Creative Commons Atribución-NoComercial-SinDerivadas 2.5 ......Se concluye que el análisis...

Creative Commons Atribución-NoComercial-SinDerivadas 2.5 Perú

ii

DEDICATORIA

DEDICATORIA

A mis padres, Mercurio y Elva,

por el apoyo incondicional que

me depositan, por sus

enseñanzas y su esfuerzo para

que pueda ser profesional; a mis

hermanos Lolin, Aldair y Dennys

por el apoyo moral que siempre

me brindan y por su confianza en

mí.

Roddy

iii

ASESOR DE TESIS

ASESOR

Ing. Martínez Ildefonso, Jesús

iv

SUMARIO

La presente tesis responde al problema ¿cuál es el resultado del análisis

comparativo entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para

labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha

Mining S.A.?

Tiene como objetivo general determinar los resultados del análisis comparativo

entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de

3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

También como hipótesis: influyen los resultados del análisis comparativo entre

los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores

perteneciente de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía

Azulcocha Mining S.A.

El método de investigación es científico, el tipo de investigación es comparativo,

con diseño y nivel descriptivo simple.

Se concluye que el análisis comparativo del perno cementado e hydrabolt son

los más eficientes en el sostenimiento de la mina Azulcocha, ahora ya son dos

alternativas de sostenimiento suspendido.

Palabras clave: perno cementado, perno hydrabolt, sostenimiento, resistencia,

tiempos.

v

ABSTRACT

The present thesis should answer the problem What is the result of the

comparative analysis between the cemented bolts and hydrabolt in the support

for work of 3 * 3 m section in the Azulcocha mine of the company Azulcocha

Mining S.A.?

The general objective of the thesis is also to determine the results of the

comparative analysis between the cemented bolts and hydrabolt in the support

for work of 3 * 3 m section in the Azulcocha mine of the blue company Mining S.A.

Also as hypothesis Influences the results of the comparative analysis between the

cemented bolts and hydrabolt in the maintenance for works belonging of 3 * 3 m

of section in the Azulcocha mine of the blue company Mining S.A.

The research method is scientific, the type of research is comparative, with design

and simple descriptive level.

It is concluded that the comparative analysis of the cemented bolt and hydrabolt

are the most efficient in the support of the Azulcocha mine, now they are two

alternatives of suspended support.

KEYWORDS: Cylindrical bolt, hydrabolt bolt, support, resistance and timing.

vi

AGRADECIMIENTOS

En primera instancia, agradecer a Dios por ser mi fiel compañero en mi andar

como estudiante universitario, por ser muchas veces la fuerza que necesitaba en

difíciles momentos, gracias a ello puedo lograr el objetivo trazado desde que

inicié la carrera.

A la Universidad Continental, por brindarme la oportunidad de ser parte de esta

gran familia, y así poder estudiar en sus aulas. Así como a mis docentes de la

Escuela Académico Profesional de Ingeniería de Minas, por compartirnos sus

conocimientos, experiencias adquiridas en las diferentes unidades mineras que

ellos laboraron. En particular, a mi asesor, el ingeniero Jesús Martínez Ildefonso,

por su constante apoyo y también la guía del Ing. Cristian Vivas Meneses. A mis

colegas de la primera promoción por haber sido parte de momentos gratos de mi

etapa universitaria.

A los ingenieros de la Azulcocha Mining S.A y Concepción Industrial S.A.C.; al

gerente Ing. Manuel Guerra Urruchi por brindarme la oportunidad de laborar en

su unidad. Al gerente de Geología, Ing. Marco Carpio Portales, por permitirme

realizar mi proyecto de tesis y brindarme todas las facilidades para su realización.

Y, por supuesto, el agradecimiento más profundo y sincero para mis padres que,

si no fuera por ellos, no lo hubiera logrado.

vii

ÍNDICE

DEDICATORIA ................................................................................................. ii

ASESOR DE TESIS ........................................................................................ iii

SUMARIO ........................................................................................................ iv

AGRADECIMIENTOS ..................................................................................... vi

ÍNDICE ........................................................................................................... vii

LISTA DE FIGURAS ....................................................................................... xii

LISTA DE TABLAS ......................................................................................... xv

INTRODUCCIÓN .......................................................................................... xvii

CAPÍTULO I ...................................................................................................... 19

PLANTEAMIENTO DEL ESTUDIO .................................................................. 19

1.1 Planteamiento del problema ................................................................... 19

1.2 Formulación del problema ...................................................................... 21

1.2.1 Problema general .......................................................................... 21

1.2.2 Problemás específicos .................................................................. 22

1.3 Objetivos de la investigación .................................................................. 22

1.3.1 Objetivo general ............................................................................ 22

1.3.2 Objetivos específicos ..................................................................... 22

1.4 Justificación e importancia ...................................................................... 23

1.5 Hipótesis ................................................................................................. 24

1.5.1 Hipótesis general ........................................................................... 24

viii

1.5.2 Hipótesis específicas ..................................................................... 24

1.6 Variables ................................................................................................. 25

1.6.1 Variable independiente .................................................................. 25

1.6.2 Variable dependiente ..................................................................... 25

1.7 Operacionalización de la variable ........................................................... 25

1.7.1 Definición conceptual .................................................................... 25

1.7.2 Dimensión ..................................................................................... 25

1.7.3 Subdimensión ................................................................................ 26

1.7.4 Indicadores .................................................................................... 26

CAPÍTULO II ..................................................................................................... 27

MARCO TEÓRICO ........................................................................................... 27

2.1 Antecedentes del estudio ....................................................................... 27

2.2 Generalidades de la Compañía Azulcocha Mining ................................. 30

2.2.1 Ubicación ....................................................................................... 30

2.2.2 Accesibilidad ................................................................................. 31

2.2.3 Clima y vegetación ........................................................................ 32

2.2.4 Topografía y fisiografía .................................................................. 32

2.2.5 Reseña histórica ............................................................................ 33

2.3 Geología ................................................................................................. 34

2.3.1 Geología regional .......................................................................... 34

2.3.2 Geología local................................................................................ 35

2.3.3 Geología estructural ...................................................................... 38

2.3.4 Estructuras mineralizadas ............................................................. 39

2.4 Geomecánica ......................................................................................... 41

ix

2.4.1 Caracterización de la masa rocosa ................................................... 41

2.4.2 Clasificación de la masa rocosa de Azulcocha .............................. 45

2.4.3. Zonificacion geomemecánica de la masa rocosa ............................ 47

2.4.4 Resistencia a la roca ......................................................................... 51

2.4.5 Condiciones especiales de la masa rocosa ...................................... 52

2.5 Bases teóricas ........................................................................................ 54

2.5.1 Clasificación del macizo rocoso ........................................................ 55

2.4.1 Tipos de sostenimiento activo ........................................................... 71

2.4.2 Tipos de sostenimiento pasivo ...................................................... 79

2.4.3 Definición de términos básicos ...................................................... 83

CAPÍTULO III .................................................................................................... 86

METODOLOGÍA ............................................................................................... 86

3.1 Método y alcance de la investigación ..................................................... 86

3.1.1 Método de la investigación ............................................................ 86

3.1.2 Tipo de la investigación ................................................................. 86

3.1.3 Nivel de la investigación ................................................................ 87

3.2 Diseño de la investigación ...................................................................... 87

3.3 Población y muestra ............................................................................... 87

3.3.1 Población ....................................................................................... 87

3.3.2 Muestra ......................................................................................... 87

3.4 Técnicas e instrumentos de recolección de datos .................................. 87

3.5 Técnicas de tratamiento de datos ........................................................... 88

CAPÍTULO IV ................................................................................................... 89

ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS Y RESULTADOS ..................... 89

x

4.1 Reservas minerales ................................................................................ 89

4.1.1 Tipo de cuerpo de mineral ............................................................. 89

4.1.2 Método y cálculo de reservas minerales ...................................... 90

4.1.3 Resumen y detalle de las reservas minerales ............................... 94

4.1.4 Vida de la mina .............................................................................. 95

4.2 Estabilidad estructuralmente controlada ................................................. 95

4.2.1 Estabilidad controlada por esfuerzos ........................................... 104

4.3 Diseño de labores ................................................................................. 105

4.2.1 Simulación geomecánica ............................................................. 110

4.2.2 Minado ......................................................................................... 111

4.2.3 Operaciones de mina .................................................................. 113

4.4 Planta concentradora ........................................................................... 120

4.5 Sistema de sostenimiento suspendido ................................................. 121

4.4.1 Determinar área de experimento ................................................. 124

4.4.2 Catacteristica del tipo de sostenimiento ...................................... 126

4.4.3 Cronograma y actividades de experimentación de las diferentes

alternativas de sostenimiento ................................................................... 126

4.4.4 Sostenimiento con perno helicoidal cementado .......................... 128

4.4.5 Sostenimiento con perno hydrabolt ............................................. 138

4.5 Analisis de sostenimientos usados y validación de estudio .................. 146

4.5.1 Sostenimiento empleado inicialmente ............................................. 146

4.5.2 Analisis de los sostenimientos en estudio ....................................... 149

4.5.3 Elección de la alternativa óptima .................................................... 150

4.5.4 Comparación del antes y después .................................................. 159

xi

4.5.5 Validacion de hipótesis ................................................................ 162

4.6 Evaluación económica .......................................................................... 165

4.6.1 Inversión del sistema de sostenimiento con pernos hydrabolt .... 165

4.6.2 Estructura de costos de la instalación de los pernos hydrabolt ... 167

4.6.3 Resumen y estructura de costos unitarios ................................... 170

4.6.4 Marco conceptual de la geomecánica ......................................... 171

4.6.5 Arquitectura del proyecto ............................................................. 172

4.6.6 Base de datos.............................................................................. 172

CAPÍTULO V .................................................................................................. 176

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES .................................................. 176

5.1 Conclusiones ........................................................................................ 176

5.2 Recomendaciones ................................................................................ 178

5.3. Referencias bibliográficas ..................................................................... 179

5.3 Anexos.................................................................................................. 182

xii

LISTA DE FIGURAS

Figura 1: Plano de ubicación de la Compañía Minera Azulcocha. ................... 31

Figura 2: Plano geológico regional. .................................................................. 35

Figura 3: Plano geológico local. ....................................................................... 37

Figura 4: Concentración de los polos de la caja piso. ...................................... 43

Figura 5: Concentracion de los polos en mineral. ............................................ 43

Figura 6: Concentracion de los polos en la caja techo ..................................... 44

Figura 7: Dominio estructural Nv 0 ................................................................... 49

Figura 8: Zonificación geomecánica del Nv 0................................................... 49

Figura 9: Zonificación geomecánica en sección............................................... 50

Figura 10: Longitud de la corrida de testigos. .................................................. 57

Figura 11: Parametros del RMR. ...................................................................... 60

Figura 12: Enfoque de la orientación y buzamiento de las discontinuidades. .. 61

Figura 13: Parametros individuales para determinar calidad tunelera Q. ......... 65

Figura 14: Categoría de excavación. ............................................................... 66

Figura 15: Categoría de sostenimiento basada en calidad tunelera. ............... 67

Figura 16: Gsi modificado, estructura por condiciones modificada. ................. 69

Figura 17: Gsi modificado. ............................................................................... 70

Figura 18: Split set. .......................................................................................... 74

Figura 19: Ranurado de Split Set. .................................................................... 75

Figura 20: Perno Swellex. ................................................................................ 77

Figura 21: Tubo Swellex espandido y sin expandir. ......................................... 77

Figura 22: Esquema shotcrete vía seca. .......................................................... 81

Figura 23: Esquema shotcrete vía humeda. .................................................... 82

Figura 24: Sección de mineralización (zona este Azulcocha). ......................... 92

Figura 25: Reporte geomecánico Punto n°3 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.

.......................................................................................................................... 96

Figura 26: Punto n°3 mineral (brecha mineralizada). Nv 0. .............................. 97

xiii

Figura 27: Reporte geomecánico Punto n°4 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.

.......................................................................................................................... 98

Figura 28: Punto n°4 mineral (brecha mineralizada). Nv 0. .............................. 99

Figura 29: Reporte geomecánico Punto n°6 (caja piso intermedio). Nv 0. ..... 100

Figura 30: Punto n°5 caja piso intermedia (arenisca fina). Nv 0. ................... 101

Figura 31: Evaluación estructural del punto n°5. ............................................ 102

Figura 32: Reporte geomecánico Punto n°6 (caja piso arenisca fina). Nv 0. . 103

Figura 33: Punto n°7 caja piso próxima (arenisca fina). Nv 0. ....................... 104

Figura 34: Metodo de explotación Sub level stoping. ..................................... 113

Figura 35: Perforacion en abanico. ................................................................ 115

Figura 36: Diseño de carguío de taladros de mina Azulcocha. ...................... 118

Figura 37: Planta concentradora Azulcocha................................................... 121

Figura 38: Plano del área de experimento. .................................................... 125

Figura 39: Ensayo de pull test del perno cementado. .................................... 130

Figura 40: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos cementados.

........................................................................................................................ 131

Figura 41: Vida útil de los pernos cementados. ............................................. 135

Figura 42: Ensayo de pull test de los pernos hydrabolt. ................................. 141

Figura 43: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos hydrabolt 141

Figura 44: Partes de los pernos hydrabolt ..................................................... 144

Figura 45: Vida útil de los pernos hydrabolt. .................................................. 145

Figura 46: Sostenimiento usado inicial. .......................................................... 147

Figura 47: Indice de frecuencia ...................................................................... 148

Figura 48: Indice de severidad ....................................................................... 148

Figura 49: Avance lineal antes. ...................................................................... 149

Figura 50: Tiempo de instalación de 25 elementos. ....................................... 153

Figura 51: Resistencia promedio al ensayo de pull test. ................................ 154

Figura 52: Vida útil promedio de los cuatro pernos usados. .......................... 155

Figura 53: Resistencia promedio al ensayo pull test los 30 primeros días. .... 156

Figura 54: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos hydrabolt. 158

xiv

Figura 55: Vida útil de los pernos hydrabolt. .................................................. 158

Figura 56: Uso de perno al final. .................................................................... 159

Figura 57: Indice de frecuencia actuales. ....................................................... 160

Figura 58: Indice de severidad actuales. ........................................................ 160

Figura 59: Avance lineal actuales. ................................................................. 161

Figura 60: Validación de hipótesis ................................................................. 164

Figura 61: Arquitectura del uso roc science. .................................................. 172

Figura 62: Dips 5.1. ........................................................................................ 173

Figura 63: Roc data. ....................................................................................... 174

Figura 64: Phase. ........................................................................................... 175

xv

LISTA DE TABLAS

Tabla 1: Criterio para la clasificación de la masa rocosa .................................. 46

Tabla 2: Zonificación geomecánica del yacimiento Azulcocha ......................... 47

Tabla 3: Característica física y mecánica de la roca según dominio estructural

.......................................................................................................................... 53

Tabla 4: Reserva de la mina Azulcocha. .......................................................... 91


Tabla 6: Recurso de la mina Azulcocha. .......................................................... 94


Tabla 8: Clasificación Geomecánica . ........................................................... 106

Tabla 9: Cimbras en Azulcocha. ..................................................................... 109

Tabla 10: Costo de producción en Azulcocha ................................................ 119

Tabla 11: Balance metalúrgico de la planta Azulcocha. ................................. 120

Tabla 12: Tiempo de instalación del perno cementado. ................................. 128

Tabla 13: Ensayo de pull test del perno cementado. ...................................... 130

Tabla 14: Tiempo de instalación del perno hydrabolt. .................................... 138

Tabla 15: Tiempo de instalación promedio del Perno hydrabolt. .................... 140

Tabla 16: Ensayo de pull test de Pernos hydrabolt. ....................................... 140

Tabla 17: Índice de frecuencia antes. ............................................................. 147

Tabla 18: Índice de severidad......................................................................... 148

Tabla 19: Avance lineal antes ......................................................................... 149

Tabla 20: Criterio de comparación de los sistemas de sostenimiento suspendido.

