alivio (m) (m)
0.064 1 0.06 0.9
0.064 2 0.9
0.064 3 0.9
0.064 4 0.9

Nota: Según criterio de Holmberg y sus colaboradores

SIENDO:
∅ : diámetro del taladro de alivio (mm)
N°Tal. Alivio : cantidad de taladros de alivios
∅ Equiv : diámetro equivalente de alivio (mm)
Efi. T : eficiencia (85%)

L : profundidad del taladro (m)

Avance : (L x 0.85) (m)

2° CASO: Utilizando taladros de rimado con diferente diámetro a los de producción

para barrenos de 14 pies (∅ = 0. 101), como se muestra en la tabla 7 y 8.

71
 9
.
TABLA 7

Formato para determinar el número de taladros de alivio con broca de 101 mm.

N°
Ø
Ø Taladro de alivio L (m) Eficiencia Avance (m)
Equiv (m)
(m)
0.0101 1 0.0101 0.9
0.0101 2 0.9
0.0101 3 0.9
0.0101 4 0.9

Nota: Según criterio de Holmberg y sus colaboradores.

TABLA 8

Formato para determinar el número de taladros de alivio óptimos según el avance

N° Taladro Ø
L (m) Eficiencia Avance (m)
de alivio (m) Equiv (m)
Caso 1° 0.9
Caso 2° 0.9

Nota: Según criterio de Holmberg y sus colaboradores

Luego de analizar el avance de los dos casos con diferentes taladros de rimado se
escogerá el de mayor avance por guardia. Posteriormente, se procederá a utilizar el modelo
matemático de Roger Holmberg y sus colaboradores para diseñar los taladros de producción.

3.3.4.3. Voladura controlada

Para los taladros de corona se va a aplicar voladura controlada. Los valores de

espaciamiento entre los taladros de corona se van a regir en base a la siguiente ecuación 5.

Ecuación para calcular espaciamiento entre taladros de corona

2𝑟ℎ(𝑃𝑏 + 𝑇)
𝑆 ≤=
𝑇

Nota: Fórmula según Alan Bauer - Peter Calder

72
 9
.
S : espaciamiento entre los taladros de corona (pulg)

T : resistencia tensional dinámica de la roca (psi)

Rh: radio del taladro (pulg)

Pb: presión del taladro (psi)

Pero, antes se tiene que calcular la presión de detonación. Existen diferentes

expresiones para determinar la presión de detonación, que se basan en la presión de
detonación y la densidad del explosivo. En el presente proyecto se ha utilizado una expresión
que incluye la relación entre el taladro y el explosivo como se muestra en la ecuación 6.

Ecuación de presión de taladro

𝑟𝑐 2.4
𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (𝜌)𝐷2( )
𝑟ℎ

Nota: Fórmula según Alan Bauer - Peter Calder

Pb: presión del taladro (psi)

𝜌 : densidad del explosivo (gr/𝑐𝑚3 )

D : Velocidad de Detonación del explosivo (pies/seg)

Rc : radio de carga explosiva (pulg)

Rh : radio del taladro (pulg)

Se va a comparar los valores de compresión de la roca y la presión de detonación. Si

la presión es muy superior a los valores de roca, quiere decir que se va a producir
fracturamiento. En ese sentido, es necesario introducir la constante C para desacoplar las
cargas y disminuir la presión de onda de detonación.

Posteriormente, se empleará la constante C, la cual va a relacionar la longitud de la

carga explosiva y la longitud del taladro. Un valor menor a 1, va a reducir el valor de presión
de detonación. Con el valor de presión de detonación ajustado se va a utilizar la expresión de
Alan Bauer y Peter Calder para estimar el espaciamiento.

𝑆 < 𝑣𝑎𝑙𝑜𝑟 𝑝𝑢𝑙𝑔

73
 9
.
El resultado será un valor de espaciamiento entre taladros que no produzcan un
fracturamiento, que puedan causar daño a los hastiales. Los cuales se verán reflejados en una
voladura de pre-corte, con porcentajes adecuados de sobrerotura.

Sumado al diseño, descrito anteriormente, se recomendará utilizar los siguientes

criterios:

 Taladros de alivio en la corona

 Diámetro del explosivo menor, para una buena relación de desacoplamiento; que
permita, formar un anillo de aire dentro del taladro.
 Voladura simultánea en los taladros de pre-corte, sin retardos.
 Explosivos de poco diámetro que produzcan 1000 bares.
 Sellar con taco inerte. Para la contención de gases y evitar que la
columna desacoplada sea expulsada

3.3.5. Simulaciones
Para estimar el comportamiento de los explosivos en el macizo rocoso es necesario
usar técnicas numéricas a través de una computadora. El programa JkSimblast de origen
australiano, va a permitir crear un diseño completo, la cual involucra importar la malla de
perforación elaborada en este proyecto, diseño de taladros, importación de explosivos,
creación de retardos, isolíneas de energía, distribución de energía y análisis de carga operante
y vibraciones. Para el análisis de campo cercano utiliza el algoritmo de Holmberg & Persson;
y para el análisis de campo lejano el algoritmo de devine. En las siguientes líneas se va a
ejemplificar los análisis que se va a realizar, los cuales son: Importación de malla de
perforación, Interpretación de isolíneas de energía, análisis de distribución de energía del
explosivo y análisis de vibraciones-carga operante y vibraciones.

 Isolíneas de energía y carga operante: luego de distribuir los taladros, cargar

los explosivos y los retardos, se procede a realizar la simulación. Las isolíneas que se van a
analizar indican las caras libres generadas al momento de la detonación. El criterio de
selección son isolíneas que no se crucen y se distribuyan uniformemente a lo largo de la labor
de acuerdo con la energía suministrada por el explosivo. También, se analizará la carga
operante en un mismo instante de tiempo el cual se muestra en color rojo en la malla. Por

74
 9
.
último, se mostrará, el análisis de vibraciones con devine, como un criterio adicional a una
distancia de 50 m. En la figura 32 se aprecian las Isolíneas de energía y carga operante.

FIGURA 32

Isolíneas de energía y carga operante

Nota: Según criterio de Holmberg y sus colaboradores

 Análisis de vibraciones: este análisis se hará en base al criterio de Holmberg &

Persson PPV, el cual va a estimar los niveles de vibraciones teniendo en cuenta una gama de
colores en mm/s. El programa requerirá el grado de resolución y la distancia a la cual se va
a hacer el análisis desde la boca del taladro. El área de geomecánica debe proporcionar los
valores de K, Alpha y los datos de los sismógrafos triaxiales. En la siguiente tabla 9 se
observa lo que el programa proporciona, como marco de referencia.

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 9
.
TABLA 9

Constantes de k y α según tipo de roca

𝒎𝒎 𝑷𝑷𝑽𝒃𝒓𝒆𝒂𝒌𝒂𝒈𝒆
Rock type K a 𝑷𝑷𝑽𝒄𝒓𝒕 ( ) 𝒎𝒎
𝒔 ( 𝒔 )
Massive Granite,(Persson et al. 700 0.7 1000 >4000
1994)
Andesite,(Mckenzie et al. 1995) 200 0.9 600 >2400

Strong Sandstone,(Mckenzie et al. 400 0.78 450 >1800

1995)
Strong Shale,(Mckenzie et al. 1995) 175 1.25 350 >1400
Strong Stae,(Across bedding) (Villa 456 1.12 848 >3400
escusa et al. 2002)
Ridgeway Volcanics,(Onederra 470 0.94 1200 >4800
2001)
Medium/coarse grained quartz 150 0.87 840 >3360
diorite,(Le Blanc et al. 1995)

Nota: Información obtenida de la página del software JkSimblast, perteneciente al año

2005.
 Tomando como valores el PPVc, densidad del explosivo y diámetro del taladro se
va a ecualizar, del interfaz a una gama de colores. Para valores superiores a 5000 mm/ s de
PPVc, se asignará el color rojo, como se muestra en la siguiente figura 33.

FIGURA 33

Escala de criterios de daños según la velocidad pico partícula

76
 9
.
Nota: Información obtenida de la página del software JkSimblast, perteneciente al año
2005.
Luego de obtener las simulaciones óptimas es necesario interpretarlas para poder
discriminar cuales son las que mejor se adecuan a las necesidades operativas que requiere
este proyecto. Los conceptos que se van a tomar en cuenta son los siguientes:

 Distribución uniforme de isolíneas de energía en todo el frente de perforación

 Paralelismo entre las isolíneas de energía. Evitar seleccionar simulaciones con
cruce de isolíneas
 Intersección entre los halos de energía
 Análisis de la carga operante
 Interpretación de la energía, a través del factor de potencia (Mj/t) resumidos en
una paleta de colores.
 Análisis de vibraciones (mm/s) teniendo en cuenta los estándares de la USBM,
así como también los niveles de ruido (db).

Para obtener simulaciones óptimas de vibraciones en campo cercano es necesario

utilizar valores de K y Alpha experimentales obtenidos a través del sismógrafo triaxial.

En la siguiente imagen se muestra los niveles de carga dentro del taladro que
mostrara el software al realizar las simulaciones.

3.3.6. Propuesta de simulación final en campo

Luego de obtener las simulaciones óptimas es necesario interpretarlas para poder
discriminar cuales son las que mejor se adecuan a las necesidades operativas del proyecto.
Después de discriminar entre las simulaciones óptimas y menos funcionales, se procederá a
escoger la simulación final. Es necesario que estas tomen en cuenta las especificaciones
técnicas señaladas en las simulaciones, para así obtener resultados que permitan realizar un
mejor balance del modelo que se está planteando. En la figura 34 se apreciará la aplicación
de la propuesta en campo.

FIGURA 34

Ejemplo de propuesta en campo

77
 9
.

Nota: Fotografía propia.

En la figura 35, se ejemplifica la manera en la se realizarán las simulaciones con

diferentes longitudes de carga, para determinar la columna de explosivo más adecuada.

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 9
.
FIGURA 35

Longitud de carga en los taladros

Nota: Elaboración propia.

3.3.7. Análisis Confiabilidad

Luego de implementar en campo las simulaciones óptimas y recopilar los resultados,
es momento de analizar la viabilidad del modelo implementado. Para lograr este propósito
se va a utilizar el coeficiente Alfa de Cronbach, el cual es un indicador de confiabilidad.
Dependiendo de la valoración se podrá determinan una fiabilidad nula o en caso opuesto una
fiabilidad total. El objetivo de este paso es obtener una fiabilidad aceptable para proceder a
la toma de decisión, las cuales muestren numéricamente valores mayores a 0.7. La secuencia
que se realizará para calcular el Alfa de Cronbach por medio de Excel es la siguiente:

 Realizar encuestas que van a ir dirigidas a medir la eficiencia de cada uno de los
pasos del modelo integral de voladura. Las preguntas estarán dirigidas al cumplimiento de
los estándares de la operación minera y el sentir de los operadores con relación a la
confiabilidad de la propuesta.
 En las preguntas que se realizan reciben un valor numérico de datos.

79
 9
.
 Posteriormente se procederá a realizar los cálculos numéricos para el cálculo del
alfa de Cronbach. Se tomará en cuenta, valor de K, sumatoria de las varianzas de los ítems,
varianza de la suma de los ítems y obtener el valor de Alfa, como se muestra en la ecuación.

Cálculo del alfa de Cronbach

𝑘 ∑ 𝑆2
𝛼= [1 − ]
𝑘−1 𝑆𝑇 2

Nota: Según Cronbach (1951)

Donde:
K : el número de ítems
∑ S2 : sumatoria de varianza de los ítems.
𝑆𝑇 2 : varianza de la suma de los ítems.
𝛼 : coeficiente de Alfa de Cronbach

 Para interpretar los valores de alfa, se va a utilizar el siguiente estándar. Lo ideal

para este modelo es obtener un valor mayor a 0.7, el cual es aceptable. En la siguiente tabla
10 se aprecia los rangos de los valores de 𝛼 y qué significa cada uno de ellos.
TABLA 10

Rangos del valor de α según Cronbach

Cronbach’s alpha Internal consistency

𝛼 ≥ 0.9 Excellent
0.9 > 𝛼 ≥ 0.8 Good
0.8 > 𝛼 ≥ 0.7 Acceptable
0.7 > 𝛼 ≥ 0.6 Questionable
0.6 > 𝛼 ≥ 0.5 Poor
0.5 > 𝛼 Unaccetable

Nota: Información obtenida de Análisis de confiabilidad: cálculo del coeficiente Alfa de

Cronbach usando el software SPSS, perteneciente al año 2021.

80
 9
.
 Luego de evaluar el valor de alfa, se identificarán cuáles son las preguntas que
distorsionan el valor del coeficiente. De esta manera se puede identificar los puntos claves
para interpretar los niveles de confianza. Esto va a permitir identificar las deficiencias en el
modelo, para futuras aplicaciones.
 Se comparará el valor de del Alfa de Cronbach antes de aplicar la propuesta y
después de la propuesta

3.3.8. Identificar limitaciones sobre la implementación de la propuesta y plantear

contramedidas

A. Limitaciones sobre la implementación de la propuesta

 Existe una limitación técnica con el uso de explosivos. Debido a que la unidad
minera tiene al ANFO como explosivo base, y aunque las simulaciones sugieran
explosivos como la emulsión, no sería posible en la práctica, por el factor logístico.
 No se pudo realizar gran cantidad de pruebas en campo, como, por ejemplo, las
tomas fotográficas, debido a los protocoles de bioseguridad frente a la COVID-19.
 El registro de vibraciones no se realiza de manera periódica.
 La muestra representativa está ligada a una galería.
 Las medidas adoptadas por la empresa han restringido la visita de personal exterior.
Asimismo, el trabajo de coordinación con otras áreas, sobre la implementación se ha
visto afectada los protocolos y el distanciamiento social.
 Dificultades operativas, debido a que el personal es reacio al cambio.
 La mina no usa tacos de arcilla para la retención de gases.
 La unidad minera no cuenta con los softwares originales para la implementación de
la propuesta.
 El área de perforación y voladura no tiene registros de los análisis granulométricos
de las voladuras continuas y solo son proporcionados por la parte técnica del
proveedor de explosivos.

81
 9
.

B. Planteamiento de contramedidas
 Prueba de Covid, vacunación y un adecuado uso de los EPPs, además, el uso de
mascarillas.
 Una adecuada explicación ilustrativa sobre los beneficios de la implementación del
presente proyecto, el cual incluía la sugerencia de los operadores.
 Se ha llevado un par de cajas de arcilla para ser usados en la implementación de este
modelo.
 Implementar el software de voladura y costos con recursos propios. Para el análisis
de vibraciones y fragmentación, recurrir al soporte técnico de Famesa Explosivos
S.A.C.

CAPÍTULO IV

4. VALIDACIÓN DE LA PROPUESTA

4.1. RESULTADOS
A continuación, se presentarán los resultados de campo y laboratorio que se han
realizado para lograr los objetivos específicos del proyecto.

4.1.1. Recopilación de información

Se recopiló los resultados de los ensayos de roca intacta, y los datos in situ por medio
del mapeo geomecánico a través del departamento de geomecánica de la CIA. Minera Santa
Luisa- Unidad Huanzalá

4.1.1.1. Ensayos de roca intacta y Mapeo Geomecánico

 Ensayo de Compresión Simple (Uniaxial)

Este ensayo proporcionará las magnitudes de resistencia a presión de la roca. En este

caso el agente que producirá dicha presión, en el campo, es el explosivo. En la siguiente tabla
11 se registra una compresión uniaxial de 142.28 Mpa.