........................................................................................................................ 150


........................................................................................................................ 151

Tabla 22: Evaluación de las alternativas. ....................................................... 151

Tabla 23: Evaluación por el grado de satisfacción de los objetivos planteados.

........................................................................................................................ 152

Tabla 24: Evaluación por el menor tiempo y la acción inmediata. .................. 153

xvi

Tabla 25: Evaluación por seguridad, vida útil, costo. ...................................... 155

Tabla 26: Evaluación por seguridad. .............................................................. 156

Tabla 27: Puntuación total. ............................................................................. 157

Tabla 28: Índice de frecuencia actuales. ........................................................ 159

Tabla 29: Índice de severidad actuales. ......................................................... 160

Tabla 30: Avance lineal actuales. ................................................................... 161

Tabla 31: Resumen comparativo de pernos. .................................................. 162

Tabla 32: Criterio evaluado resumen de comparación. .................................. 163

Tabla 33: Análisis de precios unitarios. .......................................................... 167

Tabla 34: Costo total por instalación de pernos hydrabolt. ............................. 170

Tabla 35: Costo por hydrabolt. ....................................................................... 175

xvii

INTRODUCCIÓN

El presente trabajo contiene el estudio comparativo de los sistemas de

sostenimiento suspendido que se experimentaron, entre los pernos helicoidal

cementado y pernos hydrabolt. Todas estas aplicadas y monitoreadas en labores

de 3*3 m, luego mostraremos la discusión y evaluación de resultados producto

del cual determinamos la alternativa ganadora. El seguimiento de los resultados

de la aplicación siguió una serie de estudios preliminares los cuales fueron

determinantes en los resultados finales obtenidos. En tal sentido se consideró

aspectos de planteamiento y formulación del problema general y específicos;

objetivos, justificación, marco teórico, hipótesis, metodología de la investigación

y la definición de las variables

En el capítulo I se ve el planteamiento del estudio, resaltando el problema general

y los específicos, también trazamos los objetivos de la investigación, para

demostrar que tiene una justificación e importancia realizar el estudio, se

especifica la hipótesis trabajada y las variables que se desarrollan.

En el capítulo II se desarrolla el marco teórico, detallando los antecedentes

previos al estudio, se describen las generalidades de mina, (ubicación, clima,

topografía, etcétera). Se detalla la geología y la geomecánica de la compañía,

también se desarrollan las bases teóricas donde se describen y monitorean los

sistemas de sostenimiento suspendido que se evaluarán.

En el capítulo III se detalla la metodología a utilizar, el tipo de investigación y los

niveles alcanzados, se especifica el diseño de la investigación, también podemos

limitar la investigación con la población y muestra; además se especifican los

instrumentos de recolección de datos.

xviii

En el capítulo IV se desarrolla el análisis y la interpretación de datos, para lo cual

se especifican las reservas de mineral, concluyendo la vida útil de la mina, se

analiza la estabilidad estructuralmente controlada, se ven los diseños de las

labores y la simulación geomecánica usando software roc sience, se ve el minado

y las operaciones que abarcan, la planta concentradora y sus recuperaciones, se

analiza el sistema de sostenimiento suspendido, determinando el área de

experimento y los elementos (pernos) en experimento, concluyendo con la

evaluación económica.

Finalmente se vierten las conclusiones y recomendaciones respectivas del caso,

que son afirmaciones en base a criterios explicados y demostrados. Adicional a

esto se tiene el anexo, en donde se muestran todas las herramientas que se

utilizaron durante todo el proceso.

19

CAPÍTULO I

PLANTEAMIENTO DEL ESTUDIO

1.1 Planteamiento del problema

La minería subterránea es una de las actividades con el más alto índice de

accidentabilidad, y por ende la ingeniería tiene que dar un aporte importante para

reducir y evitar todo tipo de imprevistos. En todo el ciclo de minado cada actividad

es muy importante para tener una operación constante, por eso el área de

ingeniería siempre busca la seguridad con bajos costos; es un tema que se tiene

que ver todos los días, aquí no importa el orden jerárquico, solo buscar la

optimización en la operaciones, la producción y control de tiempos en las

operaciones; los responsables del área de mina siempre están ligados a lograr

las metas u objetivos que se trazan en la unidad de producción de la empresa

minera. El objetivo es buscar la mejora continua optimizando los recursos

(Hr/hombre, Hr/máquina, etcétera.) y tener un buen resultado; para ello, se

trabaja en equipo y se tiene que realizar un plan anual, plan operacional mensual,

20

los planes operacionales fallan por falta de prevención o por factores, tanto

laborales, ambiente de trabajo y personales que no trabajan con información real

y verídica.

Trabajar con la caída de los precios es muy complicado, las minas se han ido

cerrando paulatinamente parando todas las operaciones sin descuidar el manejo

ambiental de todos sus pasivos que pueden tener dentro de su operación, la

ingeniería ha tenido uno de los retos más importantes en los últimos tiempos,

trabajar con costos muy conservadores y marginales para sacar adelante las

operaciones.

En agosto del 2015, el departamento de Mina de Azulcocha en manos de

Concepción Industrial S.A.C., decide ejecutar la implementación de un sistema

de sostenimiento que nos permita equilibrar los esfuerzos del macizo rocoso,

ocasionados por la abertura de labores de desarrollo de 3*3 y 4*4 m de sección

para el acceso principal de labores permanentes y así acceder a las estructuras

de mineral del área denominada “nivel -40 y nivel 0”, la sección es por las

condiciones operacionales que se requiere para el desplazamiento de nuestros

equipos y otros. Sin dejar de considerar la seguridad como principio de la

Compañía y la exigida en el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en

Minería DS N°023-2017 MEM.

En Azulcocha Mining se utilizó por recomendación de geomecánica el uso de

pernos helicoidales, el empleo de dichos pernos de sostenimiento no ha sido el

más eficiente, por ende, se buscaron otras alternativas.

La aprobación del proyecto de parte de la gerencia de operaciones y gerencia

general, impulsa en marzo del año 2016 iniciar el estudio y caracterización

geomecánica de la zona a atravesar y haciendo extensivo el estudio a otras

21

zonas involucradas, de la mano del análisis de las opciones tecnológicas,

requerimientos financieros, operacionales y de negocio.

Todo esto en función a un respaldo de información confiable que se realizó con

anticipación que considera el área en mención como una alternativa confiable de

fuente de mineral con leyes de 3.27% Zn, 10.04% Mn y 1.13 gm/t Au

(Fuente Dpto. Geología), que nos permitirá sostener la producción de

500TMS/día y el incremento como se viene dando a modo de prueba.

1.2 Formulación del problema

Azulcocha Mining, se encuentra en una etapa de reactivar sus operaciones con

la finalidad de dar operación constante, que nos permita ampliar y continuar con

proyectos de ampliación y mecanización de los diferentes campos que

comprende la operación minera. Una de las dificultades es la inestabilidad

generada producto de la abertura de labores de 3*3 m de sección, por tanto,

recae la responsabilidad de elegir la alternativa óptima de sostenimiento ya que

por antecedentes el perno cementado no es el más eficiente.

El departamento de mina propone analizar y determinar la alternativa optima de

sostenimiento y se hace la siguiente pregunta:

1.2.1 Problema general

- ¿Cuál es el resultado del análisis comparativo entre los pernos

cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de

sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

22

1.2.2 Problemas específicos

- ¿Cuál es el tiempo de instalación entre los pernos cementados e

hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la

mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

- ¿Cuál es la resistencia entre los pernos cementados e hydrabolt en el

sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha

de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

- ¿Cuál es el costo de los pernos cementados e hydrabolt en el

sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha

de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

1.3 Objetivos de la investigación

1.3.1 Objetivo general

- Determinar los resultados del análisis comparativo entre los pernos


sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

1.3.2 Objetivos específicos

- Determinar el tiempo de instalación entre los pernos cementados e


mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

23

- Determinar la resistencia entre los pernos cementados e hydrabolt en

el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina

Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

- Determinar el costo comparativo entre los pernos cementados e


mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

1.4 Justificación e importancia

En muchas empresas se observa con mayor frecuencia que los accidentes se

producen por desprendimiento de rocas, siendo el sostenimiento una acción

primordial para desarrollar y así garantizar la seguridad de nuestro personal, por

ende, las empresas buscan la mayor eficiencia con los menores costos para

hacer una operación muy sostenida tanto en el presente como en el futuro.

Por este motivo muchas empresas de nuestro país optan por una alternativa, el

de ampliar su producción sin comprometer la seguridad de sus trabajadores, ya

que con esta alternativa se podría hacer frente a la pobreza que aqueja a nuestro

país. También es importante porque la empresa Azulcocha Mining viene

arrastrando problemas para iniciar una operación constante, gracias al inicio de

sus operaciones podrán solucionar los pasivos ambientales que tienen.

También nos permitirá contar con una alternativa de sostenimiento suspendido

óptimo, para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha. Demostrará que

existen alternativas de sostenimiento que nos brinde la seguridad exigida, por el

Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional DS N°023 - 2017-MEM.

24

1.5 Hipótesis

1.5.1 Hipótesis general

- Influyen los resultados del análisis comparativo entre los pernos



1.5.2 Hipótesis específicas

- La evaluación del tiempo de instalación entre los pernos cementados

e hydrabolt determinará la elección del sostenimiento para labores de

3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha

Mining S.A.

- La resistencia del perno cementado es mayor que la resistencia del

hydrabolt en el sostenimiento para labores pertenecientes de 3*3 m de


- Influye el costo comparativo de los pernos cementados e hydrabolt en

el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina


25

1.6 Variables

1.6.1 Variable independiente

- Pernos hydrabolt y cementados

1.6.2 Variable dependiente

- Sostenimiento de labores permanentes de 3*3 m

1.7 Operacionalización de la variable

1.7.1 Definición conceptual

Es el conjunto de cálculos tanto matemáticos y una buena lectura en el

sostenimiento con las tablas dadas tanto RMR, RQD y GSI realizadas para

determinar el resultado dado en una expresión numérica, determinar las

toneladas de soporte y el tiempo de soporte buscando la productividad y

eficiencia requeridas.

Contar con un sostenimiento que nos brinde esfuerzos de 3.8 Tm/pie esto en

relación al grado de aplicación de la técnica adecuada de instalación.

1.7.2 Dimensión

Es el conjunto de operaciones matemáticas realizadas para determinar el

resultado en una expresión numérica que nos brindarán los esfuerzos de

26

soporte. No siempre el tipo de sostenimiento más barato es el más adecuado si

no con el cual obtienes mejores resultados globales.

1.7.3 Subdimensión

- Esfuerzos.

- Eficiencia de instalación.

- Costo con pernos hydrabolt

- Costo por el sostenimiento con pernos hydrabolt

1.7.4 Indicadores

- Costo de adquisición del elemento

- Tiempo de instalación

- Costo de instalación.

- Costo unitario de instalación

- Grado de resistencia al ensayo de pull test

- Vida útil del elemento perno hydrabolt (funcionando)

27

CAPÍTULO II

MARCO TEÓRICO

2.1 Antecedentes del estudio

Como antecedentes de este problema se tienen los siguientes estudios:

- (Blas Placido, 2016 pág. 30) La Geomecánica en el Sostenimiento en la Mina.

Pregrado. Universidad Nacional Micaela Bastidas, Facultad de Ingeniería. La

conclusión es: “con la aplicación de la geomecánica se determinó el sistema

de sostenimiento adecuado en la mina Ricotona de Lambrama, haciendo los

análisis necesarios de los parámetros geomecánicos de RMR y RQD los

cuales determinaron sostenimiento con cuadros y puntales de madera. Las

características del macizo rocoso son las que determinaron el sostenimiento

con cuadros de madera, además este tipo de sostenimiento se realizará en

los lugares específicos de la labor minera donde la labor es más inestable.

Los elementos de sostenimiento garantizará la estabilidad de la labor

Ricotona por un periodo de tiempo necesario para la extracción del mineral.

28

- (Mendieta Britto, 2014 pág. 75) Optimización de los costos operativos de la

mina Cerro Chico. Pregrado. Pontificia Universidad Católica del Perú,

Facultad de Ciencias e Ingeniería. La conclusión es: la implementación de un

método de sostenimiento mecanizado en el 77% de las reservas empleando

shotcrete, malla electrosoldada y split sets es posible en terrenos tipo IVA

donde tradicionalmente se ha sostenido con cuadros de madera,

considerando la calidad de la información recolectada y el procesamiento

adecuado ayudándonos con la tecnología de los softwares que nos permiten

simular diferentes situaciones ingresando diferentes inputs en corto tiempo.

La implementación de sostenimiento mecanizado frente al convencional con

cuadros es más económica en 1.9$/tn, de mayor productividad, de mayor

confort y de mayor seguridad para los trabajadores dado que el sostenimiento

se realiza con equipos bolter, putzmeister a diferencia de la colocación de

cuadros de madera que exigen mayor esfuerzo físico para los trabajadores y

mayor exposición al desprendimiento de rocas.

- (Carhuamaca Guerrero, 2009 pág. 123) Evaluación y optimización del

sostenimiento con cimbras. Pregrado. Universidad Nacional de Ingeniería,

Facultad de Ingeniería Geológica Minera y Metalúrgica. La conclusión es:

“podemos concluir que el uso adecuado del invert nos permite extender

beneficiosamente el tiempo de vida del 56.3 % de las cimbras del By Pass

Sur Este de la mina Rosaura. Según la simulación en el programa Phases

6.0, ampliar el ancho de la sección de la excavación nos permite extender el

tiempo de vida de las cimbras frente a las presiones laterales. Por último, no

debemos olvidar que el mejor sostenimiento no es el más caro ni el que mejor

acero tenga, sino el que más se adecua a las condiciones presentes del

terreno y debe responder a variables técnicas y económicas, garantizando la

vida útil que le ha sido asignada a la labor minera. Es decir, el necesario y

29

suficiente para obtener una labor segura y confiable considerando todos los

parámetros que originan nuestro método de explotación.

- (Lopez Felix, 2009 pág. 109) Sostenimiento con pernos tipo fore pilling en la

mina. Pregrado. Universidad Nacional de Ingeniería, Facultad de Ingeniería

Geológica Minera y Metalúrgica. La conclusión es: este trabajo puede servir

de modelo para un estudio más completo del sostenimiento de un techo

peligroso y cambiante. La solución obtenida con el uso del fore pilling

garantiza la estabilidad del mismo mediante un procedimiento novedoso en

cuanto su tecnología y método de control, haciendo posible un laboreo de

alto rendimiento y muy bajo costo. El conocimiento del mecanismo de

estabilidad del terreno usando el fore pilling será de gran ayuda en el

planteamiento del mismo problema en otras circunstancias necesariamente

distintas. El costo de sostenimiento por metro lineal de avance utilizando los

cuadros metálicos es de $ 1053.82; mientras que utilizando sostenimiento

con fore pilling + pernos cementados + shotcrete es de $ 655.88. El hecho

de que el costo del sostenimiento usando el fore pilling + pernos cementados

+ shotcrete sea más barato a de los cuadros metálicos se debe a que el costo

de los materiales que se emplean en el primero son más baratos que los que

se emplean en el segundo.

- (Guzman Zuñiga, 2008 pág. 128) Sostenimiento con Shotcrete vía húmeda

en la mina. Pregrado. Universidad Ricardo Palma, Facultad de Ingeniería. La

conclusión es: “de los cuadros de ensayo de las muestras podemos concluir

que para ambas fibras se usaron las mismas propiedades (la dosificación y

el slump) y se ensayaron las muestras el mismo día, asegurándose que las

condiciones climáticas sean las mismas; cumpliendo así con las condiciones

de ensayo. De la muestra número 6 en los ensayos a compresión podemos

concluir que el Shotcrete con fibra Novocon inicialmente tiene una resistencia

menor, pero su adherencia mejora como se muestra en los ensayos a 7, 14

30

y 28 días, (como en el ítem numero 1) concluyendo que mejora su resistencia

y supera a la fibra de Enduro en porcentajes de resistencia mayor al 10%. De

los resultados de los ensayos podemos concluir que no existe un patrón que

defina cuál es más resistente, esto debido a que la resistencia del concreto a

compresión puede ser a raíz de la distribución de la fibra en la probeta. De

los resultados de los ensayos a compresión podemos concluir que pese al

uso de una u otra fibra la resistencia a los 28 días es mayor al 100% y que

para el uso del shotcrete como método de sostenimiento inmediato la

resistencia a 1 día es mayor al 25%”.

2.2 Generalidades de la Compañía Azulcocha Mining

2.2.1 Ubicación

El Proyecto Azulcocha se ubica en los Andes del Perú Central, en el distrito de

Tomás, perteneciente a la provincia de Yauyos, departamento de Lima. Basado

en el sistema UTM y usando como base el SAT 56, la propiedad está dentro de

las coordenadas 425,800 y 427,500 este y 8'664,500 y 8'671,000 norte. La altura

sobre el nivel del mar varía de 4,200 a 4,600 msnm.

La UEA Azulcocha cuenta con 22 concesiones en un total de 3573.82 hectáreas.

las que se encuentran en el departamento de Junín y Lima.

El proyecto Azulcocha cuenta con un acuerdo entre las comunidades dentro del

área donde se encuentra la UEA Azulcocha por medio de contratos de

arrendamiento hasta el año 2025.

31

Figura 1: Plano de ubicación de la Compañía Minera Azulcocha.

Fuente: Departamento de Geología de la Compañía Minera Azulcocha.

2.2.2 Accesibilidad

Es accesible desde Lima por 2 rutas: a) Lima - La Oroya – Pachacayo - Mina

Azulcocha, con un total de 270 km, b) Lima – Cañete – Lunahuaná –

Yauricocha - Mina Azulcocha, con un total de 370 km.

32

Desde Huancayo por una ruta: Huancayo – Quero - Mina Azulcocha, con un

total de 70 km. Se puede seguir una ruta alterna que tiene un total de 350.6

km.

2.2.3 Clima y vegetación

El clima es netamente frígido y seco, con una estación lluviosa de octubre a

marzo y otra seca con esporádicas nevadas de abril a setiembre. En la temporada

seca el clima soporta temperaturas bajo cero con vientos muy fuertes. En general

son poco probables las temperaturas mayores a 15° C. Mientras las temperaturas

son moderadas, el sol puede ser muy fuerte con altas lecturas ultravioletas que

son comunes durante el mediodía.

El terreno sobre el cual las concesiones son localizadas, la vegetación es propia

de alta montaña, mayormente ichu, no hay presencia de árboles ni arbustos. Se

caracteriza por la alta altitud pampa o zonas rodeadas por colinas pronunciadas,

además de pequeños lagos y charcas en el área, asimismo el piso de valle es

bastante empantanado. Por sobre los 4,600 m. predomina la presencia de ichu

como vegetación.

2.2.4 Topografía y fisiografía

El proyecto Azulcocha mining se encuentra ubicado entre las cotas 4,200 y 4,900

metros sobre el nivel del mar (m.s.n.m). La altitud media del proyecto es 4,400

m.s.n.m.

33

La mina Azulcocha está localizada cerca al límite del departamento de Lima con

el departamento de Junín, aproximadamente a 95 kilómetros al este de Lima. La

propiedad consiste en 15 concesiones por un total de 2036.4 hectáreas.

2.2.5 Reseña histórica

La mina Azulcocha, conocida por sus afloramientos de minerales de Manganeso,

fue denunciada por los señores Ernesto San Martín y Miguel Ángel Cavagnaro

en 1946, sobre un caduco del Cerro de Pasco Corporation. A partir del año 1950

se empezó a explotar óxidos de manganeso (psilomelano y pirolusita) a pequeña

escala mediante tajo abierto hasta el año 1958, siendo el mineral enviado a la

fundición de la Oroya por ferrocarril. En 3 años, se logró explotar alrededor de

25,000 tms con una ley promedio de 44% de Mn, llegando a veces a 55% de Mn.

Con la profundización del tajo abierto, se encontró mineral de esfalerita (ZnS),

acompañada de oropimente (As2s3), rejalgar (As2s), baritina (BaSO4) y otros

elementos.

2 Desde 1961 hasta 1970 se explotó zinc a pequeña escala por tajo abierto y

también con labores subterráneas en el nivel 115. desde el año 1970 comenzó a

operar la empresa Toho Zinc Co. que adquiere el 70% de Sociedad Minera Gran

Bretaña S.A. y con la intervención del Banco Minero del Perú, instalaron una

planta de 600 toneladas de capacidad, que después fue ampliada a 750

toneladas. En 1978, la empresa Toho Zinc Co. decide cerrar sus actividades y

transfiere la totalidad da sus acciones a Luis y Juan Ernesto San Martín quienes

se convierten en los principales accionistas de la Sociedad Minera Gran Bretaña

S. A.

Las operaciones se desarrollaron normalmente hasta el año 1984, cuando

aparecen los problemas de infiltración de Sendero Luminoso en el sindicato de

34

trabajadores y en las comunidades vecinas de Quero y Tomás. A partir del año

1985 se produce; además, la ruptura de las relaciones empresariales peruano-

japonesas, ocasionado serios problemas económicos a la empresa, que terminan

con la paralización de las operaciones de la mina Azulcocha en el mes de junio

del año 1986. En el año 1987, saquearon los campamentos, oficinas, equipos de

planta, equipos e instalaciones de mina y demás instalaciones de servicio.

En los años 1989 y 1990 se formó una nueva empresa peruano-japonesa, con la

finalidad de rehabilitar la mina, la planta y demás servicios, así como explorar en

las áreas vecinas, sobre todo al Este y Oeste del clavo explotado. También se

estimó volver a tratar los relaves por sus contenidos económicos de zinc, oro y

manganeso. En el mes de enero del año 2004, se forma la compañía minera

Azure del Perú S.A.C. para evaluar los relaves y la mina subterránea, a fin de

completar un estudio de factibilidad para instalar una nueva operación minera

sobre la base de las antiguas instalaciones de la mina Azulcocha.

2.3 Geología

2.3.1 Geología regional

La geología regional en los alrededores de la mina Azulcocha se caracteriza por

la amplia distribución de rocas sedimentarias (calizas, areniscas y lutitas) del

miogeosinclinal mesozoico. Estas comprenden en edad desde el jurásico inferior

(formación condorsinga del grupo pucará) hasta el cretáceo medio (formación

jumasha) y han sido fuertemente plegadas durante la orogénesis andina.

Cinco kilómetros hacia el oeste de la mina, el stock Chuquipite (3.0 x 3.5 km) de

composición granodirorítica intruye los sedimentos mencionados. De igual

manera, aunque poco frecuente, los sedimentos son intruídos por diques

35

irregulares de composición andesítica, los que principalmente se encuentran al

sur de la mina Azulcocha y en los trabajos subterráneos.

Figura 2: Plano geológico regional.

Fuente: Departamento de Geología Azulcocha.

2.3.2 Geología local

Las unidades litológicas expuestas en la mina Azulcocha comprenden calizas de

la formación condorsinga del grupo pucará del jurásico inferior, areniscas del

grupo goyllarisquizga (cretáceo inferior) y diques alterados de composición

andesítica. las calizas de la formación condorsinga sobreyacen por fallamiento

inverso a las areniscas goyllarisquizga.

36

Las calizas condorsinga, del grupo pucará de color gris claro y aspecto masivo

afloran en el lado sur de la falla inversa "Cochas Gran Bretaña" formando un

anticlinal apretado con plano axial buzando entre 50° a 60° al SW. El anticlinal es

cortado hacia el oeste de la mina por otra falla inversa, subsidiaria de la principal

y de rumbo S 60° W. Hacia el sur de la laguna Azulcocha, la secuencia

estratigráfica regional del mesozoico sobreyace en posición normal formando un

monoclinal de buzamientos moderados en el rango de 25° a 62° SW con

intercalaciones ocasionales de areniscas calcáreas y estratos delgados de lutitas

rojas.

El block norte de la falla está formado principalmente por areniscas masivas de

color gris claro amarillento rojizo, interestratificaciones con horizontes de lutitas y

areniscas rojas.

Hacia el oeste de Azulcocha, en la zona de Pozocancha las areniscas y lutitas

del Cercapuquio Superior infrayacen por contacto de falla a las areniscas del

grupo goyllarisquizga. Toda esta secuencia clásica forma un sinclinal de rumbo

N-S y buzamiento suave en sus flancos. Hacia el norte del campamento, el eje

axial cambia de rumbo gradualmente a N 45° W, luego E-W y finalmente S 80°W.

37

Figura 3: Plano geológico local.


2.3.2.1 Litología y estratigrafía

La columna estratigráfica de la región de Azulcocha y alrededores presentan

afloramientos que evidencian en la base, las calizas del grupo pucará, que se

38

caracteriza por ser un metalotecto de gran importancia mineralógica en los

diferentes yacimientos de la cordillera central de los andes, destacando así a la

formación condorsinga del Jurásico Inferior que es la formación comprometida

con las mineralizaciones evidenciadas en la región, a esta sobreyacen en

discordancia angular las areniscas del grupo goyllarisquizga del cretácico inferior,

seguidos por una serie de rocas sedimentarias de formaciones terciarias y

cuaternarias mayormente continentales y volcánicos, que se encuentran

generalmente discordantes que cubre a las secuencias inferiores

2.3.3 Geología estructural

Plegamientos los ejes de plegamientos regionales N 45° - 60°, hacen en

Azulcocha una fuerte inflexión hacia el Oeste hasta alcanzar en las proximidades

del stock.

Chuquipite un rumbo S 65° W – S 80° W. Los esfuerzos intrusivos, típicos de una

inyección forzada, son evidentes en las cercanías de la laguna Cantagallo,

Leoncocha y Huichaca.

En estos lugares, los estratos de las formaciones Cercapuquio, Goyllarisquizga y

Machay han sido arqueados hasta adquirir rumbos paralelos al contacto intrusivo

y prácticamente circundado. Los buzamientos de los estratos son suaves y se

apartan del intrusivo (en Cantagallo 30° E, en Leoncocha 65° S y en Huichaca S

36° W), indicando que el contacto del stock buza en esas Falla "Cochas-Gran

Bretaña" Los procesos orogénicos, que han dado lugar al plegamiento andino

muestran en la zona de hacienda cochas Jatunhuasi su mejor expresión en una

falla de rumbo lateral-derecha de alto ángulo y de carácter regional. Conocida

como la falla "Cochas - Gran Bretaña", ha sido mapeada por la misión francesa

Orstom a lo largo de 120 kilómetros. Su rumbo regional es variable; en sus

39

extremos norte y sur N 40° W y en la parte central N 60°W a E-W. El rumbo, la

falla es inversa, de buzamiento moderado (30° - 45° SE) y sinuosa en la zona

stock Chuquipite-mina Azulcocha.

El análisis de planos y secciones geológicas de la mina sugiere un esfuerzo

comprensivo intermitente que ha dado lugar al emplazamiento de diques

andesíticos a lo largo de fallas de subsidencia de rumbo y buzamiento similar,

deposición del cuerpo mineralizado Azulcocha, y fajamiento posterior.

Hacia el oeste de la mina, Falla "Cochas-Gran Bretaña se bifurca dando lugar a

un ramal sur (S60°W) subsidencia, el cual se proyecta en el rumbo hasta alcanzar

el contacto norte del stock Chuquipite. Esta falla, considerada secundaria en

estudios anteriores, desempeñó un rol importante en la preparación estructural

de la zona mineralizada del cuerpo Azulcocha.

En efecto, su intersección con la falla principal (N 80° E por las variaciones locales

de rumbo y buzamiento corresponde a una zona inclinada 30ˈ al Este (Plunge),

la cual coincide con el eje del cuerpo mineralizado.

2.3.4 Estructuras mineralizadas

Las estructuras de la mina Azulcocha tienen la forma de un depósito semitabular,

de azimut de 85° a 95° (promedio 90°) y buzamiento entre 45° a 55° hacia el

Norte.

La potencia del mineral económico varía desde 10 m hasta 50 m, con promedio

de 25 m. La longitud del mineral económico reconocido hasta el momento es de

250 m y la profundidad reconocida es de 290 m, desde la cota 4570 msnm hasta

40

la cota 4320 msnm. La mina fue explotada hasta mediados de la década del '80,

por lo que el mineral se encuentra virgen desde el Nv. Cero hacia abajo.

La masa rocosa mineralizada del cuerpo de la mina Azulcocha es muy

Incompetente (RMR < 25), toda vez que tiene aspecto brechado terroso

deleznable con abundante presencia de sulfuros (pirita - esfalerita - cobres grises,

etcétera).

Esta característica influirá en forma adversa en el minado de este yacimiento, por

mayores costos de sostenimiento.

La mineralización en la región de Azulcocha y alrededores consiste

principalmente de las asociaciones paragenéticas típicas de baja y alta

temperatura.

2.3.4.1 Mineralización a baja temperatura del cuerpo Azulcocha

En el cuerpo Azulcocha la esfalerita está asociada a oropimente, rejalgar,

rodocrosita, baritina y pirita como minerales de ganga formando un cuerpo

masivo e irregular de hasta 50 m de ancho y 200-500 m de largo.

Este ensamble, de baja temperatura, parece haberse depositado por

reemplazamiento en fisuras y zonas de brechas que se desarrollaron durante una

fase previa de preparación estructural.

41

2.3.4.2 Mineralización de baja temperatura contacto intrusivo

Chuquipite

La mineralización de alta temperatura bordea al intrusivo Chuquipite como una

aureola discontinua e irregular de contacto metamórfico. El ensamble de

minerales esta vez, consiste de cantidades variables de esfalerita, calcopirita y

trazas de galena en agregados masivos de granates, actinolita/tremolita,

hematita especular/magnetita y epidota. Se observan venillas de calcita y cuarzo,

así como las trazas de sericita, en forma ocasional acompañando a los minerales

de ganga previamente mencionados.

2.4 Geomecánica

La geomecánica es la disciplina que estudia las características mecánicas de los

materiales geológicos que conforman las rocas de formación, esta disciplina está

basada en los conceptos y teorías de mecánica de rocas y mecánica de suelos.

Más específico el US National Comité on Rock Mechanics (1964-1974) define a

la mecánica de rocas como : “la rama de la mecánica referente a la respuesta de

la roca y del macizo rocoso a los campos de fuerza de su ambiente físico”

(Mendieta Britto, 2014 pág. 10).

2.4.1 Caracterización de la masa rocosa

2.4.1.1 Registro de datos

La fuente principal de datos para la caracterización de la masa rocosa, fueron las

labores mineras rehabilitadas llevadas a cabo por la empresa Azulcocha. Sobre

42

estas labores se llevó a cabo un registro lineal extrayéndose muestras de roca

en bloques para enviar al laboratorio de mecánica de rocas.

Los parámetros de observación están adecuándolos a las normas sugeridas por

la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM). Estos parámetros

fueron: tipo de roca, tipo de sistema de discontinuidad, orientación, espaciado,

persistencia, apertura, rugosidad, tipo de relleno, espesor del relleno,

intemperización y presencia de agua. Adicionalmente se registraron datos sobre

la resistencia de la roca y la frecuencia de fracturamiento.

2.4.1.2 Distribución de discontinuidades

Para establecer las características de la distribución de discontinuidades, el

procesamiento de los datos de orientación se realizó mediante técnicas de

proyección estereográfica equiangular, utilizando el programa de computo DIPS,

Versión 5.0 (2001).

En la caja piso se presentan 4 sistemas de fracturas (tres principales y un

aleatorio), siendo los siguientes: N45° W/37° NE, N17°W / 43 SW, N65E / 62SE

y N17 / 81 NW

43


En el mineral se presentan cuatro sistemas de fracturas (tres principales y un

aleatorio) siendo la estratificación el aleatorio, estos son los siguientes: N75°

E/70° NW, N40° W/68° NE, N09° W/74° SW y N76° W/75° SW.