82
 9
.
TABLA 11

Registro de valor compresión uniaxial

Muestra (Laboratorio) Muestra (Mina) Diámetro Atura Carga Resistencia Resistencia

(cm) (cm) (kg/cm2) (MPa) (MPa)

066501-7000-2-6 G3300V4 4.94 10.06 271.6 1851.86 182.28

070501-71000-4-6 V1100 3P498 AM 4.93 9.96 280.4 2345.55 230.02

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

 Ensayo de Compresión Triaxial

En este ensayo se determinó el ángulo de fricción interna y el ángulo de cohesión de

la roca, ello evidencia el comportamiento de la roca en espacios confinados. Además, es
importante contar con estos valores para poder realizar una adecuada selección de los
explosivos. En la siguiente tabla 12 se registra el testigo correspondiente a la labor Gal 3300-
V4 muestra un ángulo de fricción de 54.44° y una cohesión de 24.94 Mpa.

TABLA12

Ensayo de compresión triaxial

Muestra Ang.
Muestra (Mina) Probeta Diámetro Altura Carga Resistencia Conf. mi Cohesión
(Laboratorio) Fricción
(cm) (cm) (cm) (kg/cm2) (Mpa) (Mpa) s/n (°) (Mpa)
066501-7000-2-6 G3300V4 TX-01 4.94 10.16 426.2 6 21.78 54.44 42.92
TX-01 4.94 10.04 374 4
TX-01 4.95 9.96 237.3 6

V1100 3P498
070501-71000-4-6 TX-02 4.94 9.96 319.2 0 23.61 54.43 54.43 25.42
AM
TX-02 4.94 10.01 329.3 2
TX-02 4.94 9.09 335.7 4

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

83
 9
.
 Ensayo de Propiedades Elásticas

En este ensayo se determinó el módulo de Young (kg/cm2) y la relación de Poisson.

Estos permitirán determinar la relación de esfuerzo y deformación del macizo rocoso. En la
siguiente tabla 13 el módulo de Young muestra un valor de 18.82 MPa y un coeficiente de
Relación de Poisson de 0.27.

TABLA 13

Valor del módulo de Young y Relación de Poisson

Muestra (Laboratorio) Muestra (Mina) Diámetro Altura M. Young R. Poisson

(cm) (cm) (GPa) s/n

066501-7000-2-6 G3300V4 6.07 12.23 18.82 0.27

070501-71000-4-6 V1100 3P498 AM 6.07 11.12 17.27 0.27

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

 Mapeo geomecánico

Se recopilaron las características del macizo rocoso, en base al análisis geomecánico

en campo. En la siguiente tabla 14 se valorizó el Macizo Rocoso basado en el sistema de
clasificación geomecánica RMR-Bieniawski (1989), Q (Barton) y sistema de GSI. En el
sector Carlos Alberto Nv 3300, se identificó la galería Gal 3300 V4, para formar parte del
estudio. El RMR básico tuvo un valor de 58, con un tipo de roca IIIA. El valor del GSI, fue
de 60, con un tipo de roca Caliza.

84
 9
.

TABLA14

Valorización del Macizo Rocoso

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021

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 9
.

4.1.1.2. Vibraciones

En cuanto al monitoreo de vibraciones se empleará el Índice por Daño por Voladura (Blast Damage Index “BDI”), el cual analiza
el daño al macizo rocoso en base a un criterio de daño. A continuación, en la tabla 15, se presenta el índice que se maneja antes de
realizar el experimento, el cual muestra que el valor del BDI es 1.03 y que en el criterio de daño señala que existe una sobre excavación
y requiere de una rehabilitación intensiva.

TABLA 15

Monitoreo de vibraciones –Análisis de daño al macizo rocoso antes de implementar el Modelo Integral de Voladura.

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

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 9
.
En la siguiente tabla 16, se muestra los registros del sismógrafo con sus valores de
velocidad pico de partícula (VPP).

TABLA 16

Registro de VPP antes de implementar de proyecto

Velocidad pico Distancia escalada

DISPARO Distancia (Peso máx./ retardo)
de partícula cuadrática
6/8/2021 54 18 13.20 4.954336943
6/14/2021 49 17 13.20 4.679096002
6/20/2021 43 18 13.20 4.954336943
6/26/2021 33 21 13.20 5.780059767
7/2/2021 35 20 13.30 5.484084971
7/8/2021 31 21 13.23 5.773502692
7/14/2021 45 17 13.10 4.696921194
7/10/2021 41 18 13.80 4.845437119
7/11/2021 28 19 12.90 5.290037441
7/17/2021 20 23 13.98 6.151403994

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

En la siguiente figura 36 se muestra el gráfico del modelo de Divine, el cual sirve

para hallar la ecuación de predicción de vibraciones.

FIGURA 36

Gráfica del Modelo Divine

MODELO DIVINE
60 MODELO DIVINE Potencial (MODELO DIVINE)
VELOCIDAD PICO PARTÍCULA

50

40

y = 2954.1x-2.653
30
R² = 0.7444

20
3.5 4 4.5 5 ESCALAR
DISTANCIA 5.5 6 6.5

Nota: Elaboración propia.

87
 9
.
4.1.1.3. Ensayos de fragmentación

 En relación con la fragmentación, se puede encontrar la curva de ajuste

granulométrica. Cabe señalar que para un mejor análisis se evalúan diferentes fotografías
desde tamaños de fragmentos medios hasta grandes. La herramienta de análisis que se usó es
el software Split Engineering, para el análisis de la fragmentación, y se tuvo en cuenta la foto
que se tomó en la Gal 3300 V4 como se muestra en la siguiente figura 37. Esta imagen
muestra el tamaño de la fragmentación de la roca antes de implementar el proyecto de tesis.

FIGURA37

Medición de la roca fragmentada antes de implementar el Proyecto de Modelo integral de

Voladura.

Nota: Fotografía propia.

88
 9
.
FIGURA38

Tamaño de distribución de fragmentación

Nota: Porcentaje pasante del material fragmentado. Elaboración propia.

Como se observa en el gráfico anterior, el P80 es 12.42 pulg. (31.55 cm), sin embargo,
debería ser menor a 8 pulg. (20 cm aproximadamente), ya que facilita el proceso de carguío
del material fragmentado, evita el recurrente uso del plasteo y reduce el consumo de energía
en la chancadora de quijada y el chancado primario en general.

4.1.1.4. Reportes voladura

A continuación, en la tabla 17 se presenta la base de datos de los reportes de

voladura que se recopiló desde 8 de marzo hasta el 21 de Julio del 2021.

89
 9
.

TABLA17

Información de los reportes de voladura de la galería designada para implementar el presente proyecto

FACTOR
ALTURA LONG. TOTAL, FACTOR SOBRE
ANCHO N° TAL. N° TAL. AVANCE TM EFICIENCIA CARGA
FECHA GUARDIA REAL PERFORADA EXPLOS. CARGA ROTURA BDI
REAL (m) CARGADOS ALIVIO (m) ROTOS TOTAL (%) LINEAL
(m) (m) (kg) (kg/TM) (%)
(kg/m)

3/8 NOCHE 4.20 4.32 37.00 4.00 3.99 3.19 151.18 156.37 0.88 47.36 0.97 13.40 1.20
3/9 DÍA 4.24 4.32 37.00 4.00 3.97 3.18 155.92 157.07 0.92 49.09 0.99 14.48 1.28
3/10 DÍA 4.28 4.32 37.00 4.00 3.84 3.07 155.92 153.36 0.93 50.75 1.02 15.56 1.34
3/11 DÍA 4.08 4.26 37.00 4.00 4.00 3.20 155.92 150.17 0.93 48.72 1.04 8.63 1.04
3/12 DÍA 4.26 4.26 37.00 4.00 3.89 3.11 170.17 152.48 0.89 54.68 1.12 13.42 1.22
3/13 DÍA 4.26 4.26 37.00 4.00 3.91 3.13 170.17 153.27 0.95 54.40 1.11 13.42 1.22
3/14 DÍA 4.26 4.26 37.00 4.00 3.99 3.19 170.17 156.40 0.95 53.31 1.09 13.42 1.22
3/15 DÍA 4.16 4.22 37.00 4.00 3.80 3.04 166.89 144.09 0.88 54.90 1.16 9.72 1.40
3/16 DÍA 4.20 4.26 37.00 4.00 3.84 3.07 167.95 148.54 0.93 54.67 1.13 11.93 1.09
3/17 DÍA 4.16 4.14 37.00 4.00 3.79 3.03 168.10 140.99 0.90 55.44 1.19 7.64 1.03
3/18 NOCHE 4.20 4.14 37.00 4.00 4.00 3.20 171.44 150.23 0.90 53.58 1.14 8.67 1.04
3/19 NOCHE 4.12 4.14 37.00 4.00 3.94 3.15 171.44 145.16 0.88 54.39 1.18 6.61 1.03
3/20 NOCHE 4.12 4.30 37.00 4.00 3.92 3.14 171.44 150.00 0.88 54.67 1.14 10.73 1.05
3/21 NOCHE 4.12 4.30 37.00 4.00 3.83 3.06 172.49 146.56 0.90 56.29 1.18 10.73 1.05
3/22 DÍA 4.19 4.30 37.00 4.00 3.79 3.03 172.49 147.42 0.90 56.89 1.17 12.55 1.16
3/23 DÍA 4.19 4.30 37.00 4.00 3.90 3.12 172.49 151.70 0.90 55.28 1.14 12.55 1.16
3/24 DÍA 4.19 4.30 37.00 4.00 3.91 3.13 180.42 152.09 0.90 57.68 1.19 12.55 1.16
3/25 DÍA 4.19 4.30 37.00 4.00 3.96 3.17 169.14 154.04 0.88 53.39 1.10 12.55 1.16
3/26 DÍA 4.19 4.30 37.00 4.00 3.99 3.19 153.63 155.20 0.90 48.13 0.99 12.55 1.16

90
 9
.

3/27 DÍA 4.19 4.23 37.00 4.00 3.91 3.13 153.63 149.69 0.90 49.12 1.03 10.77 1.05
3/28 DÍA 4.20 4.23 37.00 4.00 3.89 3.11 151.60 149.35 0.90 48.72 1.02 11.09 1.06
3/29 DÍA 4.20 4.23 37.00 4.00 4.00 3.20 151.60 153.57 0.90 47.38 0.99 11.09 1.06
3/30 DÍA 4.20 4.34 37.00 4.00 3.79 3.03 151.60 149.22 0.90 50.00 1.02 13.93 1.24
3/31 DÍA 4.28 4.34 37.00 4.00 3.95 3.16 154.30 158.48 0.90 48.83 0.97 16.10 1.35
4/1 DÍA 4.28 4.34 37.00 4.00 3.98 3.18 149.67 159.69 0.90 47.01 0.94 16.10 1.35
4/2 DÍA 4.28 4.38 37.00 4.00 3.79 3.03 170.17 153.47 0.89 56.13 1.11 17.17 1.36
4/3 DÍA 4.28 4.38 37.00 4.00 3.97 3.18 166.89 160.75 0.90 52.55 1.04 17.17 1.36
4/4 DÍA 4.28 4.38 37.00 4.00 3.98 3.18 149.95 161.16 0.90 47.10 0.93 17.17 1.36
4/5 NOCHE 4.28 4.38 37.00 4.00 3.87 3.10 155.92 156.70 0.90 50.36 0.99 17.17 1.36
4/6 DÍA 4.28 4.38 37.00 4.00 3.88 3.10 170.17 157.11 0.90 54.82 1.08 17.17 1.36
4/7 DÍA 4.28 4.30 37.00 4.00 3.93 3.14 168.24 156.23 0.89 53.51 1.08 15.03 1.32
4/8 DÍA 4.16 4.30 37.00 4.00 4.00 3.20 166.03 154.55 0.88 51.88 1.07 11.80 1.07
4/9 NOCHE 4.16 4.30 37.00 4.00 3.75 3.00 166.03 144.89 0.90 55.34 1.15 11.80 1.07
4/10 NOCHE 4.16 4.30 37.00 4.00 3.98 3.18 166.03 153.78 0.90 52.14 1.08 11.80 1.07
4/11 DÍA 4.16 4.18 37.00 4.00 3.97 3.18 168.10 149.11 0.89 52.93 1.13 8.68 1.04
4/12 DÍA 4.30 4.26 37.00 4.00 3.75 3.00 171.44 148.38 0.90 57.15 1.16 14.49 1.28
4/13 DÍA 4.30 4.24 37.00 4.00 3.97 3.18 153.63 156.34 0.88 48.37 0.98 13.95 1.26
4/14 DÍA 4.30 4.30 37.00 4.00 3.85 3.08 151.60 153.76 0.90 49.22 0.99 15.56 1.35
4/15 DÍA 4.26 4.30 37.00 4.00 3.78 3.02 170.17 149.56 0.89 56.27 1.14 14.49 1.28
4/16 DÍA 4.26 4.30 37.00 4.00 3.90 3.12 168.24 154.31 0.90 53.92 1.09 14.49 1.28
6/7 DÍA 4.20 4.30 37.00 4.00 3.91 3.13 142.90 152.53 0.89 45.69 0.94 12.88 1.18
6/8 DÍA 4.22 4.30 37.00 4.00 3.83 3.06 149.95 150.12 0.89 48.94 1.00 13.41 1.21
6/9 DÍA 4.24 4.30 37.00 4.00 3.92 3.14 149.95 154.37 0.90 47.82 0.97 13.95 1.26
6/10 NOCHE 4.18 4.30 37.00 4.00 3.88 3.10 151.60 150.64 0.90 48.84 1.01 12.34 1.13

Nota: Información obtenida del 8 de marzo al el 21 de Julio de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021. Cuadro
representativo.

91
 9
.

4.1.1.5. Análisis estadístico

 Se observa en la figura 39, el registro histórico de toma de datos de marzo a julio en la labor Gal3300 V4, zona Carlos Alberto.
El avance programado es rebasado, considerablemente, por la altura real, y llega a valores de sobrerotura superiores al 10%. La altura
programada tiene un valor promedio de 4 m, y la altura real varía desde un valor de 4.15 hasta 4.40 metros. Con respecto a los valores de
BDI (Blast Damage Index), se tiene valores promedio entre 1.01 hasta 1.42. El valor óptimo es de 0.75, que, según el criterio de daño,
ocasiona un efecto de impacto moderado o discontinuo con consecuencias tolerables sobre el macizo rocoso.

FIGURA 39

Registro histórico de la altura real vs la altura programada de la labor

4.40 ALTURA REAL VS ALTURA PROGRAMADA 2.00

4.30
1.42
1.30 1.35 1.30
1.50
4.20 1.31 1.35 1.45 1.32
1.22 1.26
1.011 1.27 1.34 1.31
1.06
ALTURA (M)

4.10 1.035 1.05 1.00

1.01

BDI
4.00
0.50
3.90

3.80 0.00
ALTURA REAL ALTURA PROGRAMADO BDI

Nota: Se tomaron en cuenta los meses desde marzo hasta julio. Elaboración propia

92
 9
.

 Se observar en la figura 40, el histórico de toma de datos de marzo a julio en la labor Gal3300 V4, zona Carlos Alberto. El
avance de ancho programado es de 4 metros y los valores de ancho real sobrepasan en un 10% a los valores previstos. El ancho real varía
desde un valor de 4.09 hasta 4.30 metros. Con respecto a los valores de BDI (Blast Damage Index) se tiene en promedio entre 1.01 hasta
1.42. El valor óptimo es de 0.75, que, según el criterio de daño, ocasiona un efecto de impacto moderado o discontinuo con consecuencias
tolerables sobre el macizo rocoso. Los datos registrados generan mayor excavación con rehabilitación intensiva; y en otros valores
cercanos a daño severo, los cuales producen una rehabilitación operativamente difícil y costosa.