Figura 4: Concentración de los polos de la caja piso.

Figura 5: Concentración de los polos en mineral.

44

En la caja techo se presentan cinco sistemas de fracturas (tres principales y dos

aleatorios), siendo los siguientes: N 80° E/77° SE; N87° W/72° NE; N40° W/34°

NE N03° W/79° SW y N 85° E / 66° S.


2.4.1.3 Aspectos estructurales

Para establecer las características estructurales de la masa rocosa, nos

referimos al arreglo estructural de la masa rocosa en la caja techo, en el mineral

y en la caja piso.

Caja piso: la arenisca cuarzosa presenta por lo general las siguientes

características: espaciamiento de 4 a 15 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura

de 0.1 a 3 mm, rugosidad liza a planar, relleno suave, mayormente de arcillas y

óxidos, y mediana alteración. El macizo presenta condiciones húmedas a

mojadas.

Figura 6: Concentración de los polos en la caja techo

45

El mineral: presenta una estructura triturada con presencia de arcilla. Por lo

general presenta las siguientes características: espaciamiento de 2 a 5 cm,

persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1 a 3 mm, rugosidad liza a planar, relleno

blando, mayormente de arcillas y óxidos, y alta alteración. El macizo presenta

condiciones mojadas (goteo).

Caja techo: la caliza negra presenta dos áreas bien marcadas dentro del

yacimiento:

Zona centro y Este: esta zona es la más crítica del yacimiento ya que al ser

intersectada por lo general se presentan flujos de suelo, esto se debe a que tiene

agua acumulada. No es posible determinar las características de las fracturas del

macizo en dicha zona.

Zona Oeste, por lo general presenta las siguientes características: espaciamiento

de 10 a 25 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1 a 2 mm, rugosidad

planar, relleno calcita a suave, mayormente de arcillas y óxidos, y baja alteración.

El macizo presenta condiciones húmedas a mojadas.

2.4.2 Clasificación de la masa rocosa de Azulcocha

Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa se utilizó la información

desarrollada por estudiosos, aplicando los criterios de clasificación geomecánica

de Bieniawski (RMR - Valoración del Macizo Rocoso - 1989), Barton y

Colaboradores (Sistema Q - 1974) y Marinos & Hoek (GSI -Geological Strenght

Index-2002).

Los valores del índice de calidad de la roca (RQD) fueron determinados por

medición directa de las labores mediante el registro lineal de discontinuidades,

46

utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson (1986), teniendo como

parámetro de entrada principal la frecuencia de fracturamiento por metro lineal.

El criterio adoptado para clasificar a la masa rocosa se presenta en la tabla 1.

Tabla 1: Criterio para la clasificación de la masa rocosa

TIPO DE ROCA

RANGO RMR RANGO Q CALIDAD SEGÚN

RMR

II > 60 > 60 Buena

IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A

IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B

IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A

IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B

V < 20 <0.07 Muy Mala

Fuente: Bieniswski, J. 1989.

A partir de estos resultados podemos concluir lo siguiente: se puede concluir por (Carpio Portales, M., 2010) clasificación de la masa rocosa

- En la caja techo intermedia se presentan calizas con una calidad regular III-

B, mientras que en la caja techo próxima a la estructura mineralizada,

encontramos calizas brechosas con una calidad mala IV-B.

- En la zona del mineral, encontramos una roca de características expansivas,

por ciertas zonas presenta humedad, con una calidad de roca mala IV-B.

- En material presente en la falla, presenta una alta agilización, su condición

de agua subterránea es húmeda. Su calidad de roca es muy mala V.

- En la caja piso próxima, se presenta arenisca fina, con baja cohesión, y

condición de agua subterránea húmeda, por lo que su calidad de roca es

mala IV – B.

- En la zona de la caja piso intermedia, se presenta una arenisca cuarzosa

fracturada, con una cohesión media y de condiciones de agua subterránea

secas, por lo que su calidad de roca es mala IV-B

47

- A medida que nos alejamos de la estructura mineralizada encontramos una

transición hacia arenisca cuarzosa masiva, con una alta cohesión y por

ciertas zonas presenta humedad, por lo que su calidad de roca es regular III.

2.4.3. Zonificación geomecánica de la masa rocosa

(Hernandez Magallanes, L, 2015) Para la aplicación racional de los diferentes

métodos de cálculo de la mecánica de rocas, es necesario que la masa rocosa

bajo estudio esté dividida en áreas de características estructurales y mecánicas

similares, debido a que el análisis de los resultados y los criterios de diseño serán

válidos solo dentro de masas rocosas que presenten propiedades físicas y

mecánicas similares.

Dentro de estas propiedades el arreglo o modelo estructural de la masa rocosa y

la calidad de la misma son consideraciones importantes a tomarse en cuenta

para la delimitación de los dominios estructurales. Para nuestro caso, tiene mayor

importancia la calidad de la roca que el modelo estructural, dado que la masa

rocosa circundante a la explotación generalmente es de calidad muy mala.

En estas condiciones, los mecanismos de rotura o de inestabilidad de la roca,

estarán mayormente asociados a la calidad de la roca mala antes que al arreglo

estructural de la masa rocosa. De acuerdo a lo indicado, se ha llevado a cabo la

zonificación geomecánica de la estructura de la mina Azulcocha, basada en toda

la información que se ha tenido disponible como producto del presente estudio.

Tabla 2: Zonificación Geomecánica del yacimiento Azulcocha

UBICACIÓN DOMINIO

ESTRUCTURAL CLASIFICACIÓN

RMR SISTEMA

Q GSI

Caja techo intermedia

(caliza) DE - 7 35 - 40 0.36 – 0.64 IF/R

48

Caja techo próxima (caliza

brechosa) DE - 6 25-30 0.12 – 0.21 IF/P

Mineral DE - 5 < 20 < 0.069 T/MP

Falla DE – 4 < 20 < 0.069 T/MP

Caja piso próxima (arenisca fina)

DE- 3 20-30 0.069 –

0.21 IF/P-MP

Caja piso intermedia (arenisca cuarzosa

fracturada)

DE – 2 30-40 0.21 – 0.64 IF/R-P

Caja piso lejana (arenisca masiva)

DE – 1 45 - 50 1.11 – 1.94 F/R

Fuente: Departamento de geología, Carpio Portales, M. 2010.

Notamos que las zonas con calidad pobre de macizo rocoso están presentes en

el mineral, la zona de contacto y la caja piso próxima, (dominios estructurales 5,4

y 3 respectivamente). A medida que nos alejamos de la zona de contacto, a unos

15 – 20 m, encontramos una caja piso con un dominio estructural 2, y a mayor

distancia se presenta una caja piso con un dominio estructural 1.

49

Figura 8: Zonificación Geomecánica del Nv 0. Figura 7: Dominio estructural Nv 0


50

Figura 9: Zonificación Geomecánica en sección.

Fuente: Departamento de Geología Azulcocha

51

2.4.4 Resistencia a la roca

2.4.4.1 Característica física y mecánica de la roca intacta

(Hernandez Magallanes, L, 2015) Uno de los parámetros más importantes del

comportamiento mecánico de la masa rocosa, es la resistencia compresiva no

confinada de la roca intacta (σc). Se intentó extraer muestras para ensayos de

laboratorio de los testigos, pero debido al intenso fracturamiento del macizo no fue

posible obtener muestras adecuadas; solo se obtuvieron muestras de las rocas en

bloques, las cuales tuvieron que ser embebidas en cemento para tratar de

mantenerlas intactas ya que en el transporte al laboratorio de mecánica de rocas

podrían romperse. En estas muestras se realizaron algunos ensayos de laboratorio

de mecánica de rocas (ver anexo Pruebas de laboratorio de mecánica de rocas).

2.4.4.2 Resistencia de las discontinuidades

Desde el punto de vista de la estabilidad estructuralmente controlada, es importante

conocer las características de resistencia al corte de las discontinuidades, puesto

que estas constituyen superficies de debilidad de la masa rocosa y por tanto planos

potenciales de falla. La resistencia al corte en este caso está regida por los

parámetros de fricción y cohesión de los criterios de falla Mohr-Coulomb (Hernandez

Magallanes, L, 2015).

Por los diferentes aspectos señalados anteriormente (zonificación geomecánica), la

estabilidad estructuralmente controlada pasa a segundo plano, siendo de mayor

importancia la resistencia de la roca intacta y de la masa rocosa; sin embargo, se

han estimado empíricamente los valores de ángulos residuales de las fracturas en

las rocas de la caja techo oeste (calizas), siendo de 25° a 28°.

52

2.4.5 Condiciones especiales de la masa rocosa

Estas condiciones están referidas a las características de expansión (swelling rock)

en presencia de agua y a las características de alta deformabilidad (squeezing rock)

de la masa rocosa que pudieran estar presentes en el cuerpo mineralizado de la

mina Azulcocha.

Las características expansivas de la roca están asociadas a la presencia de arcillas

como la montmorrillonita, que pueden estar contenidas en las alteraciones argílicas,

o en minerales de anhidrita. Por la información que se dispone, se ha notado que

hay cierto grado de alteración argílica en el yacimiento, pero no hay anhidrita. Por

tanto se anticipa que las rocas podrían presentar alguna actividad expansiva, siendo

recomendable que se orienten investigaciones futuras al respecto.

Las rocas de alta deformabilidad, son aquellas que muestran deformaciones en

función del tiempo; aquí, los esfuerzos exceden a la resistencia de la masa rocosa o

el límite de fluencia, ocurriendo entonces que esta se deforme plásticamente. Estas

características podrían estar presentes en la masa rocosa mineralizada y cajas

inmediatas.

53

Tabla 3: Característica física y mecánica de la roca según dominio estructural

DOMINIO ESTRUCTURAL ZONA RMR Q GSI

DENSIDAD (Mn/M3)

COHESIÓN SIMPLE (Mpa)

ANGULO DE FRICCIÓN

(°)

COHESIÓN (Mpa)

MÓDULO DE ELASTICIDAD

(Mpa)

MÓDULO DE POISSON

RESISTENCIA A LA

TRACCIÓN (Mpa)

DE - 1 Arenisca cuarzosa

masiva (caja piso lejana) 53 2.72 MF/R 0.0246 65.51 28.14 0.093 5340 0.21 4.62

DE - 2 Arenisca cuarzosa

fracturada (caja piso intermedio)

38 0.51 IF/R-P 0.0251 51 28.8 0.096 - - 10.82

DE - 3 Arenisca fina (caja piso

próxima) 25 0.12 IF/MP 0.0247 24.29 29.94 0.078 2400 0.3 8.17

DE - 4 Falla 18 0.06 T/MP 0.023 12.2 8.52 0.046 188.7 0.21 0.005

DE - 5 Mineral 15 0.04 T/MP 0.034 36.79 23.72 0.115 1700 0.33 5.88

DE - 6 Caliza brechosa mineralizada (caja techo próxima)

20 0.07 IF/MP 0.023 5 4.48 0.037 950 0.33 -

DE - 7 Caliza (caja techo intermedia)

37 0.46 IF/R-P 0.023 25 26.65 0.457 6300 - -

Fuente: Departamento de Geología.

54

2.5 Bases teóricas

“En toda explotación minera, el sostenimiento de las labores es un trabajo

adicional de alto costo que reduce la velocidad de avance y/o producción pero

que a la vez es un proceso esencial para proteger de accidentes a personal y al

equipo”. (Mendieta Britto, 2014).

“El sostenimiento en minería subterránea es muy importante, ya que por la

naturaleza del trabajo toda labor que se hace en el interior de la mina se realiza

en espacios vacíos e inestables, producto de la rotura de la roca o mineral

extraído; para lograr que se mantenga nuevamente estable la zona y en

condiciones de trabajarla, la zona debe de redistribuir sus fuerzas, para ello es

necesario apoyar inmediatamente con el refuerzo o el sostenimiento adecuado,

considerando el tipo de rocas, fallas con relleno, fallas abiertas, etcétera.”

(Mendieta Britto, 2014).

“Existen varios métodos de refuerzo de la roca, pero de todos el tendón o perno

es el más efectivo, rápido de instalar y de bajo costo. Se conocen varios sistemas

de pernos y tendones de anclaje desarrollados a través de los años por grupos

de investigación y empresas fabricantes para su aplicación en la estabilización

de excavaciones subterráneas y superficiales. Estos van desde el bulón de

madera hasta el tubo de fierro o acero y varilla de acero corrugado que pueden

anclarse de dos formas diferentes: puntual y longitudinal. Para los fines de este

estudio, nos interesa el anclaje longitudinal, que también puede ser muy variado,

pero mencionaremos solo a la lechada de cemento y a la resina epóxica, esta

última muy eficiente en sostenimiento inmediato y donde existen aguas

corrosivas y otras restricciones” (Ortiz, O, 2003).

55

2.5.1 Clasificación del macizo rocoso

- Objetivos de la clasificación del macizo rocoso, identificar los parámetros más

significativos que influyen en el comportamiento del macizo rocoso.

- Dividir una formación rocosa en grupos de similar comportamiento; es decir,

clases de macizos rocosos de diferentes calidades.

- Proporcionar una base para el entendimiento de las características de cada

clase de macizo rocoso.

- Relacionar la experiencia de las condiciones de la roca de un lugar a las

condiciones y experiencia encontradas en otros lugares.

- Obtener datos cuantitativos y guías para el diseño de ingeniería (Mendieta

Britto, 2014).

2.5.1.1 Clasificación del macizo rocoso de Terzaghi

Terzaghi se basó en experiencias de túneles de ferrocarril con cerchas de acero,

y basada únicamente en el tipo de terreno, a partir de la anchura y la altura del

túnel, proporciona la carga sobre las cerchas metálicas, permitiendo así un rápido

dimensionamiento siendo la gravedad la fuerza impulsora dominante.

La roca intacta: no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas; por lo tanto, si esta

se fractura, lo hace a través de roca sana, por el daño de la roca debido a la

voladura, pueden desprenderse materiales astillados del techo varias horas o

días después de la voladura.

La roca estratificada: consiste en estratos individuales con poca o ninguna

resistencia contra la separación a lo largo de los límites entre los estratos. Los

56

estratos pueden o no estar debilitados por diaclasas transversales, en tales rocas

la condición de “astillamiento” es bastante común.

La roca moderadamente diaclasada: contiene diaclasas y grietas delgadas, pero

los bloques entre las diaclasas están desarrolladas tan juntas que las paredes

verticales no requieren de sostenimiento lateral. En rocas de este tipo pueden ser

encontradas ambas condiciones: tanto el “astillamiento” como los pequeños

“estallidos de rocas”.

La roca con fracturamiento en bloques y grietas, consiste de fragmentos de roca

intacta o casi intacta, los cuales se encuentran completamente separadas unas

de otras e imperfectamente entrelazadas, en tales rocas, las paredes verticales

pueden requerir de sostenimiento lateral.

La roca triturada pero químicamente intacta, tiene la característica de seguir

triturándose, si varios o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de

arena fina y la recementación no ha ocurrido, la roca triturada bajo el nivel freático

exhibe las propiedades de una arena portadora de agua.

La roca altamente deformable, un prerrequisito para la alta deformabilidad es un

alto porcentaje de partículas microscópicas y submicroscópicas de minerales

micáceos o minerales arcillosos con una baja capacidad de expansión.

La roca expansiva, la capacidad para expandirse parece ser limitada a aquellas

rocas que contienen minerales de arcilla tales como la montmorillonita, con una

alta capacidad de expansión (Mendieta Britto, 2014).

57

2.5.1.2 Índice de designación de la calidad de la roca (RQD)

El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) desarrollado por Deere

et al.,1967, provee un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a

partir de los testigos de la perforación diamantina.

El RQD es definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores

de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo deberá tener

por lo menos un tamaño NX (54.7 mm o 2.15 pulgadas de diámetro) y deberá ser

perforado con un cilindro de doble tubo de perforación.