FIGURA 40

Registro histórico del Ancho Programado VS Ancho Real

ANCHO PROGRAMADO VS ANCHO REAL

4.3 1.60
1.37
4.25 1.35 1.36 1.35 1.40
1.32 1.30 1.27
4.2 1.20 1.22 1.22 1.24 1.26 1.26 1.26 1.20
1.16 1.18 1.13
1.06 1.07 1.07 1.32
4.15 1.035 1.39 1.00
REAL

1.07 1.09
4.1 1.16 0.80
4.05 0.60
4 0.40
3.95 0.20
3.9 0.00
8-Mar 15-Mar 22-Mar 29-Mar 5-Apr 12-Apr 9-Jun 11-Jul 18-Jul
PROGRAMADO
ANCHO REAL ANCHO PROGRAMADO BDI

Nota: Se tomaron en cuenta los meses desde marzo hasta julio. Elaboración propia

93
 9
.

 Se puede verificar, en la figura 41, la cantidad de metros cúbicos de roca producto de las voladuras desde el mes de marzo
hasta el mes de julio, antes de la aplicación de propuesta. Los valores varían desde 52 hasta 60 metros cúbicos. Con respecto al factor de
carga, se puede observar un valor promedio de 1.13 kg/t. Por otro lado, se puede observar un comportamiento parecido entre el factor de
carga y los m3 rotos, debido a que tienen las mismas inflexiones en el gráfico, verificando un comportamiento directamente proporcional
entre estos dos KPI`s.

FIGURA 41

Registro histórico del m3 Roto VS Factor de carga

TONELAJE VS FACTOR CARGA

62.00 1.50

FACTOR CARGA
60.00
TONELAJE

58.00 1.00
56.00
54.00
52.00 0.50
50.00
48.00 0.00

TÍTULO DEL EJE

TONELAJE (m3) FACTOR CARGA (kg/tn)

Nota: Se tomaron en cuenta los meses desde marzo hasta julio. Elaboración propia

94
 9
.
4.1.2. Evaluación inicial y selección de explosivos

En primer lugar, se va a analizar la presión de detonación de los explosivos actuales,

lo cual depende de la densidad del explosivo, velocidad de detonación, radio del explosivo y
radio del taladro. Como se puede observar en la tabla 19, se analiza la presión de detonación,
sin tener en cuenta las dimensiones del taladro y tomando como base el valor de compresión
del macizo rocoso de 180 MPa, se calcula lo siguiente.

TABLA 18

Cuadro de resultado de la presión de detonación de la Emulsión (Emulnor 3000)

Nota: El explosivo analizado es la emulsión, pero en la marca comercial de la empresa que

le brinda asistencia técnica a la Unidad Huanzalá tiene el nombre de Emulnor. Elaboración
propia.

 Se ha analizado la presión de detonación únicamente del Emulnor. Cabe resaltar

que el análisis no se refiere a la distribución de energía, ni al daño por gas; sino, únicamente,
a la reacción inicial del explosivo generada por la onda de presión. Luego de evaluar la
presión de detonación, con una velocidad promedio de 5350 m/s, se verifica una presión de
571 MPa, lo cual es muy superior a la compresión de la roca ubicada en la zona Carlos
Alberto, la cual deriva en daño a la estabilidad del macizo rocoso.

95
 9
.
Es el momento de analizar la presión de detonación del Emulnor y el ANFO, ya que
es el explosivo requerido en las voladuras de todos los frentes de perforación, como se
muestra en la tabla 20.

TABLA 19

Cálculo de presión de detonación de la emulsión y el ANFO

Nota: Elaboración propia

 Posteriormente, como se muestra en la tabla 21, en base al análisis de la presión

de detonación en todo el taladro se verifica una presión de 230 MPa frente a los 180 MPa de
roca caliza presente en el frente. En este sentido, se va a reducir la longitud de la columna
explosiva de los taladros de producción antes de realizar el experimento.

TABLA 20

Cuadro para evaluar la compresión de la roca en relación con el ANFO

Nota: Elaboración propia.

96
 9
.
 Además, se observa una presión de detonación de 33 411 psi, la cual genera una
fragmentación con daño a la estabilidad del macizo rocoso y una inadecuada fragmentación.
Con lo cual se puede inferir que bajando la longitud de columna explosiva se va a reducir la
presión de detonación, y que para casos prácticos la utilización de ANFO y Emulnor, se
adecúan al tipo de roca de la galería.
 Luego de analizar el valor de la impedancia de la roca, se puede verificar un valor
intermedio, que indica parámetros elevados de presión de detonación y también de
compresión. En este caso puntual, podría mejorar el valor a 0.6 para elevar la energía de
choque proporcionada por el explosivo y amortiguar la energía de tracción, para preparar el
macizo para el posterior daño por gas que garantiza el volteo y la fragmentación. En la
siguiente tabla 22 se muestra el valor de la impedancia a la roca.

TABLA 21

Cálculo de la Impedancia de la roca

Nota: Elaboración propia.

Con respecto al volumen de gas, se verifica valores superiores en un 45% en el

Emulnor frente al ANFO y valores de energía parecidos entre el ANFO y el Emulnor. En
conclusión, se va a escoger la combinación de ANFO y Emulnor, ya que cumplen con los
valores de compresión inicial y sus niveles de daño por gas son adecuados, aunque se podrían

97
 9
.
mejorar. Por último, el daño con tracción es el adecuado debido a que tiene un factor de
impedancia de 0.5, como se muestra en la tabla 21, aunque podría ajustarse al 0.6. Resultados
de la nueva propuesta de malla de perforación Gal 3300 V4 – Roca Tipo III-A – Sección 4.00
x 4.00 m.

4.1.3.1. Resultados del análisis de los taladros de rimado

Luego de comparar los resultados de los casos para el análisis de taladros de rimado
teniendo en cuenta un mayor avance, se mostrará los resultados obtenidos y las
recomendaciones para optar por un diseño adecuado.

A continuación, se presentarán los siguientes casos bajo el criterio de Holmberg

1° caso: En la tabla 22 se utiliza el mismo diámetro de alivio que los taladros de

producción para barreno de 14 pies (∅ = 0. 045 m).

TABLA 22

Utilización de una misma dimensión del diámetro del taladro de alivio

Ø N° Taladro de alivio Ø Equiv (m) L (m) Eficiencia Avance (m)

(m)
0.064 1 0.064 2.17 0.9 1.95
0.064 2 0.091 2.91 0.9 2.62
0.064 3 0.111 3.45 0.9 3.10
0.064 4 0.128 3.87 0.9 3.48
0.064 5 0.143 4.22 0.9 3.80
0.064 6 0.157 4.53 0.9 4.07
0.064 7 0.169 4.79 0.9 4.31

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Holmberg y colaboradores.

Para este caso, con taladros de producción de 0.064 m, se registra un avance máximo
de 3.80, el cual equivale a 5 taladros de alivio; el criterio de Holmberg es el que regula este
razonamiento, debido a que el avance no puede ser mayor a 4 m, valor que corresponde al
ancho de la labor, el cual se puede verificar en la tabla anterior.

98
 9
.
2° caso: En la tabla 23 se utilizan taladros de rimado con diferente diámetro a los de
producción (0.064 m) para barrenos de 14 pies (∅ = 0. 101 m)

TABLA 23

Utilización de diferentes diámetros de los taladros de producción

Ø N° Taladro de alivio (m) Ø Equiv (m) L (m) Eficiencia Avance (m)

0.101 1 0.101 3.19 0.9 2.87
0.101 2 0.143 4.22 0.9 3.80
0.101 3 0.175 4.91 0.9 4.42
0.101 4 0.202 5.43 0.9 4.89
0.101 5 0.226 5.84 0.9 5.26
0.101 6 0.247 6.17 0.9 5.56
0.101 7 0.267 6.45 0.9 5.80

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Holmberg y colaboradores.

En este caso, se utiliza taladros de rimado de 101 mm, en el cual se registra un avance
máximo permitido según el criterio de Holmberg de 3.80 m, debido a que no puede superar
la longitud del ancho de la labor. El número de taladros indicado para este avance es de 2 m,
con una eficiencia en campo, aproximada, del 90%.

En la siguiente tabla 24 se muestra las dos mejores opciones de avance representadas

en los cuadros anteriores.

TABLA 24

Dos opciones para un óptimo avance de producción

Casos N° Taladro de alivio (m) Ø Equiv (m) L (m) Eficiencia Avance (m)
Caso 1° 5 0.143 4.22 0.9 3.80

Caso 2° 2 0.143 4.22 0.9 3.80

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Holmberg y colaboradores.

99
 9
.
En la primera opción, se puede observar 5 taladros de alivio con un diámetro de 0.064
m y un avance calculado de 3.80 m. y, en el segundo caso, dos taladores de alivio, con un
diámetro de 0.101 m de diámetro con un avance calculado de 3.8 m. El criterio para utilizar
es el que proporciona mayor avance, pero como los dos tienen el mismo, se va a optar por el
de mejor número de taladros y metros perforados, por un tema de costos. Por consiguiente,
la opción más conveniente para el diseño es la opción 2, como se pue apreciar en la figura
42.

FIGURA 42

Gráfico del primer cuadrante y arranque de la malla de perforación

Nota: Elaboración propia

4.1.3.2. Resultados de malla de perforación según el criterio de Roger Holmberg y

colaboradores

A continuación, se mostrarán las tablas en Excel que se han utilizado para diseñar la malla
de perforación del presente proyecto.

 En la tabla 25 se muestra los datos de entrada y salida para el diseño de malla en

el primer cuadrante.

100
 9
.
TABLA 25

Diseño de malla bajo los parámetros de Holmberg y colaboradores

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Roger Holmberg y colaboradores

 En la siguiente tabla 26 se muestran resultados de diseño para el segundo

cuadrante.

TABLA 26

Datos del segundo cuadrante

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Roger Holmberg y colaboradores

101
 9
.
 En la siguiente tabla 27 se muestran los cálculos correspondes a los valores
obtenidos en el tercer cuadrante de la malla de perforación propuesta

TABLA 27

Datos del tercer cuadrante

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Roger Holmberg y colaboradores

 En la siguiente tabla 29 se muestran las dimensiones de burden y espaciamiento

obtenidas para el cuarto cuadrante son las siguientes.
TABLA 28

Datos del cuarto cuadrante

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Roger Holmberg y colaboradores

102
 9
.
 En la tabla 29 se muestran los valores obtenidos para las dimensiones de arrastras
son las siguientes. Es importante mencionar, que estas dimensiones pueden variar,
mínimamente, para aspectos prácticos en campo.

TABLA29

Datos de arrastras

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Roger Holmberg y colaboradores

4.1.3.3. Resultados del diseño de voladura controlada con el criterio de Alan Bauer y
Peter Calder

 En primer lugar, se va a analizar la presión de detonación del explosivo Emulnor

3000 en la labor de estudio, para así, determinar si la presión con la que se cuenta tiene la
capacidad de disturbar el macizo rocoso. En la siguiente tabla 30 se muestran los datos de
entrada del análisis del proyecto.

103
 9
.
TABLA 30

Cálculo de la presión del taladro

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Alan Bauer y Peter Calder

 En la anterior tabla dinámica, se pudo determinar la presión de detonación actual,

para un explosivo Emulnor, que cuenta con las siguientes características: VOD de 5700 m/s,
densidad de 1.14 g/cm3 y radio de explosivo de 1.27 cm. La roca es de tipo caliza con un
valor de compresión simple de 20305 psi. El valor de presión de detonación obtenido de
48229 psi frente al valor de compresión de roca de 16534 psi muestra una elevada cantidad
de presión por parte del explosivo, lo cual garantiza daño al macizo rocoso, como se muestra
en la tabla 31.

104
 9
.
TABLA31

Valores de la presión de detonación modificada y espaciamiento de taladros de corona

Nota: Elaboración propia bajo criterio de Alan Bauer y Peter Calder

 Luego de verificar que se necesita realizar voladura controlada, se desacopló la

carga de los taladros de corono a una razón de 0.429. Es decir, 1.5 de 3.5 metros del taladro,
estarán cargados con Emulnor 1000. Los datos proporcionan una presión de detonación de
15430 < 16534 ligeramente menos a los valores de compresión de roca, lo cual garantizará
que no se produzca fracturamiento alrededor del taladro. Con los valores calculados el
espaciamiento entre taladros es de 1.26 m, el cual, por razones operativos, se redondeará a
1.20 m.

105
 9
.

RECOPILACIÓN DE LOS CÁLCULOS REALIZADOS

En la tabla 32 se muestran los valores a emplear para la elaboración de la malla de perforación para el presente proyecto

TABLA 32

los resultados de los valores para graficar la malla de perforación

Primer Segundo Tercer Cuarto

Unidades Corona Arrastras Cuadradores
Cuadrante Cuadrante Cuadrante Cuadrante
Burden máximo m 17.17 0.35 0.55 0.76 - 1.14 1.02
Burden practico m 16.67 0.30 0.50 0.71 - 1.15 1.00
Espaciamiento m 0.24 0.59 1.13 1.50 1.20 0.69 1.30
Número de tal. 6.00 4.00 8.00 3.00 5.00 5.00 6.00
taladros
Longitud de m 0.78 0.78 0.98 1.56 1.23 0.59 1.56
vacío
Longitud cargada m/ANFO 3.12 3.12 2.93 2.34 1.50 3.32 2.34
en el tal.
Factor lineal kg/m 59.62
Factor de carga kg/t 0.84
Factor de Mj/t 1.98
potencia
Kg Explosivos kg 30.60 20.40 37.91 11.28 4.72 26.90 22.60

Nota: Elaboración propio

106
 9
.

COMPARATIVO DE MALLA ACTUAL CON MALLA PROPUESTA

En la siguiente figura 43 se muestra la malla actual y la malla propuesta respectivamente.

FIGURA 43

Malla de perforación actual vs malla elaborado del proyecto

Nota: En la malla propuesta se varió en los taladros de arranques y de alivio. Además, en las dimensiones de los espaciamientos.
Elaboración propia

107
 9
.

4.1.3. Resultados de la Selección de explosivos

Por motivos prácticos dentro de la operación, se realizó los cálculos de malla de perforación y simulación de posibles escenarios
con ANFO y Emulnor, los cuales son usados en la operación. Si bien es cierto, se pueden optar con diferentes opciones, el proyecto se
ha adecuado al ambiente real de la operación. A continuación, se muestra en la tabla 33 el detalle de los explosivos a utilizar.

TABLA33

Características de las emulsiones a emplear en el presente proyecto

EMULNOR EMULNOR EMULNOR

Propiedades ANFO
1000 3000 5000

Densidad 0.9 1.13 1.14 0.75

Relativa(g/cm3)
Velocidad 5800 5700 5500 2800
Detonación (m/s)
Presión Detonación 95 93 88 -
(Kbar)
Energía (Kcal/kg) 785 920 1010 -
Volumen Gases 920 880 870 -
(l/kg)
Resistencia al
agua Excelente Excelente Excelente Poca

Nota: Información obtenida del catálogo de producto de ventas de Famesa Explosivos S.A.C.

108
 9
.
TABLA 34

Características del ANFO a emplear en el presente proyecto

NITRATO DE AMONIO GRADO ANFO

Pureza 98,5% MIN

Humedad 0,3% MAX

Ph (solución del 10%) 4,5 MIN

Insolubles en agua 0,8 % MAX

Densidad aparente 0,72 – 0,80 g/cm³

Absorción de petróleo 8% MIN

Granulometría (1 mm – 3 mm) Ø 90% MIN

Nota: Información obtenida del catálogo de producto de ventas de Famesa Explosivos

S.A.C.