El procedimiento correcto para medir las longitudes de los testigos y el cálculo

del RQD son resumidos en la siguiente figura.

Figura 10:Longitud de la corrida de testigos.

Fuente: (Mendieta Britto, 2014).

Palmstrom (1982) sugirió que, el RQD puede ser estimado a partir del número de

58

discontinuidades por unidad de volumen, visibles en afloramientos rocosos o

socavones.

La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es:

RQD = 115 − 3.3 Jv

Donde Jv es la suma del número de discontinuidades por unidad de longitud de

todas las familias de discontinuidades, conocido como el conteo volumétrico de

discontinuidades.

El RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar

significativamente, dependiendo sobre todo de la orientación del taladro. El uso

del conteo volumétrico de discontinuidades puede ser muy útil en la reducción de

esta dependencia direccional.

El RQD pretende representar la calidad del macizo rocoso in situ, cuando se

utiliza la perforación diamantina, se debe tener mucho cuidado para garantizar

que las fracturas causadas por el manipuleo o el proceso de perforación sean

identificadas e ignoradas cuando se determine el valor del RQD.

El RQD es utilizado ampliamente en las aplicaciones de la mecánica de rocas.

2.5.1.3 Rock Mass Rating (RMR)

Es la clasificación más usada, el RMR permite hacer una clasificación del macizo

rocoso y estimar el tiempo de mantenimiento y longitud de un vano.

59

El RMR tiene seis parámetros que permiten clasificar al macizo rocoso de manera

más detallada:

1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso

2. Designación de la calidad de la roca (RQD)

3. Espaciamiento de las discontinuidades

4. Condición de las discontinuidades

5. Condiciones del agua subterránea

6. Orientación de las discontinuidades

En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa rocosa es dividida en

un número de regiones estructurales y cada región es clasificada en forma

separada.

60

Figura 11:Parametros del RMR.

Fuente: Fragmento (Mendieta Britto, 2014).

61

Figura 12: Enfoque de la orientación y buzamiento de las discontinuidades.

Fuente: Fragmento (Mendieta Britto, 2014).

2.5.1.4 Índice de calidad tunelera del macizo rocoso, Q

Es un Índice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características

de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de los túneles. El

valor numérico de este índice Q varía sobre una escala logarítmica desde 0.001

hasta un máximo de 1,000 y está definido por:

𝑄 =𝑅𝑄𝐷

𝐽𝑛𝑥

𝐽𝑟

𝐽𝑎𝑥

𝐽𝑤

𝑆𝑅𝐹

Donde:

- RQD es la Designación de la Calidad de la Roca

62

- Jn es el número de sistemas de juntas

- Jr es el número de rugosidad de las juntas

- Ja es el número de alteración de las juntas

- Jw es el factor de reducción de agua en las juntas

- SRF es el factor de reducción de los esfuerzos

La calidad tunelera de la roca Q puede ser considerada en este sistema como

una función de solo tres parámetros, los cuales son crudas medidas de:

1. Tamaño de bloques (RQD /Jn)

2. Resistencia al corte entre los bloques (Jr /Ja)

3. Esfuerzo activo (Jw /SRF)

La clasificación de los parámetros individuales usados para obtener el índice de

calidad tunelera Q de una masa rocosa.

65

Figura 13: Parámetros individuales para determinar calidad tunelera Q.


66

Relacionando el valor del índice Q a la estabilidad y a los requerimientos de

sostenimiento de excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) definieron un

parámetro adicional al que lo denominaron Dimensión Equivalente (De) de la

excavación. (Mendieta Britto, 2014).

𝐷𝑒 =𝐴𝑛𝑐ℎ𝑜, 𝑑𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜, 𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑒𝑥𝑐𝑎𝑣𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑚)

𝑅𝑒𝑙𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑑𝑒 𝑠𝑜𝑠𝑡𝑒𝑛𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑒𝑥𝑐𝑎𝑣𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝐸𝑆𝑅

El valor de ESR está relacionado al uso que se le dará a la excavación y al grado

de seguridad que esta demande del sistema de sostenimiento instalado para

mantener la estabilidad de la excavación. Barton et al (1974) sugirieron los

siguientes valores:

Figura 14: Categoría de excavación.


Categorías de sostenimiento estimadas, basadas en el índice de calidad tunelera

Q (Según Barton, 1993)

67

Figura 15: Categoría de sostenimiento, basada en calidad tunelera.

Fuente: Q Barton, (Mendieta Britto, 2014)

2.5.1.5 Índice de resistencia geológica (GSI) Hoek y Marinos (2000)

Este criterio es el más aplicado en la unidad por su sencillez y practicidad, para

definir la estructura de la masa rocosa se considera por un lado el grado de

fracturamiento o la cantidad de fracturas (discontinuidades) por metro lineal

según esto, se toman en cuenta las siguientes cinco categorías de

fracturamiento:

- Masiva o Levemente Fracturada (LF)

- Moderadamente Fracturada (F)

- Muy Fracturada (MF)

68

- Intensamente Fracturada (IF)

- Triturada o brechada (T)

Por otro lado, se considera la condición superficial de la masa rocosa, que

involucra a la resistencia de la roca intacta y a las propiedades de las

discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o

alteración, según esto, las cinco categorías que se toman en cuenta se definen

así:

- Masa rocosa Muy Buena (MB)

- Masa rocosa Buena (B)

- Masa rocosa Regular (R)

- Masa rocosa Pobre (P)

- Masa rocosa Muy Pobre (MP)

En los siguientes cuadros se presenta el criterio GSI modificado. En el criterio

original se consideran 6 categorías de masas rocosas, pero en este criterio

modificado se consideran 5 categorías, para compatibilizar este criterio con el

criterio RMR (Mendieta Britto, 2014).

69

GSI modificado

Figura 16: Gsi modificado, estructura por condiciones modificado.


70

Figura 17: Gsi modificado.


71

2.4.1 Tipos de sostenimiento activo

2.4.1.1 Sostenimiento con pernos helicoidales

Son pernos consistentes en barras de acero helicoidales, presentan un diámetro

nominal de 19.5 mm y una masa de 2.275 Kg/m (Lopez Felix, 2009)

a) Especificaciones técnicas de los pernos:

Tipo de perno: barra helicoidal

Longitud de los pernos: 8 pies

Diámetro del perno: 3/4"

Capacidad de anclaje del perno: 1.40 Ton/pie

b) Parámetros de empernado

Calidad del terreno: B (según cartilla geomecánica)

Presencia de agua: ninguno

Sección: 4.5 m x 3.8 m

Longitud de la labor: 3.5 m

Ф de taladros: 25 mm

Longitud del taladro: 2.25 m

Mortero: cemento

Agua: 11.5 lt/bolsa

c) Longitud del perno

Para la elección se tiene en cuenta únicamente la necesidad de anclar el perno

en una zona sana, se puede deducir como la longitud mediante la relación:

72

Para techos Para pared

Donde:

L = Longitud del perno

B = Ancho de la excavación

H = Altura de la excavación

ESR = Support Relation Excavation.

d) Espaciamiento entre los pernos

El espaciamiento teórico está fijado mediante la relación:

Donde:


Q = Capacidad del perno

E = Espaciamiento promedio

γ = Densidad de la roca

En la práctica, el espaciamiento máximo entre pernos es el menor de la mitad

del largo del perno.

73

e) Número de pernos

Se determina mediante la relación:

Donde:

N = Número de pernos por metro de galería

γ = Densidad de la roca


F = Factor de seguridad

B = Ancho de la labor

R = Límite de fluencia del perno

El número de pernos a emplearse puede variar teniendo en cuenta el grado

de fracturamiento, fallas, planos de estratificación, diaclasas, etcétera que

presentan las rocas circundantes a la labor.

2.4.1.2 Sostenimiento con pernos de anclaje de fricción Split Set

Para (Mendieta Britto, 2014 pág. 26) se trata de un tubo de acero especial, con

tratamiento anticorrosivo ranurado longitudinalmente y que al ser introducido en

el taladro de menor diámetro por expansión genera fuerzas friccionantes. Por su

instalación sencilla nos ofrece sostenimiento inmediatamente.

El perno Split Set es un tipo de sostenimiento metálico considerado temporal

que trabaja por fricción (resistencia al deslizamiento) El Split Set, consiste de un

tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los extremos es ahusado y el otro

74

lleva un anillo soldado para mantener la platina. Al ser introducido el perno a

presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión radial a

lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro, cerrando parcialmente

la ranura durante este proceso. La fricción en el contacto con la superficie del

taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se

opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al perno, logrando así

indirectamente una tensión de carga.

Figura 18: Split Set.


75

Figura 19: Ranurado de Split Set.


El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con longitudes de 5 a

12 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje de 1 a 1.5 toneladas por pie de

longitud del perno, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación

efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.

Las siguientes consideraciones son importantes para su utilización:

Los Split Sets son utilizados mayormente para reforzamiento temporal,

usualmente conformando sistemas combinados de refuerzo en terrenos de

calidad regular a mala. En roca intensamente fracturada y débil no es

recomendable su uso. Su instalación es simple, solo se requiere una máquina

jackleg o un jumbo. Proporciona acción de refuerzo inmediato después de su

instalación y permite una fácil instalación de la malla.

El diámetro del taladro es crucial para su eficacia, el diámetro recomendado para

los Split Sets de 39 mm es de 35 a 38 mm, con diámetros más grandes se corre

el riesgo de un anclaje deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil

introducirlos.

76

Son susceptibles a la corrosión en presencia de agua, a menos que sean

galvanizados. En mayores longitudes de Split Sets, puede ser dificultosa la

correcta instalación.

2.4.1.3 Sostenimiento con pernos de anclaje de fricción Swellex

Para (Mendieta Britto, 2014) también es un perno de anclaje por fricción, pero en

este caso la resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste; es

decir, el mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual

funciona como un anclaje repartido.

El perno Swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede

tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado

durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro. Este

es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere ninguna

fuerza de empuje durante su inserción. La varilla es activada por inyección de

agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa o 300 bar) al interior del tubo

plegado, el cual infla al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro,

adaptándose a las irregularidades de la superficie del taladro, así se consigue el

anclaje.

77

Figura 20: Perno Swellex.


Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la

pared del taladro, produciendo dos tipos de fuerzas: una presión o fuerza radial

perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático, en toda su longitud,

cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión del taladro.

Figura 21: Tubo Swellex expandido y sin expandir.


78

Las siguientes consideraciones son importantes para su utilización: constituyen

un sistema alternativo a los Split Sets, pero de mejor rendimiento en terreno de

menor calidad para el refuerzo temporal. Debido a la existencia de distintos tipos

de Swellex, cubren un amplio rango de aplicación desde rocas duras a suaves y

en terrenos muy fracturados. Tienen buena respuesta a los efectos cortantes de

la roca; en roca dura, 0.5 m de longitud del perno, proporciona una resistencia a

la tracción igual a su carga de rotura. Dada su gran flexibilidad, estos pueden

instalarse en longitudes de hasta 3 veces la altura de la labor. Es de instalación

sencilla y rápida, el efecto de refuerzo es inmediato, y está provisto de arandelas

para colocar la malla en cualquier momento. El principal problema es la corrosión,

aunque las nuevas versiones vienen cubiertas con una capa elástica protectora

o son de acero inoxidable, son más costosos que los Split Sets (Mendieta Britto,

2014).

2.4.1.4 Sostenimiento con pernos de anclaje de fricción hydrabolt

Es un perno de fricción, de inmediata instalación, al que se le inyecta agua a altas

presiones (250-300 bares).

Se expande de los 29 mm (día inicial), hasta los 41 mm y debido a su válvula de

no retorno, el agua que se mantiene en el interior ejerce presión constante en

todo momento, en forma radial a lo largo de la longitud del taladro.

ALCANCES:

- Con sólo 1 pie inflado correctamente = 10 tn mínimo de soporte.

- Sostenimiento inmediato.

- No necesita ningún tipo de aditivo, cemento o resina; se inyecta solamente

agua.

79

2.4.2 Tipos de sostenimiento pasivo

2.4.2.1 Sostenimiento con cimbra

Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el

sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa rocosa

intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a muy mala,

sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control efectivo de la

estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son utilizadas debido a

su excelente resistencia mecánica y sus propiedades de deformación, lo cual

contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura prematura. La ventaja

es que este sistema continúa proporcionando soporte después que hayan

ocurrido deformaciones importantes.

Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de

la forma de la sección de la excavación; es decir, en forma de baúl, herradura o

incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos

tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las “deslizantes o fluyentes”. Las

primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o

tres segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas

usan perfiles como las V y U, conformadas usualmente por dos o tres segmentos

que se deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo.

(Carhuamaca Guerrero, 2009).

80

2.4.2.2 Sostenimiento con concreto lanzado o shotcrete

El concreto lanzado o shotcrete es un mortero o concreto transportado por algún

medio ya sea vía húmeda o vía seca a través de una manguera y lanzado

neumáticamente con una presión aproximada de 8 bares contra una superficie,

la forma particular de aplicación del concreto permite que este se adhiera a la

superficie compactándose al mismo tiempo por la fuerza del impacto; otra de las

particularidades del concreto lanzado es que el tamaño máximo del agregado es

de 3/8 de pulgada.

Al momento del impacto una parte de este material rebota, a esto se le denomina

“rebote” que no debe exceder de un 15%; este es un parámetro que corresponde

a un promedio de aplicación sobre cualquier tipo de superficie horizontal o

inclinada (Guzman Zuñiga, 2008).

A) Shotcrete vía seca: el concreto lanzado o shotcrete por la denominada vía

seca data de fines de los años 50 en nuestro país, teniendo sus antecedentes

en los túneles de los primeros proyectos hidroeléctricos que se ejecutaron

expandiéndose luego en las actividades mineras como elemento de

sostenimiento en los socavones.

La tecnología de este tipo ha tenido un desarrollo lento a nivel mundial porque

el diseño de la mezcla es netamente artesanal, es muy variable en su calidad

al depender de la voluntad del operador en la aplicación del agua y en

consecuencia no mantiene constante su relación agua/cemento; el rebote

irregular muestra una estructura de gradación discontinua y finalmente la

compatibilidad entre los diversos tipos de cemento y los acelerantes

ultrarrápidos ha sido un problema de difícil solución. La manera como se hace

81

shotcrete vía seca en nuestro país y a nivel mundial en la actualidad no ha

variado mucho en los últimos 20 o 30 años; sin embargo, sí han cambiado

las exigencias de los procesos en las minas en cuanto a rapidez, nivel de

resistencia estructural, mayores rendimientos para mantener la rentabilidad

de la operación, protección ecológica del medio ambiente y seguridad para

la persona (Guzman Zuñiga, 2008).

Fuente: Guzmán Zúñiga, tesis (2008).

B) Shotcrete vía húmeda: se define al shotcrete (concreto lanzado) como un

mortero o concreto transportado a través de una manguera y proyectado

neumáticamente a alta velocidad sobre una superficie. A diferencia del

concreto convencional, que se coloca y luego se compacta (vibrado) en una

segunda operación, el concreto lanzado se coloca y se compacta al mismo

tiempo, debido a la fuerza con que se proyecta desde la boquilla.

La aplicación del shotcrete vía húmeda presenta ventajas tales como:

Figura 22: Esquema shotcrete vía seca.

82

- El agua de mezclado es controlada en la etapa inicial (de mezclado)

- Permite reducir el agua de mezclado mediante el adecuado empleo de

aditivos plastificantes y súperplastificantes.

- La aplicación de aditivos de inhibición de hidratación permite regular el

fraguado inicial extendiéndolo por la cantidad de horas que sea

necesaria, manteniendo la mezcla fresca y con la trabajabilidad

requerida.

- Permite la adición de otros componentes que ayudarán a su resistencia

a la tracción como las fibras.

- Se logran mezclas más homogéneas.

- Disminuye la pérdida de cemento y la generación de polvo.

Normalmente produce un rebote controlado, llegando a alcanzar un 5% sin

afectar la resistencia final (Guzman Zuñiga, 2008).