4.1.4. Resultados de las Simulaciones

4.1.5.1. Antes de los resultados de las simulaciones óptimas

Para obtener una simulación que represente el comportamiento del macizo rocoso, se
ha seguido la siguiente secuencia:

A. Determinar la longitud de columna de ANFO óptima, con la finalidad de tener la

energía necesaria para la correcta fragmentación de rocas, para evitar un exceso de bolonería.
Se analizarán columnas de ANFO de 75%,80%,85%,90% y 95% con un explosivo de
iniciación tipo Emulsión (Emulnor 3000); para así determinar, si la columna actual de 85%
es la óptima, como se muestra en la tabla 35.

109
 9
.
TABLA 35

Detalles de la simulación de ANFO

Detalles de la simulación de columna de ANFO

Densidad Blast Damage
k α Vp (m/s) PPVc
(g/cm3) Index (BDI)
0.85 523.37 1.663 3162.2 2264 1.04

Nota: Elaboración propia

B. Se realizan tres pruebas, cada uno con diferentes cortes a 0.4, 1.8 y 4, para
interpretar las vibraciones y carga operante. La primera con Emulnor 3000, 5000, 500 y la
longitud de ANFO óptima. En la segunda prueba solo se utilizará Emulnor 3000 y ANFO. Y
en la última, se utilizará Emulnor 3000 y 5000. En todos los casos se utilizarán taladros de
alivio y tacos. A continuación, se mostrarán en la tabla 36 los detalles de la simulación de
Emulnor con ANFO.

TABLA 36

Detalles de la simulación de Emulsión con ANFO

Detalles de la simulación de Emulnor con ANFO

Densidad R. Densidad R. Densidad R. Densidad k α Vp PPVc Blast
Emulsión 3000 Emulsión Emulsión ANFO (m/s) Damage
(g/cm3) 5000 1 000 (g/cm3) (g/cm3) Index (BDI)
(g/cm3)

1.14 1.13 0.9 0.85 413.07 -1.598 3069 2125 1.05

Nota: Elaboración propia

110
 9
.
En la siguiente tabla 37, se muestran los accesorios de voladura y sus cantidades.

TABLA 37

Accesorios de Voladura

Accesorios de Voladura
Total Fanel MS 5 und
Total Fanel ML 12 und
Cordón Detonante 40 m
Carmex 2 und
Mecha rápida 20 cm
Tacos de arcilla 36 und
Taladros de alivio 4 und

Nota: Elaboración propia

C. Se realizaron cuatro simulaciones, únicamente, con emulsiones. Cada uno con

diferente corte transversal, análisis de energía, vibraciones y carga operante. Las dos
primeras simulaciones utilizan Emulnor 500,3000 y 5000 y voladura de controlada. Las otras
dos simulaciones utilizan la misma disposición, pero sin voladura de controlada. Detalles de
la simulación con Emulnor en la tabla 38.

TABLA 38

Detalles de la simulación con Emulnor

Detalles de la simulación de Emulnor con ANFO

Densidad R. Densidad R. Densidad R. Densidad k α Vp PPVc Blast
Emulsión 3000 Emulsión Emulsión ANFO (m/s) Damage
(g/cm3) 5000 1 000 (g/cm3) (g/cm3) Index (BDI)
(g/cm3)

1.14 1.13 0.9 0.85 395.265 -1.895 3069 2125 1.02

Nota: Elaboración propia

111
 9
.
En la siguiente tabla 39 se muestran los accesorios de voladura y sus cantidades.

TABLA 39

Accesorios de voladura

Accesorios de Voladura
Total Fanel MS 5 und
Total Fanel ML 12 und
Cordón Detonante 40 m
Carmex 2 und
Mecha a rápida 20 cm
Tacos de arcilla 36 und
Taladros de alivio 4 und

Nota: Elaboración propia

En las siguientes imágenes se pueden observar más de 60 ilustraciones que

corresponden a las simulaciones descritas anteriormente, y como fueron ordenadas para tener
un mejor análisis final. Por motivos de practicidad no se pusieron los detalles de los informes
e imágenes a detalle.

112
 9
.

 En la figura 44 y 45, se puede mostrar la secuencia de simulación que se ha realizado para obtener la simulación óptima.

Además, se puede apreciar los resultados de malla, energía, carga operante y vibraciones.

FIGURA44

Imágenes de las simulaciones óptimas para implementar en la minera Santa Luisa –Huanzalá

Nota: Elaboración propia.

113
 9
.

FIGURA 45

Imágenes de las simulaciones óptimas para implementar en la minera Santa Luisa –Huanzalá

Nota: Elaboración propia.

114
 9
.
4.1.5.2. Simulaciones de columna de ANFO

A continuación, se mostrará los resultados de dos simulaciones de columna de ANFO,

la simulación de la malla antes de realizar la propuesta y la simulación de propuesta final.

Resultados de las Simulaciones

1. Se realizaron cinco simulaciones de análisis de energía de columna de ANFO. A

continuación, en la tabla 40, se detallará la columna de ANFO actual y la propuesta; y las
razones para escoger una nueva longitud de ANFO.

TABLA 40
Distribución de energía de la malla actual

Nota: Elaboración propia

115
 9
.
 En la siguiente figura 46, se puede observar un panorama de la distribución de
energía de la columna de ANFO.

FIGURA 46
Distribución de energía de la malla actual

Nota: Elaboración propia

La figura 47 muestra valores de energía elevados, debido a que el color rojo tiene
valores de hasta 7 veces el factor de potencia, y los colores verde y amarillo entre 3 y 5 veces
el factor de potencia. El color verde, por estar afectando al contorno de la labor, puede
ocasionar sobrerotura. En ese sentido, se busca valores de energía, ligeramente menores para
garantizar una adecuada voladura controlada.

116
 9
.
FIGURA47
Distribución de energía después de la voladura

Nota: Elaboración propia

117
 9
.
TABLA41

Análisis de la simulación de la columna de ANFO al 85%

Nota: Elaboración propia.

118
 9
.
En la siguiente figura 48 se puede observar una disminución considerable de la
energía distribuida en el frente de operación con la simulación de 80% de longitud de ANFO,
sin perder la energía necesaria para la fragmentación y el volteo de carga; sin embargo, se
constata una elevada energía en la mayoría de las simulaciones en las alzas, lo cual lleva a
requerir una voladura de controlada, para disminuir la sobrerotura. Los valores de energía de
85% de longitud de ANFO, son valores que borden los 12Mj/t. Este valor representa valores
muy superiores al factor de carga y al valor de la velocidad pico de partícula, por lo cual la
columna de 80% se acopla mejor a las necesidades de la unidad minera.

FIGURA 48

Distribución de energía después de la voladura al 80%

Nota: Elaboración propia

119
 9
.
4.1.5.3. Simulación de la malla de energía actual

Se realizó la simulación de energía de la malla de perforación con los datos

consignados en campo. A continuación, en la figura 49, se muestra la malla actual en la
unidad minera Santa luisa – Unidad Huanzalá.

FIGURA 49

Especificaciones técnicas de la malla actual de voladura

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

120
 9
.
Con respecto a las especificaciones con carguío de explosivo y accesorios voladura,
se presentan en la siguiente tabla 42:

TABLA 42
Diseño de carguío de la malla actual

DISEÑO DE MALLA - SMOOTH BLASTING - TIPO III -A

SECC - 4.00 m x 4.00 m
Código: SGI-SL-MIN-60
Fecha de vigencia: 10/07/2019
DISEÑO DE CARGUÍO
FANEL KG. LONG. LONG.
CANT
TAL UBICACIÓN L. TAL CARGA FONDO N° ANFO CARGA VACIO
1 Arranque 4.00 Emulnor 3000 1 1ms 4.58 3.60 0.40
2 Arranque 4.00 Emulnor 3000 1 3ms 4.58 3.60 0.40
3 Arranque 4.00 Emulnor 3000 1 5ms 4.58 3.60 0.40
4 Arranque 4.00 Emulnor 3000 1 7ms 4.58 3.60 0.40
5 I Corte 4.00 Emulnor 3000 1 2lp 4.07 3.20 0.80
6 I Corte 4.00 Emulnor 3000 1 3lp 4.07 3.20 0.80
7 I Corte 4.00 Emulnor 3000 1 2lp 4.07 3.20 0.80
8 I Corte 4.00 Emulnor 3000 1 3lp 4.07 3.20 0.80
9 II Corte 4.00 Emulnor 3000 1 4lp 3.81 3.00 1.00
10 II Corte 4.00 Emulnor 3000 1 4lp 3.81 3.00 1.00
11 II Corte 4.00 Emulnor 3000 1 4lp 3.81 3.00 1.00
12 II Corte 4.00 Emulnor 3000 1 4lp 3.81 3.00 1.00
13 III Corte 4.00 Emulnor 3000 1 5lp 3.81 3.00 1.00
14 III Corte 4.00 Emulnor 3000 1 5lp 3.81 3.00 1.00
15 III Corte 4.00 Emulnor 3000 1 5lp 3.81 3.00 1.00
16 III Corte 4.00 Emulnor 3000 1 5lp 3.81 3.00 1.00
18 IV Corte 4.00 Emulnor 3000 1 7lp 3.81 3.00 1.00
19 IV Corte 4.00 Emulnor 3000 1 8lp 3.81 3.00 1.00
20 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
21 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
22 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
23 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
24 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
25 Hastial 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 3.18 2.50 1.50
26 Alivio 11lp
27 Alzas 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 0.76 0.60 3.40
28 Alivio

121
 9
.
29 Alzas 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 0.76 0.60 3.40
30 Alivio
31 Alzas 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 0.76 0.60 3.40
32 Alivio
33 Arrastre 4.00 Emulnor 3000 1 12lp 4.83 3.80 0.20
34 Arrastre 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 0.76 0.60 3.40
35 Arrastre 4.00 Emulnor 3000 1 12lp 4.83 3.80 0.20
36 Arrastre 4.00 Emulnor 3000 1 11lp 0.76 0.60 3.40
37 Arrastre 4.00 Emulnor 3000 1 12lp 4.83 3.80 0.20
Metros perforados (m) 128.00 Avance proyectado (m) 3.50
Pies perforados (pies) 419.95 Factor de avance (kg/m) 47.36
Emulsión 3000 de 1 /4"x8" (cant. unid.) 32 Factor de carga (kg/m3) 2.96
ANFO (Kg) 160.00 Pentacord (m) 16.00
Total explosivo (Kg) 165.76 Guías, fulminantes (pies) 12.10
Avance Real (m) 3.10

Nota: Información obtenida de la compañía minera SL-Huanzalá, perteneciente al año 2021.

En a la siguiente figura 50, se puede observar el panorama de simulación de energía

del comportamiento actual de los explosivos:

FIGURA 50

Distribución de energía antes de aplicar la propuesta

Nota: Elaboración propia

122
 9
.
Se presenta en la siguiente figura 51 el diseño y carguío de la malla en el
JkSimblast.

FIGURA51

Diseño y carguío de la malla actual en el JkSimblast

Nota: Elaboración propia

Se puede observar el Emulnor 3000 como primer y una columna de ANFO de 90%
en los taladros de arraque,75% en los taladros de ayuda, 70% en los taladros de hastiales y
95% de longitud de ANFO en las arrastras.

En la siguiente figura 52 se detalla la concentración de energía en el corte de la

sección de 0.4 m al frente de detonación.

123
 9
.
FIGURA 52

Distribución de energía antes de aplicar la propuesta

Nota: Elaboración propia

Se observar en la tabla 43 una predominancia de valores cercanos a 12 Mj/t, lo cual
representa concentraciones de energía innecesarias para la fragmentación y volteo de carga.
Se estima que esta energía se perderá en el frente de detonación, con una proyección de
material excesiva. Con respecto a las vibraciones, se puede verificar valores muy superiores
al PPVc, el cual es de 2264 mm/s. También, se puede observar los valores de velocidad de
detonación en la generación de cara libres.

124
 9
.
TABLA43

Resultados de las simulaciones antes de aplicar en modelo integral de voladura

Nota: Elaboración propia

125
 9
.
FIGURA53

Generación de caras libres en los taladros

Nota: La carga operante es representada por los taladros

4.1.5.4. Simulaciones con Emulsión

Luego de haber determinado la columna óptima, se va a realizar las simulaciones,

únicamente, utilizando Emulsión, para evaluar su efecto energético en campo. En la siguiente
tabla 44, se mostrarán las especificaciones técnicas de las simulaciones:

TABLA 44

Generación de caras libres en los taladros

Explosivos Accesorios Taladros

Simulación Emulnor 500 Fanel Corto- Fanel Taladros de Re-
1A Emulnor 3000 Largo-Cordón Corte
Emulnor 5000 Detonante
Emulnor 500 …

126
 9
.
Simulación Emulnor 3000 Fanel Corto- Fanel
1B Emulnor 5000 Largo-Cordón
Detonante
Simulación Emulnor 3000 Fanel Corto- Fanel Taladros de Re-
2A' Emulnor 5000 Largo-Cordón Corte
Detonante
Simulación Emulnor 3000 Fanel Corto- Fanel …
2B' Emulnor 5000 Largo-Cordón
Detonante

Nota: Elaboración propia

127
 9
.

Únicamente se mostrará las simulaciones 1A, debido a que es la más representativa.

 Simulación tipo 1 A:

A continuación, se mostrará en la tabla 45 el detalle de la simulación

TABLA 45

Simulación con Emulsión (Emulnor 5000-3000-1000)

Mine Name: Compañía Minera Santa Luisa S.A. Unidad Huanzalá

Blast Name: Gal3300-Emul-Emulnor 5000-3000-1000
Scenario: 1A
Option
Simulación con Emulnor
Name:
Total leght
133.2 Cost Drill $ 326.34
hold
Easting Nort Diameter Length Dip Bearing Length
Hole Label Level (m) Materi.Name Mass (kg)
(m) (m) (mm) (m) (°) (°) (m)
1 Emulnor 5000
C_3 999.966 1000.422 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
C_4 999.957 999.615 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
C_7 1000.169 1000.121 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
C_8 1000.169 999.921 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
C_9 999.767 1000.121 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)

128
 9
.

1 Emulnor 5000
C_10 999.767 999.921 51 4 0 360 1.822 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_3 1000.466 1000.613 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_4 1000.466 999.413 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_5 999.468 1000.613 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_6 999.468 999.413 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_7 1000.967 1000.02 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_8 998.967 1000.02 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_9 1000.972 1001.113 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_10 1000.972 998.913 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_11 998.97 1001.113 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_12 998.97 998.913 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_13 999.967 1001.12 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_14 999.967 998.92 51 4 0 360 1.791 3.2
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_15 999.967 1001.625 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
C_16 1001.467 1001.624 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)

129
 9
.

1 Emulnor 3000
C_17 998.467 1001.624 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
F_1 1001.871 998.523 51 4 0 360 1.936 3.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
F_2 1000.921 998.523 51 4 0 360 1.936 3.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
F_3 999.971 998.523 51 4 0 360 1.936 3.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
F_4 999.021 998.523 51 4 0 360 1.936 3.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 5000
F_5 998.071 998.523 51 4 0 360 1.936 3.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 1000
B_1 998.071 1001.494 51 4 0 360 0.777 1.4
000 (1 x 8) {a}
1 Emulnor 1000
B_2 1001.871 1001.461 51 4 0 360 0.777 1.4
000 (1 x 8) {a}
1 Emulnor 1000
B_5 998.775 1002.388 51 4 0 360 0.777 1.4
000 (1 x 8) {a}
1 Emulnor 1000
B_6 1001.199 1002.378 51 4 0 360 0.777 1.4
000 (1 x 8) {a}
1 Emulnor 1000
B_9 999.988 1002.423 51 4 0 360 0.777 1.4
000 (1 x 8) {a}
1 Emulnor 3000
S_10 998.071 999.273 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
S_11 998.071 1000.023 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
S_12 998.071 1000.773 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
S_13 1001.871 1000.711 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)

130
 9
.

1 Emulnor 3000
S_14 1001.871 999.961 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)
1 Emulnor 3000
S_15 1001.871 999.211 51 4 0 360 1.343 2.4
000 (1 x 8)

Nota: Elaboración propia

TABLA 46

Accesorios de voladura (retardos cortos y largos)

Series Name Display Label Actual Delay (ms) Quantity

Fanel PC C12 350 1
Fanel PC C15 500 1
Fanel PC C16 600 1
Fanel PC C5 125 1
Fanel PC C7 175 1
Fanel PL L7 3500 2
Fanel PL L6 3000 2
Fanel PL L9 4500 2
Fanel PL L10 5000 6
Fanel PL L8 4000 2
Fanel PL L12 6200 2
Fanel PL L16 8600 3
Fanel PL L14 7400 3
Fanel PL L15 8000 3
Fanel PC C17 700 2

Nota: Elaboración propia.

131
 9
.

En la siguiente figura 54, se puede ver de forma panorámica el comportamiento de la energía de la emulsión (Emulnor) en el frente de

perforación.

FIGURA54

Distribución de la energía de la emulsión, isolíneas, carga operante y vibraciones

Nota: Elaboración propia.

132
 9
.
FIGURA 55

Distribución de energía en el corte a 0.4 m de la cara libre de perforación

Nota: Elaboración propia

En esta figura 56 se puede ver la escala de vibraciones en el frente de perforación, el

cual es analizado en base al PPVc.

FIGURA 56

Escala de vibraciones en el frente de perforación

Nota: Elaboración propia

133
 9
.
TABLA47

Resultados de la simulación con emulsión 1A

Nota: Elaboración propia

134
 9
.
4.1.5.5. Simulación de ANFO con Emulsión

Luego de analizar los explosivos tipo Emulsión, se va a analizar la Columna de

ANFO teniendo como explosivos de iniciación al Emulsión. En la siguiente tabla 48 se
presenta las especificaciones técnicas a tomar en cuenta

TABLA 48

Especificaciones técnicas

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS
IC 80% 3.2
IIC 80% 3.2
IIIC 80% 3.2
IVC 60% 2.4
COLUMNA EXPLOSIVA CUADRADORES 60% 2.4
ALZAS 37% 1.5
PISO 85% 3.4
Vp 3162.2 m/s
K 523.37
Alpha -1.896
PPVc 2563 mm/s
BDI 1.03

Nota: Elaboración propia

 Emulnor (1000-3000-5000) con ANFO

Asimismo, se ha realizado la simulación con los explosivos de iniciación Emulnor:

1000-3000-5000, juntamente con ANFO, accesorios de voladura tipo fanel (FC-FL) y cordón
detonante. Por razones didácticas no se mencionan en este apartado todos sus detalles
técnicos. En la siguiente figura 57, se puede observar de forma panorámica, el
comportamiento energético del explosivo en el frente.

135
 9
.
FIGURA 57

comportamiento energético del explosivo en el frente

Nota: Elaboración propia

En la siguiente figura 58 se puede observar una incorrecta distribución de energía,

debido a que las isolíneas de energía se cruzan y sobresalen del frente de detonación. Además,
se puede observar una carga operante de dos taladros con 9 kg de explosivos los cuales crean
vibraciones indeseables, superiores al objetivo de mina.

FIGURA58

Distribución de energía

Nota: Elaboración Propia

136
 9
.
Tabla 49

Resultados de la simulación con emulsión de 1000-3000-5000 y ANFO

RESULTADOS DE LA SIMULACIÓN: Simulación con Emulnor 1000-3000-5000, ANFO

Distancia de Analisis (m) Interpretación
Se visualiza un nivel de energía adecaudo, con un promedio de tres
veces el factor de potencia. Los colores celeste y azul corresponden a
0.4 valores de nergía necesarios para generar la fragmentación, debido a
que estan entre 0 y 3 mj/t. Con respecto a los valores de producción y
arranque, presentan valores adecuados, aunque, sería ideal presentan
Se observa valores ligeramente
una elevada elevados
distribucion para
, con el volteo de
sobrerotura carga.
entre 5 a 10 cm,
Distribucion de Energía
la energía va disminuyendo progresivamente hasta un valor de 4mj/tn.
1.8 En los taladros de producción se puede observar valores de factor de
potencia entre 12mj/t lo cual garantica energía de volteo y
fragmentación por tener valores muy por encima del PPVc.
Se manifiesta una elevada concentraci+on de erng+ia cerca del frente
3.9 de detonación. Con sobrerotura entre 5-10cm en los hastiles, la energía
es la adecuada para el volteo de carga, pero se prevé una perdida
importante, por fuga.
Interpretación
Isolíneas de Energía Se observa que las isolineas de energía sobresalen de el frente de perforación y que estan
se interceptan generando una carga operante de 9kg y dos taladros en la base.
Valor Interpretación
Debido, al adecuado nivel energético del
Emulnor se ha logrado el objetivo de
Pic. particule (mm/s) disminuir a 6 mm/s. Pero, se encuentra dentro
6.9 mm/s
de lo recomendado (menor a 20 mm/s. Por
debajo de 50.8 según, Bureau Of Mines).
Podría causar la aparacicón de nuevas
Se puede observaar dos pulsos individuales
fracturas.
combinados los cuales están trabajando con
Max. Carga (kg) 9.2 una carga operante de9.2 kg. Se sugiere
PPV
reordenar los retardos para disminuir la carga
operante..
Los valores registrados presentan frecuencias
altas y valores de vibración por superiores al
Dist. Análisis (m) 50 standar; lo cual no representan
Vibraciones desestabilización de bloques, cuñas o
impactos estructurales.
Valores
PPV Parametros K= 553.03
B= 1.854
Valor Interpretación

Este valor registrado es elevado y sobrepasa

los 120 decibeles que es el lumbrar del dolor
Airblast value (dBL) en las personas y el propuesto por la OMS, el
166
cual es de 55 decibeles. En tal sentido, la
Air Blast
evacuación en un rario no menor a 50 metros
en primordial. Puede causar daño irreversible.

Valores
PPV Parametros K= 185
B= 1,2
Grid Resolution PPV Crítico (mm/s) Interpretación
Luedo de analizar el intervalo de velocidades pico de
partícula, hemos registrado tiempos de generacion de
Holmberg and Persson PPV Energy
caras libres de 8700 y 130 ms, los cuales producen
valores superiores ha 7000 mm/s. Se puede observar
0,009 2269 valores de PPV muy elevados en lostaladros de corona,

Nota: Elaboración Propia

137
 9
.
Las siguientes dos simulaciones, como se muestran en las siguientes figuras 59 y 60,
producen un comportamiento muy similar a las analizadas, anteriormente. En las siguientes
figuras se van a observar panorámicamente su distribución energética.

 ANFO (80%) con Emulnor 3000

Se muestra el panorama de la simulación de ANFO (80%), Emulnor 3000, taladros

de alivio y Cordón detonante:

FIGURA 59

Comportamiento energético del explosivo en el frente

Nota: Elaboración Propia

138
 9
.
 ANFO (80%) con Emulnor 3000,5000

La simulación de ANFO (80%), Emulnor 3000,5000, taladros de alivio, retardos

(FC-FL) y cordón detonante

FIGURA60

Simulación de ANFO (80%), Emulnor 3000,5000

Nota: Elaboración Propia.

El comportamiento energético de las tres simulaciones es muy similar, pero se

observa un mejor comportamiento energético en los frentes con Emulnor 3000 y Emulnor
3000 - 5000. Por otro lado, se puede observar un buen comportamiento de las isolíneas de
energía con Emulnor 5000 y 3000, debido a que genera isolíneas de energía paralelas con
vibraciones y carga operante menor. Como se muestra en la figura anterior.

La simulación propuesta tiene dos fases: Diseño de malla con Holmberg y el diseño
de malla de voladura controlada de Alan Bauer y Peter Calder. En la siguiente imagen se
mostrará la malla de simulación final en el JkSimblast, como se muestra en la figura 61.

139
 9
.
4.1.5.6. Malla de Simulación Final

FIGURA 61

Malla de simulación final diseñada en el JkSimblast.

Nota: Elaboración Propia.

Se puede observar dos taladros de alivio con un diámetro de 101 mm, producto del
análisis de taladros de rimado de Holmberg. También, treinta y nueve taladros adicionales
del diseño de malla, los cuales cinco de ellos corresponden a taladros de re-corte. Los retardos
por taladro son representados por diferentes colores y números. En este caso se ha utilizado
retardos de periodo corto y largo, como se presentan a continuación en la tabla 50.

140
 9
.
TABLA 50

Especificaciones de la malla de perforación

Series Name Display Label Actual Delay (ms) Quantity

Fanel PC C12 350 1
Fanel PC C15 500 1
Fanel PC C16 600 1
Fanel PC C5 125 1
Fanel PC C7 175 1
Fanel PL L7 3500 2
Fanel PL L6 3000 2
Fanel PL L9 4500 2
Fanel PL L10 5000 4
Fanel PL L8 4000 2
Fanel PL L12 6200 3
Fanel PL L16 8600 5
Fanel PL L14 7400 8
Fanel PL L15 8000 3
Fanel PC C17 700 1

Nota: Elaboración Propia.

 Voladura controlada

Para la voladura controlada se ha analizado el valor de compresión de la roca, el cual

ascendió a 16534 psi. Con la voladura actual, esta logra valores cercanos a 15430 psi, es
decir, porcentajes bajos de sobrerotura. A continuación, en la tabla 51, se mostrará las
consideraciones para realizar dicha voladura y en la figura 62, el diseño de voladura
controlada.

141
 9
.
TABLA 51

Cuadro de las especificaciones de voladura de Pre-corte

VOLADURA DE PRECORTE
Densidad del Explosivo 1.05 gr/cm3
Velocidad de Detonación 15748 pies/seg
Radio del explosivo 3.1 cm
Radio del taladro 5.1 cm
Longitud de la carga explosiva 1.5 m
Longitud de taco 20 cm
Longitud del taladro 4 m
Resistencia Tensional Dinámica 2362 psi
Presión de detonación 15430 psi
corregida
Resistencia de Compresión de 16534 psi
la Roca
Espaciamiento sugerido 1.2 m

Nota: Elaboración Propia.

FIGURA 62

Diseño de carga de la voladura de Pre-corte

Nota: Elaboración Propia.

142
 9
.
 Diseño de malla de perforación

A continuación, en la tabla 52 se muestra las coordenadas, tipo de carguío, explosivo,

entre otros, que se están utilizando en la propuesta de taladros de producción.
Adicionalmente, se utilizan dos taladros de alivio de 101 mm de diámetro, producto del
análisis de los taladros de alivio de Holmberg.

TABLA 52

Especificaciones para el diseño de malla de perforación del proyecto

Tipe of Hole East North Diameter Bearing Hole Material Mass Long.
Hole Label (m) (m) (mm) (°) Label Name (kg) (m)
Emulnor
3 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 3 000 000 51 360 Superfam
01 3 0.474 3
2
3 taco 0.817 0.2
Emulnor
4 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 4 99.99 000 51 360 Superfam
02 4 0.474 3
2
4 taco 0.817 0.2
Emulnor
7 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 7 000.2 000 51 360 Superfam
03 7 0.474 3
2
7 taco 0.817 0.2
Emulnor
8 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 8 000.2 000 51 360 Superfam
04 8 0.474 3
2
8 taco 0.817 0.2
Emulnor
9 3000 0.112 0.2
Taladros
(1 x 8)
Producción 9 99.8 000 51 360
Superfam
06 9 0.474 3
2
9 taco 0.817 0.2
Emulnor
Taladros 10 3000 0.112 0.2
Producción 10 99.8 000 51 360 (1 x 8)
07 Superfam
10 0.474 3
2

143
 9
.
10 taco 0.817 0.2
Emulnor
3 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 3 000.5 000 51 360 Superfam
08 3 0.474 3
2
3 taco 0.817 0.2
Emulnor
4 3000 0.112 0.2
Taladros (1 x 8)
Producción 4 000.5 000 51 360 Superfam
C
0.474 3
09 _4 2
C
taco 0.817 0.2
_4
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
5
Taladros (1 x 8)
Producción 5 99.5 000 51 360 Superfam
C
0.474 3
10 _5 2
C
taco 0.817 0.2
_5
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
6
Taladros (1 x 8)
Producción 6 99.5 000 51 360 Superfam
C
0.474 3
11 _6 2
C
taco 0.817 0.2
_6
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
7
Taladros (1 x 8)
Producción 7 001 000 51 360 Superfam
C
0.474 3
12 _7 2
C
taco 0.817 0.2
_7
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
8
Taladros (1 x 8)
Producción 8 99 000 51 360 Superfam
C
0.474 3
13 _8 2
C
taco 0.817 0.2
_8
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
9
Taladros (1 x 8)
Producción 9 001 000 51 360 Superfam
C
0.176 2.8
14 _9 2
C
taco 0.817 0.2
_9
Emulnor
C
Taladros 3000 (1 x 0.112 0.2
10
Producción 10 001 000 51 360 8)
15 Superfam
C
0.176 2.8
_10 2

144
 9
.
C
taco 0.817 0.2
_10
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
11
Taladros (1 x 8)
Producción 11 99 000 51 360 Superfam
C
0.176 2.8
16 _11 2
C
taco 0.817 0.2
_11
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
12
Taladros (1 x 8)
Producción 12 99 000 51 360 Superfam
C
0.176 2.8
17 _12 2
C
taco 0.817 0.2
_12
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
13
Taladros (1 x 8)
Producción 13 000 000 51 360 Superfam
C
0.176 2.8
18 _13 2
C
taco 0.817 0.2
_13
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
14
Taladros (1 x 8)
Producción 14 000 000 51 360 Superfam
C
0.176 2.8
19 _14 2
C
taco 0.817 0.2
_14
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
15
Taladros (1 x 8)
Producción 15 000 000 51 360 Superfam
C
0.281 2.2
20 _15 2
C
taco 0.817 0.2
_15
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
16
Taladros (1 x 8)
Producción 16 001.5 000 51 360 Superfam
C
0.281 2.2
21 _16 2
C
taco 0.817 0.2
_16
Emulnor
C
3000 0.112 0.2
17
Taladros (1 x 8)
Producción 17 98.5 000 51 360 Superfam
C
0.281 2.2
22 _17 2
C
taco 0.817 0.2
_17
Emulnor
Taladros _
1 001.9 000 51 360 3000 0.112 0.2
Piso 1
(1 x 8)

145
 9
.
Superfam
F
0.772 3.2
_1 2
F
taco 0.817 0.2
_1
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
2
(1 x 8)
Taladros
2 001 000 51 360 Superfam
F
Piso 0.772 3.2
_2 2
F
taco 0.817 0.2
_2
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
3
(1 x 8)
Taladros
3 000 000 51 360 Superfam
F
Piso 0.772 3.2
_3 2
F
taco 0.817 0.2
_3
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
4
(1 x 8)
Taladros
4 99.05 000 51 360 Superfam
F
De Piso 0.772 3.2
_4 2
F
taco 0.817 0.2
_4
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
5
(1 x 8)
Taladros
5 98.1 000 51 360 Superfam
F
De Piso 0.772 3.2
_5 2
F
taco 0.817 0.2
_5
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
1
(1 x 8)
Taladros B
1 98.1 000 51 360 barro 0.49 0.2
Corona _1
Emulnor
_
1000 0.111 0.2
1
(1 x 8)
Emulnor
_ 0
3000 0.2
2 0.112
(1 x 8)
Taladros B
2 001.9 000 51 360 barro 0.49 0.2
Corona _2
Emulnor
_
1000 0.111 0.2
2
(1 x 8)
Emulnor
_
3000 (1 x 0.112 0.2
Taladros 5
5 98.8 000 51 360 8)
Corona
B
barro 0.49 0.2
_5