Figura 23: Esquema shotcrete vía húmeda.

Fuente: Guzmán Zúñiga, tesis (2008).

83

2.4.3 Definición de términos básicos

- Actividad minera: es el conjunto de actividades, que conlleva a

generar utilidades para la empresa. (Decreto Supremo N° 023-2017-

EM, 2017).

- Sostenimiento: es mantener abiertos espacios de la mina y crear

ambientes de condiciones seguras para el personal de diferentes

áreas.

- RMR: es la clasificación geomecánica de Bieniawski, en ingles rock

máss rating, es un sistema de clasificación geomecánica presentado

por el ingeniero Bieniawski y en todas sus modificaciones para estimar

el tiempo de soporte de una labor.

- GSI: planteado por el Hoek 2002, es el índice de resistencia geológica,

como complemento a su criterio generalizado de falla en roca, también

el GSI estima la reducción de la resistencia del macizo para diferentes

condiciones geológicas.

- Macizo rocoso: es el conjunto de la matriz rocosa y discontinuidades,

presenta carácter heterogéneo, comportamiento discontinuo y

normalmente anisotrópico, consecuencia de la naturaleza, frecuencia

y orientación de los planos de discontinuidad que condicionan su

comportamiento geomecánico e hidráulico (Mendieta Britto, 2014).

84

- Índice de designación de la calidad de la roca (RQD): el índice de

Designación de la Calidad de la Roca (RQD) desarrollado por Deere

en 1967, provee un estimado cuantitativo de la calidad de la masa

rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina.

- Mapeo geomecánico: el mapeo geomecánico consiste en la

recolección de la data del macizo rocoso in situ, la descripción gráfica

de las condiciones in situ del macizo rocoso considerando las

diaclasas, condiciones del ambiente y clasificando el tipo de macizo

rocoso, haciendo uso de las herramientas geomecánicas: picota de

geólogo, martillo schmidt, brújula y juego de colores (Mendieta Britto,

2014).

- Pernos de roca: los sistemas de reforzamiento con pernos de roca

minimizan las deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca

aflojada, así como también aquellas inducidas por la redistribución de

los esfuerzos en la roca circundante a la excavación.

- Helicoidal: es una barra de acero helicoidal cuya sección transversal

es ovalada, con resaltes en forma de un hilo helicoidal izquierdo, que

actúa en colaboración con un sistema de fijación formado por una

placa de acero perforada y una tuerca de fundición nodular, las cuales

actúan de forma complementaria para reforzar y preservar la

resistencia natural del macizo rocoso. Es un perno que actúa o

transfiere su carga por adherencia (Mendieta Britto, 2014).

85

- Split Sets: el Split Set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su

longitud, uno de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo

soldado para mantener la platina.

- Swellex: también es un perno de anclaje por fricción, pero en este

caso la resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste;

es decir, el mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste

mecánico, el cual funciona como un anclaje repartido. El perno swellex

está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede tener

de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es

plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm

de diámetro (Mendieta Britto, 2014).

- Concreto lanzado (shotcrete): concreto lanzado (shotcrete) es el

nombre genérico del concreto cuyos materiales componentes son:

cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de refuerzo, los

cuales son aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente

a alta velocidad sobre una superficie (Guzman Zuñiga, 2008).

86

CAPÍTULO III

METODOLOGÍA

3.1 Método y alcance de la investigación

3.1.1 Método de la investigación

La investigación que se desarrolló, utilizó el método científico como método

general y el método descriptivo como método específico.

3.1.2 Tipo de la investigación

Esta tesis tiene el tipo de investigación comparativo.

87

3.1.3 Nivel de la investigación

Se tiene como nivel de investigación al descriptivo simple.

3.2 Diseño de la investigación

Esta investigación tiene como diseño el descriptivo simple.

3.3 Población y muestra

3.3.1 Población

Para el caso de la presente investigación, la población estuvo constituida por

todas las labores de la compañía minera Azulcocha Mining S.A.

3.3.2 Muestra

Se tomó como muestra de la mina Azulcocha nivel 0 CX 786 de la compañía

minera Azulcocha Mining S.A. siendo ahí donde se realizó toda la investigación

y se extrajeron todos los datos necesarios.

3.4 Técnicas e instrumentos de recolección de datos

Se utilizó la información recopilada de los estudios geomecánicos para contrastar

la hipótesis propuesta, se realizó una investigación experimental de tipo

explicativo siendo importante la data de la experimentación de las diferentes

alternativas de sostenimiento realizados en el nivel 0 (características

88

geomecánicas representativas en la unidad), también las consultas de

experiencias por la revisión de fuentes bibliográficas (libros, informes de tesis,

revistas y otros). Asimismo, se hicieron observaciones y conclusiones con

fundamentos teóricos concernientes al tema de investigación.

3.5 Técnicas de tratamiento de datos

Lo primero, se recopiló información con la que cuenta la compañía minera

Azulcocha Mining S.A. y Concepción Industrial S.A. haciendo un análisis interno

y externo de la misma.

Finalmente se estructuró una base de indicadores de los estándares óptimos que

nos permitieron procesar esta información.

89

CAPÍTULO IV

ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS Y RESULTADOS

4.1 Reservas minerales

4.1.1 Tipo de cuerpo de mineral

(Carpio Portales, M., 2010) El cuerpo de mineral requerido para el tajeo por Sub

Level Caving o Sub Level Stoping con perforación de taladros largos debe ser:

regular, grande, y medianamente fuerte y competente, y la roca encajonante

debe autosostenerse. Los esfuerzos de la roca varían ampliamente y pueden ser

compensadas en el diseño, pero debe tener un esfuerzo mínimo de 8,000 psi (55

Mpa). La pendiente del cuerpo de mineral y de la roca encajonante debe ser tal

que esta exceda el ángulo de reposo del mineral roto, que permita el flujo por

gravedad del mineral volado por los puntos de carguío y las tolvas.

90

Los cuerpos de mineral deben tener un mínimo de 6 metros de potencia para

permitir el uso eficiente de la voladura de taladros largos.

Los cuerpos de mineral menores a 6 metros de potencia tienen un costo más alto

por tonelada de mineral debido a la menor producción por disparo, y cuando las

potencias son menores a 1.5 metros la maniobrabilidad de la perforación total

son difíciles para lo cual se recurrirán a ciertos métodos de perforación.

4.1.2 Método y cálculo de reservas minerales

La información sobre el modelo geológico de recursos medidos e indicados

entregado por el área de geología desarrollada en el software Mine-Sight, por

(Carpio Portales, M., 2010) es un informe desarrollado para el inicio de labores.

En la Unidad Minera Azulcocha, el “Inventario de Recursos y Reservas” se ha

dividido de acuerdo a la aplicación de normas y parámetros establecidos en el

código JORC, estimation procedures NI43101 canadiense CIM y Código de

Estándares de Reportes para Informar sobre recurso minerales y reservas mena

(preparado por el comité conjunto del segmento de capital de riesgo de empresas

Junior Minera de la bolsa de valores de Lima - aprobados en sesión de directorio

N° 774/03). Estos establecen los estándares mínimos, recomendaciones y

normas para la edición de informes de dominio público sobre los resultados de

las exploraciones, recursos minerales y reservas de mena. El código JORC fue

adoptado en Australia (1999) mediante el reglamento del instituto Australásico de

minería y metalurgia (AIMM), cuya finalidad es informar debidamente a las

empresas, inversionistas potenciales y sus asesores (Carpio portales 2010).

91

Esta clasificación se basa en la relación directa entre las categorías de recurso

mineral y reserva mineral. En una secuencia de la información de exploración,

recursos y reservas bajo un nivel de conocimiento y confianza geológica. (Carpio

portales 2010).

Donde, conforme aumente el conocimiento geológico, el grado de información

exploratoria llegue a ser lo suficiente como para clasificarlo en Recurso Mineral

según parámetros técnicos y económicos. Conforme aumente y se precise mejor

la información económica de un yacimiento, también es posible que parte de un

recurso se convierta en una Reserva Mineral. (Carpio portales 2010).

Tabla 4: Reserva de la mina Azulcocha.

RESERVAS

Min. Prepar. Min. Explot. Total reservas

Niveles de

Reserva Tm Zn% Tm Zn%

Tm. Total reservas

Zn%

115 9,981 5.81 105,551 4.94 115,532 5.01

95 8,367 6.47 155,570 5.13 163,937 5.19

40 3,753 7.52 38,860 6.48 42,613 6.57

26 5,326 7.69 52,093 6.2 57,419 6.34

13 13,626 8.44 140,942 6.24 154,568 6.44

0 17,137 9.47 170,790 7.64 187,927 7.81

-13 10,805 8.48 143,629 7.69 154,434 7.74

-27 12,514 7.28 118,035 7.67 130,549 7.63

-40 17,832 8.2 174,174 6.77 192,006 6.9

-53 13,014 7.22 174,196 6.31 187,210 6.37

112,355 7.85 1,273,840 6.57 1,386,195 6.67 Fuente: Departamento de Geología.

92

Figura 24: Sección de mineralización (zona este Azulcocha).

Fuente: Departamento de Planeamiento de Largo Plazo de la Compañía Minera Atacocha.

4.1.2.1 Reservas y recursos mineros

Para el inventario de reservas se ha estimado un Catt-Off de 5.08% Zn por el

efecto de dilución en 20%, la ley final a procesar en planta será 4.23% Zn, con el

93

escenario de producción de 500 tpd el que considera un costo de operación de

55.27 $/Tm; a partir del año 2018 el ritmo será de 750 tpd de mineral fresco lo

que permitirá la reducción del costo de producción de 47.86 $/Tm y

adicionalmente se procesará 250 Tpd de relave a un costo de 29.53 $ / Tm

finalmente se explotará el 100% de relave, a un ritmo de 1000 tpd a un costo de

29.68$/Tm, lo que ha permitido contar con calidad de reservas, el total de la

estimación de reservas de la mina ha sido determinada a partir de un plan de

explotación de 135,000Tm en el periodo 1 (500 tps en 9 meses); y 180,000tpd en

el periodo 2 (500tpd por 12 meses), y 270 tpd en un periodo de 12 meses hasta

el periodo 6 donde se finaliza la explotación del mineral fresco. (Carpio Portales,

M., 2010).


RESERVAS

Min. Prepar. Min. Explot. Total reservas

Niveles de

Reserva Tm Zn% Tm Zn%

Tm. Total reservas

Zn%

115 9,981 5.81 105,551 4.94 115,532 5.01

95 8,367 6.47 155,570 5.13 163,937 5.19

40 3,753 7.52 38,860 6.48 42,613 6.57

26 5,326 7.69 52,093 6.2 57,419 6.34

13 13,626 8.44 140,942 6.24 154,568 6.44

0 17,137 9.47 170,790 7.64 187,927 7.81

-13 10,805 8.48 143,629 7.69 154,434 7.74

-27 12,514 7.28 118,035 7.67 130,549 7.63

-40 17,832 8.2 174,174 6.77 192,006 6.9

-53 13,014 7.22 174,196 6.31 187,210 6.37

112,355 7.85 1,273,840 6.57 1,386,195 6.67


94

Tabla 6: Recurso de la mina Azulcocha.

RECURSOS

Recursos Medio Indicado Total recursos

Niveles Tm Zn % Tm Zn % Tm Total RC Zn %

115 245,189 6.52 286,052 6.38 531,240 6.45

40 87,973 6.14 115,620 6.52 203,593 6.36

0 308,908 8.54 242,799 6.44 551,707 7.62

-40 278,997 7.88 212,416 7.52 481,413 7.73

-60 146,447 9.12 113,052 9.66 259,499 9.35

Total 1,067,514 7.79 969,939 7.05 2,027,452 7.43


4.1.3 Resumen y detalle de las reservas minerales


NIVEL MIN. PREP. MIN. EXPLO. TOTAL RESERVAS

TM %Zn TM %Zn TM %Zn

NV 0 17,137 9.47 170,790 7.64 187,927 7.81

NV – 13 10,805 8.48 143,629 7.69 154,434 7.74

NV -27 12,514 7.28 118,035 7.67 130,549 7.63

NV -40 17,832 8.2 174,174 6.77 192,006 6.9

Total Prod. 58,288 8.43 606,628 7.38 664,916 7.48

Fuente: Departamento de Geología, informe ing. Carpio 2016.

95

4.1.4 Vida de la mina

Siendo la producción de la compañía mina Azulcocha 500 tmd, la capacidad de

la planta concentradora mantiene la producción sostenida de 15,000 tn/mes, lo

cual con las reservas del Azulcocha es de 1’386,195 toneladas. Por lo tanto, se

asume que la vida de la mina es de 93 meses que es de 8 años de vida, eso va

a ser relativo ya que se están haciendo los estudios para incrementar la

capacidad de la planta a 750 tmd.

4.2 Estabilidad estructuralmente controlada

La geometría tridimensional de las excavaciones en relación a la distribución

espacial de las discontinuidades (fallas, diaclasas, estratos, etcétera), las cuales

constituyen planos de debilidad, influyen sobre las condiciones de estabilidad. A

este tipo de estabilidad se le denomina "estabilidad estructuralmente controlada".

Los planos de debilidad, al interceptarse, podrían forman cuñas o bloques

rocosos en el techo y paredes de la excavación, presentando libertad para

descolgarse, rotar o deslizar. 5

Por las características estructurales que presenta la masa rocosa del cuerpo

mineralizado y las cajas inmediatas (techo y piso), que pertenecen al dominio

estructural DE-V, la estabilidad estructuralmente controlada no tiene mayor

importancia; puesto que, en este tipo de materiales, la estabilidad estará regida

mayormente por la calidad de la masa rocosa y por los esfuerzos. Solo en las

rocas del dominio estructural DE-IIIB y II, presentes en la caja piso y caja techo

oeste, respectivamente, la estabilidad de las excavaciones podría estar

influenciada por el arreglo estructural de la masa rocosa. Para evaluar esta

influencia, se ha realizado un análisis rápido de estabilidad estructuralmente

96

controlado, utilizando el programa de cómputo Unwedge (Rocscience, 2002). Los

resultados de este análisis, han indicado la posibilidad de formación de cuñas,

tanto en el techo como en las paredes de las excavaciones, requiriendo por tanto

la utilización de sostenimiento, ya sea con pernos de roca o con shotcrete.

Figura 25: Reporte geomecánico Punto n° 3 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.

Fuente: Departamento Geomecánico Azulcocha.

P ro gresiva: P to . 3 F echa

M ina A zulco cha 2 15 m

N ivel 0 4465 Estructura M ineral

Labo r Lito lo gia

R ealizado : J.T .A . R c / Sv 4.31

SIST EM A

R M R

PARÁM ETROS RANGO VALOR

25 M Pa 4

RQD 10 % 1

< 6 cm. 5

Familia Buz./D. Buz f/m 03-oct m 2

1 1 a 5 mm 1

2 LR 3

3 S < 5 mm 2

4 M A 1

Agua subterránea Humedo 10

Orientación -10

R M R 89 = 19

C o ndicio nes

secasR M R ' 89 = 34

SIST EM A Q

P A R A M ER OS R A N GO VA LOR

RQD % R QD 10 % 10

Jn FIFisuración

Intensa15

Número de

rugosidadJr FO

Fricción

ondulada1.5

Número de

alteraciónJa Granulado 2

Jw Humedo 0.9

SR F D 7.5

0.06

Q' = 0.5

R M R = 9 Ln Q

+ 44

R M R = 9 Ln

Q' + 44

GSI = R M R ' 89

- 5= 29

GSI = T / P

19

Q = 0.06

B recha mineralizada

15- jul-16

P ro fundidad

Número de discontinuidades

Número de agua subterránea

Factor de reducción de esfuerzos

Q =

T A B LA GEOM EC A N IC A R M R =

Resistencia a la compresión uniaxial

Espaciamiento de discontinuidades

CONDICION DE

DISCONTINUIDADES

Persistencia

Abertura

Rugosidad

Relleno

Alteración

Desfavorable

R EP OR T E GEOM EC Á N IC O

97

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas no por

sus características estructurales (cuadro de madera o cimbra de acuerdo al

método de explotación).

Figura 26: Punto n° 3 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.

Fuente: Departamento de Geomecánica Azulcocha.

98

Figura 27: Reporte geomecánico Punto n° 4 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.





P ro gresiva: P to . 4 F echa 15- jul-16

M ina A zulco cha P ro fundidad 2 15 m

N ivel 0 4350 Estructura M ineral

Labo r R pa 842 Lito lo giaB recha

mineralizada


SIST EM A R M R


5 M Pa 1

RQD 10 % 1

< 6 cm. 5


1 > 5 mm 0

2 S 1

3 S > 5 mm 0

4 0


Orientación -12

R M R 89 = 8

C o ndicio nes


SIST EM A Q


RQD % R QD 10 % 10

Jn T 20

Número de

rugosidadJr EF

Espejo de

falla0.5

Número de

alteraciónJa Limoso 3

Jw Humedo 0.9

SR F A 10

Q = 0.01

Q' = 0.08

R M R = 9 Ln Q

+ 44

R M R = 9 Ln

Q' + 44

GSI = R M R ' 89

- 5= 20

GSI = T / M P

8

Q = 0.01





Abertura

Rugosidad

Relleno

Alteración Descompuesta

M uy Desfavorable




CONDICION DE

DISCONTINUIDADES

Persistencia

99

Figura 28: Punto n° 4 mineral (brecha mineralizada). Nv 0.


100

Figura 29: Reporte geomecánico Punto n° 6 (caja piso intermedio). Nv 0.




N ivel 0 4350 EstructuraC aja P iso

Intermedio

Labo r XC 767 N W Lito lo gia A renisca f ina


SIST EM A R M R


100 M Pa 11

RQD 45 % 7

6 a 20 cm. 8


1 57 / 150 7 1 a 2 mm 3

2 53 / 060 7 R - LR 4

3 44 / 335 7 SD < 5 mm 3

4 M oderada 3


Orientación -5

R M R 89 = 46

C o ndicio nes


SIST EM A Q


RQD % R QD 45 % 45

Jn 3 f 9

Número de

rugosidadJr CS

Corrugación

suave2

Número de

alteraciónJa Granulado 2

Jw Humedo 0.9

SR F F 2.5

1.8

Q' = 5

R M R = 9 Ln Q

+ 44

R M R = 9 Ln

Q' + 44

GSI = R M R ' 89

- 5= 51

GSI = M F / R

46

Q = 1.8



Q =


Abertura

Rugosidad

Relleno

Alteración

M oderado





CONDICION DE

DISCONTINUIDADES

Persistencia

101

Figura 30: Punto n° 5 caja piso intermedio (arenisca fina). Nv 0.


102

Figura 31: Evaluación estructural del punto 5.


103

Evaluación estructural del punto 5. Sostenimiento recomendado: pernos

helicoidales puntuales de 7 pies puntuales y diámetro 19 mm (4 cartuchos de

resina más 3 cartuchos de cemento).

Figura 32: Reporte geomecánico Punto n° 6 (caja piso arenisca fina). Nv 0.




N ivel 0 4350 EstructuraC aja P iso

P ro xima

Labo r XC 786 SW Lito lo gia A renisca f ina


SIST EM A R M R


50 M Pa 6

RQD 30 % 5

6 a 20 cm. 8


1 83 / 285 9 2 a 3 mm 2

2 57 / 150 8 LR 3

3 27 / 175 7 S < 5 mm 2

4 66 / 185 1 M od a M A 2


Orientación -5

R M R 89 = 35

C o ndicio nes


SIST EM A Q


RQD % R QD 30 % 30

Jn 3 + 1 12

Número de

rugosidadJr FO

Fricción

ondulada2

Número de

alteraciónJa Limoso 3

Jw Humedo 0.9

SR F G 5

0.3

Q' = 1.67

R M R = 9 Ln Q

+ 44

R M R = 9 Ln

Q' + 44

GSI = R M R ' 89

- 5= 40

GSI = IF / R - P

35

Q = 0.3



Q =


Abertura

Rugosidad

Relleno

Alteración

M oderado





CONDICION DE

DISCONTINUIDADES

Persistencia

104




Figura 33: Punto n° 7 caja piso próxima (arenisca fina). Nv 0.


4.2.1 Estabilidad controlada por esfuerzos

“Los esfuerzos, el "Factor de competencia = (Resistencia compresiva uniaxial /

Esfuerzo vertical) para el mineral y las cajas piso es > a 2 por lo que la

deformación será posterior a la excavación, mientras que en la zona de caliza de

muy mala calidad el valor es < 2, lo cual indica que estos esfuerzos producirán

un sobreesforzamiento inmediato después de ejecutadas las excavaciones,

105

requiriendo sostenimiento inmediato y permanente” (Hernandez Magallanes, L,

2015).

“Los esfuerzos in situ serán de magnitud moderada. Las magnitudes de los

esfuerzos inducidos por el minado, dependerán del esquema de las

excavaciones y de la secuencia de avance de las mismas” (Hernandez


“Tomando en consideración la estabilidad de una labor por calidad de roca,

control estructural y el control de esfuerzos, se detalla en la tabla 2, el

sostenimiento adecuado para cada caso, además se considera la sección y el

avance máximo para cada tipo de labor” (Hernandez Magallanes, L, 2015).

4.3 Diseño de labores

Para el diseño de nuestras labores, tomaremos en consideración los puntos del

estudio geomecánico. En la siguiente tabla describimos las dimensiones de

minado y su avance máximo según el tipo de roca.

106

Tabla 8: Clasificación geomecánica

CASO ZONA NIVEL RMR Q

BARTON TIPO DE ROCA

CALIDAD DE ROCA

ESR

ANCHO O

ALTURA MAX (Mts)

AVANCE MÁXIMO

(Mts)

1 Mineral (brecha) 0 19 0.06 V Muy mala 1.6 2.4 1.04

2 Caja piso intermedio 0 46 1.8 IIIB Regular B 1.6 4.16 4.05

3 Caja piso próxima 0 35 0.3 IVA Mala A 1.6 2.52 1.98

4 Caja piso -40 50 1.92 IIIB Regular B 1.6 4.98 4.15

5 Mineral (brecha) -40 11 0.02 V Muy mala 1.6 0.85 0.67

6 Caja techo -40 20 0.17 V Muy mala 3 2.39 2.96

7 Caja techo próxima -40 25 0.31 IVB Mala B 3 3 3.75

8 Caja techo intermedia -40 45 3.24 IIIB Regular B 3 7.45 9.61


107

Todo Draw-point y/o galería, ubicadas en zonas donde su RMR sea menor a 30

(Tipo IB y V, mala B y muy mala respectivamente), sus aberturas máximas son

estimadas a 2.5 mt, con un avance lineal por disparo de 1mt, su tiempo de

autosoporte es inmediato.

Caso 01 RMR 19, tiempo de autosoporte 45 minutos

Caso 07 RMR 25 tiempo de autosoporte 1.5 horas

Aquellas labores, donde su RMR fluctúe entre 31 y 40 (Tipo IVA, mala A), sus

aberturas máximas están entre 3 a 3.5 mts, con un avance estimado entre 1.0 a

1.5 mt, su tiempo de autosoporte está entre 1.5 horas a 10 horas

Caso 03 RMR 35, tiempo de autosoporte 10 horas

Para labores ubicadas en zonas donde el RMR fluctúe entre 40 y 50, sus

aberturas pueden ser de 4.0 mts, con un avance de hasta 3 mt, y un tiempo de

autosoporte de 1 a 2 días.

Caso 04 RMR 45, tiempo de autosoporte 4 días.

Caso 08 RMR 50, tiempo de autosoporte 8 días.

Como se ha detallado en capítulos anteriores, la calidad del macizo rocoso en

mina Azulcocha, varía entre regular IIIB y Muy mala V, haciendo del

sostenimiento, la operación unitaria más importante, dentro del ciclo de minado.

El sostenimiento debe ser inmediato, no dando a lugar que ocurra un colapso de

la labor.

108

Las alternativas de sostenimiento estarán en función de los siguientes

parámetros.

- Tipo de labor permanente o temporal.

- Ubicación de la labor.

- Características de calidad de roca en el terreno.

- Características estructurales.

- Tiempo de vida de la labor.

En la zona de minado, el sostenimiento se basará en el uso de cimbras rígidas y

deslizantes. El área de geomecánica determinará el tipo de cimbra a usar, en

función al tipo de esfuerzos y tipo de material que se presente. Para terrenos

elásticos, el uso de cimbras rígidas es una buena opción de sostenimiento. Para

terrenos plásticos, el uso de cimbras deslizantes es la mejor opción de

sostenimiento. En caso se presenten esfuerzos horizontales que tiendan a cerrar

la geometría de la labor, al sostenimiento con cimbras se le adicionará el uso de

inverts rígidos o deslizantes, con el fin de prolongar el tiempo de vida de las

cimbras.

El método de análisis de monitoreo de puntos de convergencia nos permite

correlacionar el registro cronológico de las velocidades de deformación de la

cimbra con los factores influyentes tales como: calidad de roca, condición del

agua subterránea y la secuencia de minado. Eso nos permitirá conocer: el

comportamiento típico, tiempo de vida, máxima convergencia esperada y el

tiempo en el cual ocurrirá esto, para cada cimbra en la ubicación en la que se

encuentre y con el accesorio adicional que se instaló. Así podremos adelantarnos

a los sucesos, tomando medidas preventivas para el control de las deformaciones

109

en cimbras recientemente instaladas. A su vez nos permitirá conocer el beneficio

del invert y la cimbra intermedia en el tiempo de vida de las cimbras frente a las

presiones laterales (Carpio Portales, M., 2010).

Los tipos de cimbra a usar se ven en el cuadro 6.

Tabla 9: Cimbras en Azulcocha.

CIMBRAS A USAR U.M AZULCOCHA

TIPO N° de piezas MEDIDAS

6H20 2 3.25 x 3.2

6H20 2 3 x 3

4H20 2 3 x 3

THN 21 2 3 x 3.2

THN 29 2 3 x 3.2 Fuente: Departamento de Geología.

El tipo de cimbra rígida 4W13 perfiles “Wide flange” (patín ancho) o perfil “W" de

4”x 4” y 13 lb/pie, espaciadas de 0.5 a 1 m, las mismas que corresponden a

cimbras ligeras para excavaciones de 3 m de abierto. En caso de altas presiones

del terreno, estas cimbras podrían construirse a sección completa, colocando una

solera (invert) entre las patas (según las condiciones del terreno). En los casos

que las cimbras indicadas no fueran suficientes, por las altas presiones de la roca,

pueden utilizarse cimbras medianas como las del tipo 6W20 (Hernandez


Las cimbras THN-21, perfil Toussaint y Heinzmann de 21 kg/m, se componen de

dos o tres secciones. Para los arcos de 2 secciones, ambas mitades se deslizan

uno respecto a la otra. En el caso de 3 secciones, la sección superior se desliza

110

entre los elementos laterales. Aproximadamente cada 15 días, los elementos

tensores se aflojan y los arcos se deslizan y convergen; de esta manera, los

esfuerzos se aminoran en ellos y se eliminan las deformaciones.

El sostenimiento utilizado en el frente en labores alejadas a la zona de minado

como las rampas, estará en función tanto de sus características estructurales

como su calidad de roca. En roca tipo IIIB, el sostenimiento podría ser una capa

de shotcrete 3’’ más pernos helicoidales de 19 mm, espaciados 1.5 mt; en rocas

tipo IV A, el sostenimiento podría ser de dos opciones: la primera sería el lanzado

de una capa de shotcrete 2’’ – Malla – Shotcrete 1’’, o colocar cimbras H4 o H6.

La decisión se basará en los factores influyentes que se presenten, si el peso

mayor como factor influyente es el fracturamiento, la combinación shotcrete malla

shotcrete sería suficiente, si el peso mayor como factor influyente es la presencia

de una alta concentración de esfuerzos alrededor de la excavación, el

sostenimiento será mediante arcos metálicos (cimbra).

4.2.1 Simulación geomecánica

Para una mayor taza de producción es recomendable que se vaya a la práctica

del minado por "bloques", lo cual permitirá minar en varios niveles en simultáneo,

con ello, se tendría mayores ventajas como mejores condiciones da estabilidad,

adecuado blending y mejor productividad. Para el SLC transversal el minado

recomendable es en retirada desde uno de los extremos. En el SLC, el minado

debe proceder simultáneamente en 4 o 5 niveles.

Dentro de cada subnivel a su vez debe de existir una secuencia de minado,

debido al bajo buzamiento de la estructura, no se puede vaciar todo el mineral;

111

ya que la dilución aumentaría considerablemente. Se propone una secuencia de

minado, la que tiene como base principal el extraer el mineral en forma continua

entre los subpaneles del subnivel. Esta sección corresponde a la zona este de la

mina, en al que la caja techo tiene mejores condiciones de estabilidad.

4.2.2 Minado

Según (Hernandez Magallanes, L, 2015), este método será aplicado a partir del

nivel cero hacia la profundización nivel - 40. El Tajeo por subniveles (Sublevel

Stoping) con taladros largos es un método de minado de alta producción

aplicable: “a cuerpos y vetas extensas, de buzamiento casi vertical y geometría

regular que posee un mineral y cajas competentes y lo más importante que el

mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad”.

Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque dicho

costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación es ejecutada

en mineral.

Actualmente está limitado a cuerpos empinados de mineral donde tanto el

mineral como la roca encajonante son competentes y el mineral roto fluye por

gravedad. Los cuerpos de mineral deben ser regulares, porque el método no es

selectivo.

El uso eficiente de voladura en gran escala hace de tajeo por subniveles uno de

los métodos de más bajo costo de la minería subterránea.

La perforación de los taladros es ejecutada con máquinas perforadoras de

taladros largos.

112

En cuerpos grandes de mineral, los pilares de apoyo a menudo deben ser

dejados en el lugar durante el ciclo total de minado. Estos pilares por lo general

son recuperados después de que los tajeos adyacentes hayan sido rellenados

La perforación de taladros largos y los grandes volúmenes de producción

disparados requieren que los cuerpos de mineral sean bien definidos. Los bordes

de los tajeos deben ser regulares, porque cuerpos irregulares de mineral y

aquellos que contienen grandes tramos de desmonte no pueden fácilmente ser

evitados. El desmonte de los cuerpos irregulares de mineral e inclusiones diluyen

al final el mineral extraído y esta dilución aumenta el costo por tonelada de

mineral producido.

La roca debe ser estructuralmente competente y autosoportarse con las grandes

aberturas y podrían ser dejadas sin relleno durante amplios períodos de tiempo.

Además repetidas ondas de choques o detonación de grandes voladuras

requieren un mineral de alto esfuerzo compresivo y mínimas discontinuidades

estructurales como juntas, fallas, y planos subhorizontales (Hernandez


113

Figura 34: Método de explotación Sub level stoping.

Fuente: (Lopez Gimeno).

4.2.3 Operaciones de mina

Las operaciones unitarias más importantes dentro de operaciones de mina son:

4.2.3.1 Perforación

(Hernandez Magallanes, L, 2015) para iniciar el proceso de perforación de los

taladros de producción, se deben tener en consideración:

- Perforabilidad y geología estructural del macizo rocoso

- Tamaño de fragmentación requerida

114

- Diámetro del taladro y longitud del taladro

- Orientación y espaciamiento entre taladros

- Desviación de perforación

Dichos factores determinan el tipo de máquina perforadora así como el diseño de

la malla de perforación de los taladros largos.

Es importante el control del % de desviación de los taladros que debe estar en

un rango de 2% como máximo.

El mineral es deleznable, la fragmentación del mineral proyectado es que el 80%

del mineral roto se encuentre por debajo de 7 pulgadas.

115

Figura 35: Perforación en abanico.

Fuente: Gerencia de operaciones Azulcocha.