146
 9
.
Emulnor
_
1000 0.111 0.2
5
(1 x 8)
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
6
(1 x 8)
Taladros B
6 001.2 000 51 360 barro 0.49 0.2
Corona _6
Emulnor
_
1000 0.111 0.2
6
(1 x 8)
Emulnor
_
3000 (1 x 0.112 0.2
9
8)
Taladros B
9 000 000 51 360 barro 0.49 0.2
Corona _9
Emulnor
_
1000 0.111 0.2
9
(1 x 8)
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
10
(1 x 8)
Taladros
10 98.1 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_10 2
S
taco 0.817 0.2
_10
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
11
(1 x 8)
Taladros
11 98.1 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_11 2
S
taco 0.817 0.2
_11
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
12
(1 x 8)
Taladros
12 98.1 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_12 2
S
taco 0.817 0.2
_12
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
13
(1 x 8)
Taladros
13 001.9 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_13 2
S
taco 0.817 0.2
_13
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
14
(1 x 8)
Taladros
14 001.9 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_14 2
S
taco 0.817 0.2
_14

147
 9
.
Emulnor
_
3000 0.112 0.2
15
(1 x 8)
Taladros
15 001.9 000 51 360 Superfam
S
Contorno 0.281 2.2
_15 2
S
taco 0.817 0.2
_15

Nota: Elaboración Propia bajo criterios de Roger Holmberg y colaboradores

En la siguiente figura 63, se puede observar de manera panorámica el comportamiento

de los explosivos, isolíneas de energía, valores de vibraciones, diseño de malla y diseño de
carguío de la propuesta:

FIGURA 63

Comportamiento de los explosivos, isolíneas de energía, valores de vibraciones, diseño de

malla y carguío

Nota: Elaboración Propia

148
 9
.
FIGURA 64
Diseño de carga de la voladura de producción

Nota: Elaboración Propia

A continuación, se muestra en la figura 65 el análisis de la distribución de energía
FIGURA 65

Distribución de energía

Nota: Elaboración Propia

A continuación, se muestra en la figura 66 el diseño de carga operante e isolíneas de energía

149
 9
.
FIGURA66

Carga operante e isolíneas de energía

Nota: Elaboración Propia.

150
 9
.

4.1.5.7. Simulación actual vs propuesta

En la tabla 53 se muestra la comparativa simulación actual vs propuesta.

TABLA 53

Comparativo simulación actual vs propuesta

COMPARATIVO SIMULACION ACTUAL VS PROPUESTA

Distancia de Análisis (m) Interpretación actual Interpretación Propuesta

Se observa valores por debajo del

factor de potencia en los hastiales
y cuadradores de 2 Mj/t, lo cual
está por debajo del PPVc. Sus
Concentración de energía cercana a 5 Mj / t en los hastiales, cuadrados y piso. colores entre celeste y azul
Concentración superior a 10 Mj/t en los taladros de producción. Puede causar corresponden a valores entre 0 y
0.4
sobrerotura y fuga de energía, lo cual se traduce en proyección y valores por 3 Mj/t, lo cual garantiza la
encima del PPVc. fragmentación. Con respecto a
los valores de producción y
arranque, se pueden observar
Distribució valores necesarios para generar
n de Energía el volteo de carga.
Se observa una disminución de la
energía de contorno, la cual
corresponde de 0 a 4 Mj/t; con
valores de robre rotura menores a
5 cm. Por otro lado, se ve una
Alta concentración de energía en el contorno de la labor, con sobrerotura entre 10 disminución homogénea de la
1.8 a 20 cm. La alta concentración puede causar sobrerotura con un factor de carga energía del frente. En los taladros
mayor a 2.5 kg/m3 en toda la labor. de producción se puede observar
valores de factor de potencia
entre 12Mj/t lo cual garantica
energía de volteo y
fragmentación por tener valores
muy por encima del PPVc.

151
 9
.

La energía en el frente de
detonación es de baja a
moderada, lo cual, significa un
porcentaje de energía perdida (12
Mj-2 Mj/t) con respecto a la
Se estima valores de energía de 12Mj/t, lo cual se traduce en energía excesiva
sobrerotura se puede observar
para la fragmentación y el volteo. Se prevé una elevada fuga de energía con
3.9 valores por debajo de 5cm. El
proyección de roca innecesaria. Con sobrerotura entre 5-10cm en los astiles. Con
efecto de la voladura de pre-
adecuada energía para realizar el volteo de carga.
corte, debido a que disminuye los
valores del frente a 2 Mj/t y 2264
mm/s, garantiza la
fragmentación, pero no la
sobrerotura
Interpretación actual Interpretación Propuesta
Se observa que las isolíneas de
energía se distribuyen
Isolíneas de Energía uniformemente en el frente,
No se presenta paralelismo, en los taladros de producción y ayudas se presentan pequeñas caras libres que pueden
guardando paralelismo. Los
causar poca fragmentación. El espaciamiento entre las isolíneas no es uniforme.
valores entre 130-8600 ms son
los tiempos de generación de las
caras libres.
Valor Interpretación actual Interpretación Propuesta
Debido, al adecuado nivel
energético se ha logrado el
objetivo de disminuir a 10 mm/s;
a una distancia de 40 m, las
Pero, se encuentra dentro de
cuales corresponden a
lo recomendado (menor a 20
Pic. particule (mm/s) infraestructura estratégica de la
mm/s. Por debajo de 50.8
10.6 mina. Estos valores, se
según, Bureau Of Mines).
encuentran dentro de lo
Podría causar la aparición de
Vibraciones PPV recomendado (menor a 20 mm/s.
nuevas fracturas.
Por debajo de 50.8 según, Bureau
Of Mines). No producen la
extensión de fracturas, ni la
generación de nuevas.
Se registra dos pulsos Se puede observar dos
individuales combinados, los fuentes de vibración que están
cuales están trabajando con operando al mismo tiempo, los
Max. Carga (kg) 10,4
una carga operante de 10.4 cuales equivalen a 9kg de
kg. Se ubican en los taladros explosivos. Se sugiere, en
de ayuda y se sugiera reducir nuevos estudios, para reordenar

152
 9
.

su carga para reducir su los tiempos de retardo para

frecuencia. uniformizar la creación de caras
libres hacia el centro de la labor.
Los valores registrados
Los valores registrados
presentan frecuencias altas y
presentan frecuencias
valores de vibración superiores
elevadas y no se representan
Dist. Análisis (m) 50 al estándar; lo cual no
desestabilización de bloques
representan desestabilización de
e impacto a la infraestructura
bloques, cuñas o impacto a
circundante.
estructuras.
Valores Valores
PPV Parámetros K= 10491 K= 10485
B= 2,590 B= 2,105
Este valor registrado es elevado
y sobrepasa los 120 decibeles
Luego de analizar el intervalo de velocidades
que es el lumbral del dolor en las
pico de partícula, se ha registrado valores entre
personas y el propuesto por la
los 5000 y 7000 mm/s. Los cuales representan
PPV crítico: 2264 mm/s OMS, el cual es de 55 decibeles.
elevadas vibraciones y se requiere evacuación
En tal sentido, la evacuación en
en un radio de 50 metros, por un posible daño
un radio no menor a 50 metros en
al ser humano.
primordial. Puede causar daño
irreversible,
Valor Interpretación Interpretación
Este valor registrado es
Este valor registrado es elevado
elevado y sobrepasa los 120
y sobrepasa los 120 decibeles
decibeles que es el lumbral
que es el lumbral del dolor en las
del dolor en las personas y el
Airblast value (dbl) personas y el propuesto por la
propuesto por la OMS, el
166 OMS, el cual es de 55 decibeles.
cual es de 55 decibeles. En tal
Air Blast En tal sentido, en un radio de 50
sentido, la evacuación en un
metros es primordial para
radio no menor a 50 metros
salvaguardar la integridad del
en primordial. Puede causar
personal.
daño irreversible,
Valores Valores
PPV Parámetros K= 185 K= 189
B= 1,2 B= 1,2
Grid Resolution Distance along heading Interpretación Interpretación

153
 9
.

Luego de analizar el
En el campo cercano son elevados, intervalo de velocidades pico de
con factores de carga mayores a 3kg/t en el partícula, elevados en los
Holmberg
taladro. En tal sentido, se podría activar la taladros de corona, para irse
and Persson PPV 0,009 0,4
creación de nuevas fracturas. Lo cual se degradando hasta valores
Energy
traduce en una distribución poco homogénea cercanos al PPVc. Los cuales se
de energía traducen en una distribución
degradada de energía.

Nota: Elaboración Propia

4.1.5.8. Especificaciones técnicas de la propuesta de malla

A continuación, en la figura 67, se presentará los cuadros con las especificaciones de la malla de perforación, distribución de
carga de explosivos y carguío de estos.

154
 9
.

FIGURA 67

malla de perforación, distribución de carga de explosivos y carguío

Nota: Elaboración Propia

155
 9
.

Nota: Elaboración Propia.

156
 9
.
4.1.5. Resultados de la implementación de la nueva malla de perforación y voladura en
campo
En base al nuevo diseño de malla de perforación propuesto, se procedió a su
aplicación en campo. A continuación, se mostrará las imágenes relacionadas a la explicación
de la propuesta al área de operaciones mina; así, como también, un pintado de malla en
campo, a modo de ejemplo, para el personal de la zona Carlos Alberto.

A continuación, se muestra las imágenes de explicación en campo de la propuesta en

la figura 68 y 69.

Figura68

Explicación de la propuesta

Nota: Foto Propia

157
 9
.
Figura 69

Pintado de malla en campo a modo de ejemplo

Nota: Foto Propia

En las siguientes imágenes se mostrará la aplicación de la propuesta en campo.

4.1.6.1. Pintado de malla y perforación de taladros

Los días 24, 25, 27 del mes de agosto del 2021, se puso en práctica la propuesta
presentada al área de operaciones mina. La nueva malla consta de 39 taladros, con dos de
alivio; a diferencia de la malla anterior, que cuenta con 42 taladros y cuatro de alivio. A
continuación, en la figura 70, se muestra los datos de la malla de perforación en la galería
3300 V4 zona Carlos Alberto.

158
 9
.
FIGURA70

Pintado de malla y perforación del frente de la labor

Nota: Foto Propia

FIGURA 71

Imagen del arranque con dos rimados

Nota: Fotografía Propia

159
 9
.
FIGURA 72

Malla de perforación con accesorios de voladura

Nota: Fotografía Propia

160
 9
.
En la figura 73, se muestra el análisis realizado para calcular el avance por disparo,
en la cual se tomó en cuenta, la longitud nominal del barreno, eficiencia de perforación,
eficiencia de voladura y taco.
Eficiencia de longitud de perforación y avance por disparo en la galería 3300 V4 Zona
Carlos Alberto
FIGURA73

Eficiencia de perforación y avance por disparo

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para eficiencia de P&V. Elaboración Propia

Como se puede analizar, se ha utilizado un barreno de 14 pies, pero por cuestiones

operativas únicamente se ha perforados 13 pies y como la eficiencia de voladura fue de 90%
se avanzó 11 pies, lo cual equivale a 3.46 metros. También, se puede observar, que, para los
disparos anteriores a la propuesta, se registra una eficiencia de disparo de 85% con un taco
en campo de 0.58 m. A continuación, se presentarán los costos unitarios de perforación, en
base al programa de costos Software Fp Cost v.7.1. En la tabla 54 se muestra un resumen de
la data base empleada:

161
 9
.
TABLA 54

Eficiencia de perforación y avance por disparo

Nota: Elaboración Propia.

162
 9
.
TABLA55

Costo unitario de perforación

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para costo unitario de perforación.
Elaboración Propia

163
 9
.
Luego de realizar los análisis de costo unitario de la mano de obra, herramientas,
accesorios de perforación, aceros de perforación y equipos. Siendo el Jumbo
Electrohidráulico el más importante. En tal sentido, se ha obtenido un costo de $ 143.82 por
metro de avance, frente a los $ 156.09 por metro de avance registrado antes de la propuesta.
Es importante mencionar que estos costos son los asumidos por la unidad minera, si es que
ellos operaran, en el caso de la tercerización que no es el caso de Minera Santa Luisa, se ha
agregado los costos de alimentación, Examen médico, gastos generales y utilidad, los cuales
hacienden a $ 187.94 para la propuesta.

A continuación, se muestra en la figura 74 el resumen de costos, antes y después de

la propuesta en las siguientes tablas estadísticas.

FIGURA74

Distribución porcentual del costo de perforación Gal 3300 -V4 antes de la propuesta

Nota: Elaboración Propia

Los costos de perforación antes de la propuesta ascendían a $ 156.09 por metro

perforado, para la propuesta se ha calculado un costo de $ 143.82/m, el cual se consigna en
la siguiente figura 75.

164
 9
.
FIGURA75

Distribución porcentual del costo de perforación Gal 3300 -V4 de la propuesta

Nota: Elaboración Propia

De este gráfico de costos se puede concluir que el costo por jumbo es el más
importante en la perforación y los aceros de perforación. Costos como mano de obra y EPPs
son costos fijos. El costo de afilado de brocas es casi insignificante, pero su efecto en los
costos de aceros de perforación y jumbo es determinante, por eso invertir en este aspecto es
una estrategia correcta de reducción de costos.

A continuación, en la figura 76 se detallará el antes y después de la propuesta para el

análisis de costos del Jumbo Electrohidráulico, marca Sandvick – Modelo AXERA 5.

165
 9
.
FIGURA76

Costos del Jumbo antes de la propuesta

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para costo de Jumbo. Elaboración Propia

Se puede observar que los costos predecesores a la propuesta son de $108 hora
máquina, entre los cuales, los costos de propiedad, reparaciones, mano de obra y aceite
hidráulico son los más resaltantes.

166
 9
.
FIGURA77

Costos del Jumbo después de la propuesta

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para costo de Jumbo. Elaboración Propia
Con respecto a los costos posterior a la propuesta se observa una reducción de $ 9.23
por hora máquina, con costo de propiedad de $ 41 y aceite hidráulico de $9.20. Es importante
mencionar, que, al disminuir taladros en la malla de perforación, los costos en reparaciones
y energía eléctrica se reducen.

En la siguiente figura 78 se puede observar los tipos de brocas que se han utilizado
en la aplicación de la propuesta. Para taladros de producción de 54 mm y para taladros de
rimado 101 mm.

167
 9
.
FIGURA 78

Imagen de Broca de taladros de producción de 64 mm y de rimado 101 mm.

Nota: Fotografía Propia

4.1.6.2. Carguío de explosivos

 Carguío de ANFO

El carguío de ANFO dentro de los taladros en realce debe ser a una presión de 60psi,
para tener un correcto confinado y evitar pérdidas de ANFO por presiones bajas y voladuras
fallidas que conllevan a voladuras secundarias. En caso, dicha presión supera los 60 psi, es
posible que los prills de ANFO se pulvericen y por ende el resultado sea defectuoso para la
voladura. En las figuras 79 y 80 se muestran el proceso de carguío de explosivos y amarre
realizado en campo.

168
 9
.
FIGURA 79

Carguío de ANFO

Nota: Fotografía Propia

FIGURA80

Amarre de explosivos

Nota: Fotografía Propia

169
 9
.
En la tabla 56, se puede observar el análisis del costo unitario de voladura en el área
de estudio de la propuesta.

TABLA 56

Resumen de costo unitario de la voladura

Nota: Elaboración Propia

170
 9
.
TABLA 57

Costo unitario de voladura

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para precio unitario de voladura. Elaboración
Propia

171
 9
.
Se observa, en la siguiente figura 81, que el costo por metro de avance es de $
85.52/m. Se ha tomado en cuenta los costos de mano de obra, herramientas, EPPs, explosivos
y accesorios y equipos. Es importante mencionar que el costo real, que es operada por la
contrata minera, requiere de gastos generales y utilidad, la cual asciende a $ 111.81 por metro
de avance.

FIGURA 81

Costo por metro de avance después de la propuesta

Nota: Elaboración Propia

Se puede observar que el costo de ANFO es el más resaltante con un 56%. En la

siguiente figura 82 se observa el costo antes de la propuesta, el cual asciende a 88.17, lo cual
significa una disminución de $2.65.

172
 9
.
FIGURA 82

Costo por metro de avance antes de la propuesta

Nota: Elaboración Propia

A continuación, se muestra el cuadro de costos de excavación totales en la siguiente

tabla 58.

173
 9
.
TABLA 58

Costos de excavación totales

Nota: Modificado del Software FP Cost V.7.1 para costo de excavación. Elaboración
Propia

174
 9
.
Se observa que el costo por metro de excavación es de $ 374 por metro de avance, lo
cual representa una disminución del 6%, frente al costo anterior. A continuación, se muestran
en las figuras 83 y 84 de distribución en porcentajes del costo de excavación total, el cual
incluye perforación, voladura, transporte y ventilación.

FIGURA83
Distribución en porcentajes del costo de excavación total antes

Nota: Elaboración Propia

175
 9
.
FIGURA 84

Distribución en porcentajes del costo de excavación total después

Nota: Elaboración Propia

Se puede observar que los costos del Scoop y del Jumbo electrohidráulico representan
más del 50% del costo total de excavación. Siendo el costo más determinante el de carguío,
que representa el 31% del costo total. Por otro lado, los costos de ventilación, tiene a ser poco
apreciables y están por debajo del 2%.

176
 9
.
4.1.6.3. Sobrerotura

FIGURA 85

Sobrerotura Gal 3300 V-4

Nota: Fotografía Propia

En la siguiente figura 86, se observa un porcentaje de 14% para sobrerotura, antes de

la presente propuesta, lo cual significa, un aumento de 24 t, a las 156 t que se deberían
registrar en promedio. Asimismo, se observa un porcentaje de 7%, luego de aplicar la
propuesta, que representa 12 t adicionales.

177
 9
.
FIGURA 86

Cuadro comparativo de sobrerotura

Nota: Elaboración propia

4.1.6.4. Fragmentación

Con ayuda del programa Split se va a estimar el nivel de fragmentación a través de

análisis fotográfico de la pila de mineral. La cual se muestra a continuación en la figura 87
y 88.

FIGURA 87

Análisis de fragmentación

178
 9
.
Nota: Fotografía Propia
FIGURA 88

Análisis granulométrico

Nota: Resultado obtenido con el apoyo de Famesa Explosivo S.A.C.

Se observa que el P80 es de 7.63 pulg. (19.38 cm), el cual es un resultado idóneo,
debido a que se busca un valor menor o igual a los 20 cm. Esta medida es la recomendada
por planta, para alimentar al proceso de chancado y molienda. El resultado de estos procesos
mencionados requiere un valor menor a ¾ de pulgada, el cual es el valor recomendado para
empezar los procesos de flotación. Valores superiores a 20 cm luego de la voladura, hacen
que los procesos de molienda y chancado, utilicen más energía para llegar a los ¾ de pulgada.

4.1.6.5. Vibraciones

Se realizó el monitoreo de vibraciones con el explosivo ANFO, y Emulnores de

mediana (Emulnor 3000) a baja energía (Emulnor 1000), Los cuales muestran los siguientes
resultados.

Los datos de monitoreo se muestran en la tabla 59. Estos resultados se realizaron

mediante el sismógrafo de monitoreo de vibraciones de 06 canales Minimate Pro-06 de

179
 9
.
Instantel; el cual requiere de datos como: la distancia de toma de vibraciones y el peso
máximo por retardo.

TABLA 59

Análisis granulométrico

FECHA VPP (mm/s) D(m) SD

W(Kg)
Velocidad pico de Distancia (Peso Max/
DISPARO Distancia escalada cuadrática
partícula retardo)
8/24/2021 15.15 35 13.20 9.633432945

8/25/2021 17.43 31 13.20 8.53246918

8/27/2021 14.75 36 13.20 9.908673886

Nota: Elaboración propia

FIGURA89

Regresión lineal del sismógrafo

Nota: Elaboración propia

Luego de realizar la regresión lineal a los datos recopilados, se verifica una reducción
de la onda vertical producto del nuevo diseño. Se obtuvo valores de K= 11.208 y un valor de

180
 9
.
α= -1.283, los cuales se usarán para estimar el daño causado en la voladura. A continuación,
en la siguiente tabla 60 se mostrará la intensidad de vibración con respecto a la distancia.

TABLA 60

Cuadro de intensidad de vibración con respecto a la distancia

VPP1 (mm/s) VPP2 (mm/s)

Distancia (m)
Antes Propuesta Después Propuesto
0.5 575868.4 12574.0
1.5 31226.3 3295.1
1.75 20744.9 2730.6
2 14556.5 2320.4
2.25 10650.0 2010.1
2.5 8053.0 1767.8
3 4964.6 1415.5
3.4 3561.9 1215.2
4 2314.3 996.8
4.5 1693.2 863.5
5 1280.3 759.4
5.1 1214.8 741.3
7 524.4 503.9
8.7 294.5 386.6

Nota: Elaboración propia

TABLA 61

Datos geomecánicos

DATOS CONSIGNADOS EN GEOMECÁNICA

4PPVc 8000
PPVc 2000
1/4 PPVc 500
1/8 PPVc 250
E (MPa) 18.82
Resistencia tensional dinámica 10.84
Vp (Onda P) 3306

Nota: Elaboración propia

181
 9
.
De acuerdo con el modelo predictivo Divine para el tipo de roca y explosivo
encontrado se verifica lo siguiente figura 90.
• Intenso fracturamiento: 0 – 0.5 m
• Creación de nuevas fracturas: 0.5 – 2.25 m
• Extensión de fracturas preexistentes: 2.25 – 4 m

FIGURA90
Comparativos antes y después de aplicar el Modelo Integral de Voladura sobre el daño al
contorno del macizo rocoso

Nota: Elaboración propia

182
 9
.

TABLA 62

BDI obtenido después de aplicado el modelo integral de voladura

Nota. Elaborado por Famesa Explosivos S.A.C. con apoyo al presente trabaja, perteneciente al año 2021.

183
 9
.
Se observa un valor de BDI de 0.87, el cual se acerca al 0.75, requerido por el área
de geomecánica. Este valor es el máximo tolerable para labores temporales. Es necesario
mejorar este parámetro para ajustar a los estándares requeridos.

FIGURA 91

El BDI antes y después de aplicado el modelo integral de voladura

Nota: Elaboración propia

4.1.6.6. KPI´s de Voladura

 Factor de carga y factor de Potencia

Los siguientes gráficos hacen énfasis en los principales indicadores de eficiencia del
proceso de voladura. Los cuales se detallan a continuación.

En la figura 92 se puede observar los resultados del factor lineal antes de la

implementación del Modelo Integral de Voladura y su valor luego de aplicar la propuesta. Se
observar un aumento en el avance de 12%, con respecto al valor promedio de avance
registrado entre los meses de marzo a Julio.

184
 9
.
FIGURA 92

El avance antes y después de aplicado el modelo integral de voladura

AVANCE (m)
Prom Vol. Mar-Jul. Vol. Propuesta

12%
3.50
3.12

Prom Vol. Mar-Jul. Vol. Propuesta

Nota: Elaboración propia

En la figura 93, se puede observar la reducción del factor de carga con respecto al
diseño de malla inicial. La cantidad de carga explosiva por tonelada métrica ha disminuido,
esto es debido a que la cantidad de explosivo por metro lineal es de 43.42 kg, en
contraposición de los 51.71 kg de explosivo antes de la propuesta. Es decir, se observar un
factor de carga de 0.84 kg de explosivo por tonelada, en comparación con el valor de 1.06 kg
por tonelada de mineral roto, registrado antes de la propuesta.

FIGURA 93

Factor de carga antes y después de aplicado el modelo integral de voladura

FACTOR DE CARGA (kg/tm)

Factor Carga a, Factor Carga p.

24%
1.06 0.84

Factor Carga a, Factor Carga p.

Nota: Elaboración propia

185
 9
.
Con respecto al factor de potencia, en la figura 94 se observa una reducción de este
KPI de 43.18%. La energía distribuida en el frente se ha uniformizado y se ha reducido en el
contorno de la labor. Antes de la propuesta se había registrado un valor promedio de 3.48
Mj/t; sin embargo, con el Modelo Integral de Voladura, se obtiene un valor de energía de
1.98 Mj/t, el cual genera menor daño al macizo rocoso, disminuyendo la pérdida de energía,
la sobrerotura y aumentando la eficiencia en la fragmentación.

FIGURA 94

Factor de potencia antes y después de aplicado el modelo integral de voladura

Nota: Elaboración propia

4.1.6.7. Comparación de datos históricos antes y después de la implementación del

proyecto

 La figura 95 corresponde a los datos históricos de marzo a julio, el cual muestra,

la relación directamente proporcional de la sobrerotura con las vibraciones producidas en
voladura. Los valores registrados en la propuesta reducen considerablemente esta relación
directa. En relación con las vibraciones se verifica una reducción importante del 50%, con
valores promedio de 35 mm/s a 19-63 mm/s. La sobrerotura presenta valores promedio de
15% y la propuesta consolida valores inferiores al 5%. El factor de carga lineal tiene un valor
promedio de 52 kg por metro lineal, el cual se ha visto reducido a 41 kilogramos por metro.
Con respecto a la fragmentación, se puede observar valores cercanos a los 20 cm, reduciendo
considerablemente la bolonería en la voladura.

186
 9
.

FIGURA95
Datos históricos de sobrerotura vs fragmentación y comparación después de aplicado el modelo integral de voladura

Nota: Elaboración propia

187
 9
.

 Se observa en la figura 96 un avance real inferior a los proyectados, los cuales oscilan entre 3 a 3.2 m. En la propuesta se
registran avances superiores a los 3.45 metros, muy cercanos a la meta sugerida por el área de operaciones. Con respecto a la sobrerotura
se registran valores históricos de marzo a julio entre el 8 al 17 % con una media de 13%. La presente propuesta registra una baja
significativa con respecto al histórico, con valores del 7%, los cuales se acercan a la meta del 5%.

FIGURA 96

Datos históricos de Avance VS sobrerotura y comparación después de aplicado el modelo integral de voladura

Nota: Elaboración propia.

188
 9
.
4.2. VALIDACIÓN ESTADÍSTICA
Luego de aplicar la propuesta de investigación en campo y de obtener resultados
acordes a las simulaciones, se procede a la validación estadística. Para este propósito, se va
a utilizar la herramienta estadística del Alfa de Cronbach, el cual va a indicar la fiabilidad
del modelo. Esta herramienta va a permitir medir cualidades observables y no observables
como son: predisposición de las áreas involucradas a brindar la información requerida,
resistencia al cambio para utilizar herramientas tecnológicas de voladura, etc. En tal sentido,
este valor va a permitir que los ítems planteados estén correlacionados estadísticamente entre
sí, lo cual es un indicativo de buenas prácticas y resultados confiables en campo. Al final del
análisis, se realizará una comparación de los valores de Alfa de Cronbach antes y después de
la propuesta. La escala de confiabilidad de la propuesta se describe en la siguiente tabla 63.

TABLA 63

Escala de confiabilidad de la Alfa de Cronbach

RANGO CONFIABILIDAD
0.53 a menos Confiabilidad nula
0.54 a 0.59 Confiabilidad baja
0.60 a 0.65 Confiable
0.66 a 0.71 Muy confiable

0.72 a 0.99 Excelente confiabilidad

1 Confiabilidad perfecta

Nota: Variancia de la confiabilidad

Cálculo del alfa de Cronbach

𝑘 ∑ 𝑆2
𝛼= [1 − ]
𝑘−1 𝑆𝑇 2

Nota: Según Cronbach (1951)

Donde:
K : El número de ítems

189
 9
.
∑ S2 : Sumatoria de varianza de los ítems.
𝑆𝑇 2 : Varianza de la suma de los ítems.
𝛼 : Coeficiente de alfa de Cronbach

Los ítems de medición que se ha evaluado son los siguientes mostrados en la tabla 64.

TABLA 64

Ítems de medición

ITEMS
1 ¿Los ensayos de compresión de roca y propiedades elásticas proporcionan datos confiables?
¿La valoración del macizo rocoso realizado en campo cumple con los estándares de toma de datos
2
según el sistema de Clasificación geomecánica RMR-Z.T. Bieniawski 1989?
3 ¿Los valores de índice de daño por voladura, después de aplicar el MIV fluctúan entre los valores?
Cuántas veces, en el periodo 2020-2021, el sismógrafo Instantel Minimate con número de Serie:
4
2017cagmina, ¿ha sido calibrado?
¿Cómo evalúa la predisposición, de las áreas involucradas, para brindar información de sus
5
indicadores de eficiencia? Ej.: vibraciones, avances, sobrerotura, etc.
¿El personal del área de perforación cumplió con los estándares de seguridad en la zona de trabajo:
6
GAL 3300 V4-zona Carlos Alberto?
7 ¿Cómo calificaría el estado de las brocas de botones en la zona Carlos Alberto Gal 3300-V4?
8 ¿Existió resistencia al cambio para utilizar voladura controlada?
¿Qué valores de factor de potencia (Mj/t) son los adecuados para la Zona Carlos Alberto-Gal 3300-
9
V4?
¿Qué valores de avance son los óptimos, para la zona Carlos Alberto-Gal 3300-V4, con perforación
10
de 14 pies?
11 ¿Los niveles de sobrerotura óptima en Zona Carlos Alberto-Gal 3300-V4?
¿Cómo calificaría los resultados obtenidos en la Zona Carlos Alberto-Gal 3300-V4 luego de aplicar el
12
Modelo Integral de Voladura?

Nota: se observa los ítems utilizados para medir la confiabilidad. Para calcular el Alfa de
Cronbach se ha recorrido al paquete estadístico de Excel.

190
 9
.
A continuación, se muestra la valoración estadística que se le ha dado a los 12 ítems, antes
y después de la propuesta como se muestra en la tabla 65 y 66.

TABLA 65

Valoración estadística de la propuesta

ITEMS

ENCUESTADOS 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 SUMA

E1 4 3 1 1 3 3 5 42 5 3 3 5 38

E2 4 2 3 3 2 5 4 3 3 5 3 5 42

E3 3 4 3 2 3 3 4 5 4 3 4 4 42

E4 4 2 5 1 2 2 42 2 3 4 2 3 32

E5 3 3 3 4 5 4 4 5 5 3 5 5 49

E6 3 4 3 1 4 2 2 2 4 4 2 1 32

E7 2 3 5 4 5 3 3 5 3 3 5 5 46

E8 4 3 4 3 4 5 5 4 5 5 5 3 50

E9 2 3 5 1 2 3 3 4 2 3 5 2 35

VARIANZA 0.61 0.44 11.58 11.50 11.33 11.11 11.13 11.58 11.06 00.66 11.50 2.00

SUMATORIA
DE 14.543
VARIANZAS

VARIANZA DE
LA SUMA DE 42.000
LOS ÍTEMS

Nota: Variancia de la confiabilidad

191
 9
.
α: Coeficiente de confiabilidad del cuestionario 0.72

k: Número de ítems del instrumento 12

Sumatoria de las varianzas de los ítems. 14.543

Varianza total del instrumento. 42.00

TABLA 66

Valoración estadística antes de aplicar la propuesta

ITEMS

ENCUESTADOS 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 SUMA

E1 4 3 1 1 3 4 5 3 5 3 3 1 36

E2 4 2 2 3 2 4 4 3 3 5 3 2 37

E3 3 4 4 2 3 4 4 3 4 3 4 1 39

E4 4 2 1 1 2 3 2 3 3 4 2 3 30

E5 3 3 2 4 5 4 4 3 5 3 5 2 43

E6 3 4 1 1 4 2 2 3 4 4 2 3 33

E7 2 3 3 4 5 3 3 4 3 3 5 2 40

E8 4 3 2 3 4 5 5 3 5 5 5 1 45

E9 2 3 5 1 2 3 3 3 2 3 5 3 35

VARIANZA 0.62 0.44 1.78 1.51 1.33 0.69 1.14 0.10 1.06 0.67 1.51 0.67

SUMATORIA DE
11.506
VARIANZAS

VARIANZA DE LA
SUMA DE LOS 20.025
ÍTEMS

Nota: Variancia de la confiabilidad

192
 9
.

α: Coeficiente de confiabilidad del cuestionario 0.46

k: Número de ítems del instrumento 12

Sumatoria de las varianzas de los ítems. 11.506

Varianza total del instrumento. 20.025

A continuación, se muestra la comparación de valores del coeficiente de confiabilidad, antes

y después del modelo propuesto.

Antes de la después de la
propuesta propuesta
Alfa de
Cronbach 0.46 0.72

Por lo mostrado en la tabla anterior, se verifica un nivel de alfa de 0.72, el cual

representa a un nivel de confiabilidad excelente para la propuesta. Caso opuesto, es el valor
de 0.46, el cual representa un nivel de confiablidad baja antes de aplicar la propuesta.

CAPÍTULO IV

5. DISCUSIÓN, CONCLUSIÓN Y RECOMENDACIONES

5.1. DISCUSIÓN

 La toma de datos históricos del 8 de marzo hasta el 21 de Julio del ancho

programado, altura programada, Blast Damage Index BDI, muestran relaciones de
dependencias directamente proporcionales entre las dimensiones de la labor y el daño por
voladura, como se afirma teóricamente y se corrobora en campo. Asimismo, cuando se
realiza los trabajos de optimización de voladura, se sigue presentando esa dependencia, pero
con valores menores. Es importante mencionar, que estás dependencias, en algunas ocasiones
no se presentan, debido a que el factor carguío de explosivos y complejidad geomecánica
influyen en las mismas.

193
 9
.
 La toma de datos históricos del 8 de marzo hasta el 21 de Julio del avance
proyectado, objetivo de sobrerotura, avance real y sobrerotura, muestran una relación de
dependencia (no tan evidente) entre el avance real y los niveles de sobrerotura, lo cual marca
una media de 14%. Luego de realizar la propuesta, esta relación de dependencia directa se
rompe y se determina una relación inversa. Para estudios posteriores se debe buscar
dependencias inversas que mejoren la productividad.

 La toma de datos históricos del 8 de marzo hasta el 21 de julio han verificado una
relación directamente proporcional entre la velocidad pico de partícula y los indicadores de
fragmentación “P80” antes y después de la aplicación de la propuesta. Cabe resaltar que la
disminución de vibraciones ha reducido la fragmentación, luego de aplicar la propuesta, lo
cual sería aparentemente contradictorio, porque a menos vibraciones menos energía en el
frente y mayor fragmentación. Este resultado debió darse por el cambio de disposición de los
taladros y distribución de energía, que debe analizarse en estudios posteriores.

 Un factor para tomar en cuenta en el análisis de explosivo es el daño por gas. En

la actualidad no se han incorporado softwares que simulen el daño por gas, que es el segundo
factor, más importante, después de la onda de detonación. Los softwares actuales realizan
análisis de distribución de energía y análisis en el campo cercano y lejano, pero no cuantifican
este efecto en las vibraciones y la fragmentación. Lo que se ha buscado es incorporar el
análisis del factor de impedancia de la roca frente a la impedancia del macizo rocoso, para
determinar los niveles de transmisibilidad de energía por medio de tracción o comprensión.

 Se observa un comportamiento de relación directamente proporcional (con

excepciones) entre el avance real y la sobrerotura, el cual oscila entre 8 y 17%. Luego de
aplicar la propuesta, se observa un comportamiento completamente inverso, con valores entre
7 y 9 % de sobrerotura. Esto indicaría que hay que buscar comportamientos inversos entre
estos dos factores al momento de plantear un diseño de voladura.

194
 9
.
5.2. CONCLUSIONES

 Se implementó con éxito el Modelo Integral de Voladura en Compañía Minera

Santa Luisa, Unidad Huanzalá, Zona Carlos Alberto, Gal. 3300 V4, con el nuevo diseño de
malla de perforación (criterio de Holmberg, Alan Bauer y Peter Calder),selección del
explosivo, obtención de la simulación óptima, pruebas en campo y verificación del modelo
planteado.
 Se obtuvo una simulación óptima que representa el comportamiento del macizo
rocoso producto de la voladura, con las siguientes características técnicas: 37 taladros
cargados y dos de rimado; Emulnor 3000,1000 y Superfam; Retardos de periodo corto de
150 hasta 700 ms y periodo largo de 3000 hasta 8000 ms; Longitud de carguío de 80 % del
taladro desde el primer cuadrante hasta segundo cuadrante, 75% en el tercer cuadrante, 60%
en el cuarto cuadrante y hastiales, 80% en las arrastras , 35% espaciados con 7 Emulnores y
tubo de 2 pulgadas; factor de amplitud “K” de 332.7 y factor de decaimiento “α” de – 1.414;
valores de velocidad de onda P de 3306 m/s; Velocidad de partícula crítica “PPVc “ de 2300
mm/s; y valores de energía promedio de rotura de 3 a 6 Mj/ton. Esta simulación óptima
reportó en las pruebas de campo, costos de excavación de $ 399.49, lo cual representó una
reducción del 6 %; específicamente los costos de voladura disminuyeron en 3% y perforación
en 7.8 %.
 Se registra niveles de fragmentación de P80 de 7.71 pul (19.63 cm) frente a 12.42
pul (31.55 cm), antes de aplicar la propuesta, lo cual representa una reducción del 38% en las
dimensiones del mineral que se alimenta a planta.

 La voladura controlada ha reducido los niveles de sobrerotura en un 50%, lo cual

representa una disminución de 12 toneladas por voladura .Asimismo, se ha reducido el
criterio de daño “BDI” de 1.03 a 0.75, el cual paso de daño con sobre excavación y
rehabilitación, a un daño moderado, con máximos tolerables que pueden ser subsanados con
trabajos temporales.

 Producto del análisis de ley de atenuación del terreno se ha obtenido la siguiente

ecuación para la estimación del valor del análisis de velocidad pico de partícula PPV en el
macizo rocoso de roca tipo IIIA- caliza.

195
 9
.
Ecuación de atenuación Gal 33-V4

𝑦 = 1120.8 𝑥 −1.219

Nota: Obtenida de regresión lineal de los datos recolectados en campo

A continuación, se presenta la tabla 67 de daño calculado para el macizo rocoso del

proyecto.

TABLA 67

Datos históricos de Avance vs sobrerotura y comparación después de aplicado el Modelo

Integral de Voladura.

Distancia
VPP prom. Condición
de daño (m)
0.5 - 2.5 110183 Intenso fracturamiento
3-4 3613 Creación de nuevas fracturas
4.5 - 8.7 1001 Extensión de fracturas existentes

Nota: Elaboración propia

5.3. RECOMENDACIONES

 Las ecuaciones obtenidas producto del ajuste lineal de los datos de vibraciones, en
primera instancia, han arrojado valores de R2 (coeficiente de determinación) de 0.72 debido
al número de datos. Luego de la propuesta, se verifican valores de 0.97, los cuales muestran
un mejor ajuste de datos; sin embargo, estos valores pueden ser engañosos, debido a que los
datos obtenidos post propuesta, no son los suficientes. Se sugiere seguir tomando datos para
ajustar el R2, que posiblemente siga bajando, pero que serán más ajustados a la realidad.

 Con respectos a las simulaciones se han registrado valores de carga operante

elevados en dos taladros del segundo cuadrante, los cuales generan vibraciones elevadas.
Para estudios posteriores se podría reacomodar estos taladros para evitar la concentración de

196
 9
.
energía. Asimismo, se podría variar los retardos de periodo largo, para generar una nueva
secuencia que garantice que las cargas no detonen al mismo tiempo.
 Con respecto al análisis de la selección de explosivo se ha tomado en cuenta la
presión de detonación y la densidad del explosivo como elementos principales versus la
compresión del macizo rocoso. Esta comparación se podría ajustar ya que luego del avance
de la onda de detonación aparecen fuerzas de tracción que son los que producen el
fracturamiento del macizo. En tal sentido, se debería tomar en cuenta el valor de tracción que
oscila entre una décima parte del valor de compresión.

 Las compañías de explosivos están innovando constantemente en sus productos,

para brindar a sus clientes una reducción de sus costos operativos y, lo más importante, la
reducción de emisiones para proteger al medio ambiente y la salud de los trabajadores.
Debido a estos aspectos la compañía minera debe integrar gradualmente esos nuevos
productos que incluyen explosivos y accesorios más amigables con el entorno.

197
 9
.
6. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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201
 9
.
7. ANEXOS

7.1. Anexo 01: registro sismográfico

TABLA 68
Datos del sismógrafo

Peak vector sum 15 mm/s at 1.710 sec

Trans Vert Long Dimensions

PPV 7.2 8.55 10 mm/s
ZC Freq 64 101 110 hz
Time (Rel. to trig) 1.714 1.71 1.71 s
Peak Acceleration 0.146 0.199 0.292 g
Peak Displacement 0.00329 0.00366 0.0044 mm
Sensorcheck Passed Passed Passed
Frequency 7.4 7.4 7.4 hz
Overswing Ratio 3.8 4 3.9

Nota: Elaboración propia

FIGURA 97

PPV vs Frecuencia

Nota: Obtenidos del sismógrafo Instantel Mínate 6 canales

202
 9
.
7.2. Anexo 02: cálculos de la voladura controlada

Formula usada para el cálculo de la presión de detonación:

𝑟𝑐 2.4
𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (𝜌)𝐷2 ( )
𝑟ℎ

Compresión Roca: 146 MPa≈16.534 psi

 Cálculo de presión de detonación antes de la propuesta.

1.270 2.4
𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (1.14)157482 ( )
3.30

Pb=48298.9≈48298 psi

 Cálculo de presión de detonación modificada con espaciadores inertes, con longitud de

carga de 37%,1.5 m.

𝑟𝑐√𝐶 2.4
Pb Modificado: 𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (𝜌)𝐷2 ( )
𝑟ℎ

1.5
1.270√3.8
𝑃𝑏 = 1.69 × 10−3 (1.05)𝐷154252 ( )2.4
3.30

Pb=13971.63 psi

Se compara los valores obtenidos de presión de detonación.

Voladura Macizo
Controlada Rocoso

13971 < 165334

Se asegura valores de presión de detonación modificada ligeramente menores a la

compresión de la roca. Luego se calcula el nuevo espaciamiento.

203
 9
.
 Cálculo de Espaciamiento:

2𝑟ℎ(𝑃𝑏 + 𝑇)
𝑆 ≤=
𝑇

2 ∗ 3.3(13971 + 2362)
𝑆 ≤=
2362

𝑆 ≤= 45.63 𝑃𝑢𝑙𝑔𝑎𝑑𝑎𝑠

𝑆 ≤= 116 𝑐𝑚 ≅ 𝟏𝟐𝟎 𝒄𝒎

El espaciamiento para la voladura controlada es de 166 cm. Por practicidad operativa se

redondea a 1.20 m.

7.3. Anexo 03: Test de análisis de confiabilidad del Modelo Integral de Voladura
7.3.1. Confiabilidad del Modelo Integral de Voladura

A continuación, se muestra los 12 Ítems, el cual permite verificar la confiabilidad del proceso
del Modelo Integral de Voladura.

1. ¿L o s ensayos de compresión de roca y propiedades elástica proporcionan datos

confiables?

Marca solo un óvalo

1 2 3 4 5

Totalmente en desacuerdo Totalmente de acuerdo

2. ¿La valoración del macizo rocoso realizado en campo cumple con los estándares de
toma de datos según el sistema de Clasificación geomecánica RMR-Z.T. Bieniawski 1989?

Marca solo un óvalo.

1 2 3 4 5

Totalmente en desacuerdo Totalmente de acuerdo

204
 9
.
3. ¿Los valores de índice de daño por voladura, después de aplicar el MIV deberían

fluctuar entre?

Marca solo un óvalo.

BDI≥ 2.0

1.5 ≤BDI ≤ 2.0

1.0 ≤BDI ≤ 1.5

0.75 ≤BDI ≤ 1.0

0.125 ≤ BDI

4. ¿Cuántas veces, en el periodo 2020-2021, el sismógrafo Instantel Minimate con número

de Serie: 2017cagmina, ha sido calibrado?

Selecciona todos los que correspondan.

0
1
2
3
4

5. ¿Cómo evalúa la predisposición de las áreas involucradas, para brindar información de

sus indicadores de eficiencia? Ejemplo: vibraciones, avances, sobrerotura, etc.

Marca solo un óvalo.

1 2 3 4 5

Nula disposición Demasiada disposición

205
 9
.
6. ¿El personal del área de perforación cumplió con los estándares de seguridad en la zona
de trabajo: Gal 3300 V4-zona Carlos Alberto?

Marca solo un óvalo.

Totalmente en desacuerdo

Bastante en desacuerdo

Ni de acuerdo, Ni de desacuerdo

Bastante de acuerdo

Totalmente De acuerdo

7. ¿Cómo calificaría el estado de las brocas de botones en la zona Carlos Alberto Gal
3300-V4?

Selecciona lo que correspondan.

Estado inservible
Mal estado Necesita
afilado Buen estado
Excelente mantenimiento

8. ¿Existió resistencia al cambio para utilizar voladura controlada?

Marca solo un óvalo.

1 2 3 4 5

Demasiada resistencia al cambio Disposición para el cambio

9. ¿Qué valores de factor de potencia (Mj/t) son los adecuados para la Zona Carlos
Alberto-Gal 3300-V4?

Marca solo un óvalo.

0.5-1.0 Mj/t

3.0-5.0 Mj/t

206
 9
.
6.0-8.0 Mj/t

1.75-2.0 Mj/t

1.0 -1.75 Mj/t

10. ¿Qué valores de avance son los óptimos, para la Zona Carlos Alberto-Gal 3300-V4,
con perforación de 14 pies?

Marca solo un óvalo

2.8 - 3 m

3 - 3.1 m

3.1 - 3.3 m

3.4 - 3.5 m

3.5 - 3.9 m

11. ¿Los niveles de sobrerotura óptima en Zona Carlos Alberto-Gal 3300-V4?

Marca solo un óvalo

≥ 30%
20%≤ R ≤ 30%
10 %≤ R ≤ 20%
5% ≤ R ≤ 15%
5%≥R

12. ¿Cómo calificaría los resultados obtenidos en la Zona Carlos Alberto-Gal 3300- V4
luego de aplicar el Modelo Integral de Voladura?

Marca solo un óvalo

1 2 3 4 5

Extremadamente desalentadora Completamente alentadora

Formularios

207