Para nuestra mina se trabajó con un equipo Mucki Long Hole y las características

de los tajos en mina Azulcocha

- Longitud de perforación 13 mt

- Diámetro taladro 64 mm

- Dirección perforación vertical y en abanico

- Espaciamiento malla 1.5 mt

- Burden malla 2.0 mt

- Fragmentación mineral (P80) 17.8 mm

116

- Desviación taladros 2%

- Disponibilidad mecánica 85%

- Utilidad efectiva 75%

- Días trabajados/mes 29

- Longitud del barreno 1.5

- Taladros perforados/gdía 8

- Taladros perforados/día 16

- Metros perforados/día 208

- Tm por día 518

- Producción mensual 15000

4.2.3.2 Voladura

(Hernandez Magallanes, L, 2015) la selección de los explosivos apropiados para

la voladura, está relacionada a:

- Tipo de fragmentación de mineral requerido

- Diámetro de taladro de perforación

- Burden y espaciamiento de malla de perforación

- Condiciones geológicas presentes

- Dureza del mineral

117

Para el carguío de los taladros se utiliza una cargadora Jet-anol que inyecta

neumáticamente el anfo a través de una manguera antiestática y rígida hasta el

fondo del taladro con el objetivo de mejorar el confinamiento del anfo y de esta

forma aprovechar la máxima potencia y energía del explosivo.

- Agente de voladura y accesorios utilizados para el carguío

- Anfo

- Booster 1/3 libra

- Fulminante no eléctrico MS de 20 mt (de diferentes retardos)

- Cordón detonante (3P)

- Guía de seguridad (Carmex)

- Mecha rápida.

4.2.3.3 Carguío de taladros

(Hernandez Magallanes, L, 2015) el carguío se realiza tapando los taladros que

hayan comunicado con un saco de yute el cual permitirá que la energía del

explosivo no se libere, luego se procede a introducir el cebo el cual es un booster

de 1/3 lb, por la parte inferior o superior, se carga el taladro con el anfo a una

presión de 65 PSI, de tal manera que el anfo pueda confinarse, después de haber

cargado la longitud requerida de anfo en el taladro, se procede a colocar el

segundo cebo siguiendo el mismo procedimiento como se observa en los gráficos

de carguío, dejando un espacio sin cargar que es rellenado con un taco de arcilla

de 1.50 metros a 2.0 metros. Se continúan haciendo pruebas para hacer más

eficiente este carguío con la cantidad de cebos adecuados y cantidad de carga

adecuada con el uso de equipos que detectan las ondas de detonación de cada

taladro y dan un mejor uso de los explosivos y accesorios.

118

Figura 36: Diseño de carguío de taladros de mina Azulcocha.

Fuente: Perforación y voladura de la Compañía Minera Azulcocha.

4.2.3.4 Acarreo

El acarreo de mineral se debe de realizar mediante un Scoop 3.5 Yd3 Diesel a

control remoto desde el nivel inferior del tajo a explotar, de ahí se transporta a

una chimenea el cual va a comunicar al nivel -40.

119

4.2.3.5 Costos de producción

Los costos de producción considerados para Azulcocha:

Tabla 10: Costo de producción en Azulcocha

RESUMEN DE DETALLE DE COSTO OPERATIVO

Mano de obra Materiales Gast.

Indirec. Total Min.

fresco

Mina 20.98

Rotura en tajos 926,312 926,312

Avance de labores 337,738 337,738

Sostenimiento de labores 771,908 771,908

Ventilación 12,810 12,810

Transporte 382,078 382,078

Servicios mina 26,206 26,206

Movilización y desmovilización 8,500 8,500

Gastos generales 474,900 474,900

Utilidad del proyecto 246,555 246,555

Energía mina 202,107 202,107

Superintendencia de mina 318,116 42,520 26,280 386,916

Fuente: Departamento de Mina de la Compañía Minera Azulcocha.

120

4.4 Planta concentradora

Con capacidad de 500 tn/día, la planta concentradora de la Compañía Minera

Azulcocha, utiliza el sistema de concentración por flotación diferencial, que es el

proceso mediante el cual son recuperados en concentrados separados.

En el caso de mineral de plomo-zinc, cuenta con dos circuitos tanto para el zinc

y como para el plomo, después de dicho proceso se pasa a la comercialización.

Tabla 11: Balance metalúrgico de la planta Azulcocha.

BALANCE METALÚRGICO - PLANTA AZULCOCHA

FECHA 16/06/2016

TMS RATI

O

LEYES CONTENIDO METÁLICO DISTRIBUCIÓN

FE %

Pb %

As %

Zn % TMS

FE

TMS PB

TMS AS

TMS ZN

FE % Pb % AS % ZS %

CABEZA 161.5 4.97

0.41

1.39 3.68

8.03 0.662

2.246 5.945

93.71 112.02 100 100

CONC. PB - AS 13.0

12.39

21.1

3.27 7 3.1

2.75 0.426

0.913 0.404

34.27 64.38 40.65 6.8

CONC. ZN 7.73 20.9

1 4.01

0.44

0.85 57.14

0.31 0.034

0.066 4.415 3.86 5.13 2.92 74.26

RELAVE. 140.8 3.17 0.2 0.9 0.8

4.46 0.282

1.267 1.126

55.58 42.51 56.43 18.94

Laboratorio Químico Ensayo del día : 16/06/2016

Informe de tratamiento Mina : Azulcocha

N˚ orden : 75 Fuente: Departamento de planta concentradora Azulcocha.

121

Figura 37: Planta concentradora Azulcocha.

Fuente: Fotografía propia.

4.5 Sistema de sostenimiento suspendido

(Hernandez Magallanes, L, 2015) la estabilidad de la roca circundante a una

excavación simple como un tajeo, una galería, un crucero, una rampa u otros,

depende de los esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa

detrás de los bordes de la abertura. Las inestabilidades locales son controladas

por los cambios locales en los esfuerzos, por la presencia de rasgos estructurales

y por la cantidad de daño causado a la masa rocosa por la voladura. En esta

escala local, el sostenimiento es muy importante porque resuelve el problema de

desequilibrio en la estructura de la masa rocosa y de los esfuerzos, controlando

el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en los bordes de la excavación.

El término “Sostenimiento Suspendido ” es usado aquí para cubrir los diversos

aspectos relacionados con los pernos de roca (fierro corrugado o barras

122

helicoidales ancladas con cemento o con resina, Split Sets, Split Sets con malla

electro soldada, swellex e Hydrabolt). Todos estos elementos son utilizados para

minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras. En

masas rocosas masivas o levemente fracturadas con excavaciones bien

perfiladas, habrá una mínima necesidad de sostenimiento. En masas rocosas

fracturadas o estratificadas con excavaciones bien perfiladas, habrá un

incremento en la necesidad de sostenimiento. En masas rocosas intensamente

fracturadas y débiles o en zonas de falla o de corte, definitivamente habrá

necesidad de planear cuidadosamente el sostenimiento. En condiciones de altos

esfuerzos, los cuales inducen fallas en la masa rocosa de las excavaciones, será

esencial plantear estrategias especiales de sostenimiento, siendo este el tema

de estudio.

Por otro lado, se deberá también tener en cuenta que los requerimientos de

sostenimiento de aberturas mineras permanentes como, rampas, galerías de

nivel y otros, son más conservadores que el sostenimiento de una abertura

minera normal como típicamente son los tajos, la seguridad del personal de la

mina y de los equipos es de primera consideración en las aberturas permanentes.

El sostenimiento en este caso deberá proveer accesos seguros para toda la vida

de la mina. En los tajos por donde el personal tiene que ingresar a la labor, como

es el caso del método de minado Shrinkage, el sostenimiento es requerido tanto

para la seguridad como para el control de la dilución, se considera la estabilidad

del macizo rocoso como primera prioridad para brindar al trabajador un área libre

de peligros (roca suelta), y dar cumplimiento a nuestros principios y reglamento

de minería.

123

Esencialmente, el sostenimiento hace que las piezas o bloques rocosos

interactúen y se entrelacen formando una masa rocosa estable alrededor de la

excavación. Como en una excavación grande hay más estructura de masa

rocosa que en una excavación pequeña, habrá mayor oportunidad de falla en las

excavaciones grandes y por tanto mayor necesidad de utilizar el sostenimiento.

Es importante que todo el personal de la mina esté en capacidad de reconocer

los diferentes tipos de sostenimiento, el porqué de su utilización, los

procedimientos de su instalación y darse cuenta cuándo es necesario hacer

ajustes y cambios en los sistemas de sostenimiento para beneficiar a todo el

personal de la mina (Hernandez Magallanes, L, 2015).

Como se sabe, existe un sinnúmero de alternativas de sostenimiento pero en

esta oportunidad se describen las alternativas posibles que se puede aplicar y las

que comparten características similares que permitan establecer criterios de

selección, este proceso de evaluación se llevó a cabo en una labor común (Nivel

0, una labor de 3*3 m de sección, con un proyecto de 100 m de longitud, en cuyo

tope se inició la profundización de una rampa que nos permitió llegar al área

denominada “chuquepite”) en donde las condiciones estructurales, humedad,

ventilación y resultados de voladura son homogéneas sin dejar de considerar el

aspecto cognitivo y operacional de los colaboradores que están a cargo de la

instalación de las diferentes alternativas de sostenimiento mencionados y del

equipo a cargo de la evaluación de resultados.

124

4.4.1 Determinar área de experimento

Toda la etapa de aplicación, seguimiento, controles y evaluación final de los

resultados de los diferentes sistemas de sostenimiento suspendido se llevaron a

cabo en el NV 0 de nuestra operación en la labor denominada CX 786 como se

muestra en la (figura 51) para su mejor ubicación.

Se considera el área en mención como la apropiada por las características

geomecánicas representativas que presenta esta zona, que nos permite una

elección acertada para poder generalizar posteriormente.

Se manifiesta que las condiciones operacionales para poder determinar las

eficiencias fueron óptimas, tanto en suministro de agua, aire comprimido y de

ventilación que permitieron la correcta toma de la data correspondiente.

En cuanto a equipos empleados en las pruebas: máquinas perforadoras Jackleg

Seco, representado por Brynajom s.r.l. en nuestra unidad quienes garantizan el

óptimo funcionamiento de las máquinas. A cargo del abastecimiento y control, se

encuentra Brynajom s.r.l.

125

Figura 38: Plano del área de experimento.

Fuente: Departamento planeamiento mina Azulcocha.

126

4.4.2 Característica del tipo de sostenimiento

Como se puede afirmar, las alternativas se encuentran dentro del grupo de

Sostenimiento Suspendido, dentro del marco en el cual son evaluados.

Existiendo otros tipos de sostenimiento en la mina que no son detallados por

tener una aplicación eventual, tal es el caso del sostenimiento a compresión

(cimbras de acero, cuadros de madera, etcétera).

Entre las alternativas de sostenimiento a detallar se encuentra el perno

cementado e Hydrabolt. Es necesario manifestar que la aplicación de la malla es

una variante que se amolda a todos las alternativas analizadas, siendo su uso

eventual de acuerdo a zonas determinadas del macizo rocoso. La determinación

del tipo de sostenimiento (puntual, sistemático y marcado correspondiente de la

malla de sostenimiento) lo determina el ingeniero a cargo de la operación, previa

identificación del tipo de roca en el área y aplicación de la tabla geotécnica de

nuestra unidad, adicional a esto se hace simulaciones con el Software Dips v. 5.1

que nos determina el número de familias de discontinuidades “Jn” (Joint Set

Number) y el “Unwedge” para determinar la presencia de cuñas y/o áreas

inestables; todo esto muestra la forma actuante de los esfuerzos sobre las

aberturas de 3*3 m de sección.

4.4.3 Cronograma y actividades de experimentación de las diferentes

alternativas de sostenimiento

Una vez determinada el área en donde se realizaron las comparaciones de las

diferentes alternativas de sostenimiento se determinó el cronograma de

127

actividades a seguir con cada alternativa, determinando el número de elementos

que se instalaron en cada uno de los casos:

Se determinó colocar una muestra de 50 elementos de cada una de las

alternativas, estas fueron distribuidas en la labor cada 9 m lo cual involucró

instalar un total de 25 elementos, esto de acuerdo a la malla de sostenimiento, lo

que indica que tendremos un mismo tipo de elemento distribuido en dos zonas

distintas de la labor que nos permitió comparar en base a la diferencia de las

características del macizo rocoso con mayor precisión.

La toma de tiempos de instalación y algunas observaciones comunes, fue el

primer paso y así determinar la eficiencia en el aspecto de instalación de los

elementos correspondientes.

Las observaciones de relajamiento del macizo rocoso en relación al tipo de

sostenimiento empleado en la zona fueron realizadas diariamente.

Los ensayos del “Pull test”, nos muestran la capacidad de anclaje de un perno de

roca (Rock Bolt), están determinados por cuatro aspectos importantes: longitud

del perno, diámetro del taladro, tiempo de instalación y calidad del macizo rocoso;

estas pruebas se realizaron inmediatamente después de haber sido instalado y

una frecuencia de 1 - 3 – 7 – 10 – 30 días que nos permitió obtener una curva de

comportamiento de la capacidad de anclaje de cada una de las alternativas, estos

datos mostrados en la respectiva matriz de consistencia de cada uno de las

alternativas de sostenimiento suspendido aplicados.

128

4.4.4 Sostenimiento con perno helicoidal cementado

Las condiciones del área en las que se aplica esta alternativa de sostenimiento

es la misma en la que se experimentan las demás alternativas.

Las pruebas se realizaron el día miércoles 1 de septiembre del año 2016, para

esto ya se contaba con personal capacitado y entrenado con anterioridad para

realizar esta actividad unitaria de sostenimiento:

El sostenimiento se inicia con el marcado de la malla de sostenimiento a partir

del punto Nº 01 del CX 786 del NV 0.

4.4.4.1 Opción “1” (pernos cementados)

a) Tiempo de instalación

Tabla 12: Tiempo de instalación del perno cementado.

SOSTENIMIENTO SUSPENDIDO CONVENCIONAL CON PERNOS CEMENTADOS

LUGAR DE TRABAJO: NV 0 - MINA AZULCOCHA.

NOMBRE DE LOS COLABORADORES:

MAESTRO: PABLO POLLUCO

AYUDANTE: JEFERSON NUÑEZ

PRESIÓN DE AIRE COMPRIMIDO EN LA LABOR: 75 PSI - 78 PSI

FECHA: 01/09/16 ELEMENTO: PERNO CEMENTADO (PC)

GUARDIA: DÍA PRESION DE AGUA: 4 BARES

Nº

DE

TA

LA

DR

OS

TIE

MP

O D

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IÓN

(MIN

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RIP

CIÓ

N D

E L

A

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

(PS

I)

1 5.60 4.20 0.23 0.53 10.56 PC NORMAL 78

2 5.98 4.60 0.26 0.35 11.19 PC NORMAL 76

129

3 9.07 5.40 0.22 2.57 17.26 PC NORMAL 78

4 4.35 4.80 0.24 1.60 10.99 PC NORMAL 76

5 3.40 5.00 0.27 0.40 9.07 PC NORMAL 78

6 5.60 4.80 0.23 1.25 11.88 PC NORMAL 76

7 5.98 4.20 0.26 0.72 11.16 PC NORMAL 76

8 4.35 5.40 0.24 1.52 11.51 PC NORMAL 78

9 3.40 4.80 0.27 0.68 9.15 PC NORMAL 76

10 4.03 5.00 0.32 0.68 10.03 PC NORMAL 78

11 6.15 5.00 0.29 0.35 11.79 PC NORMAL 76

12 7.38 5.20 0.21 0.93 13.73 PC NORMAL 76

13 5.80 5.00 0.30 0.93 12.03 PC NORMAL 78

14 6.48 5.20 0.32 1.05 13.05 PC NORMAL 76

15 6.15 5.40 0.29 1.08 12.92 PC NORMAL 76

16 7.38 4.80 0.21 1.25 13.64 PC NORMAL 78

17 9.07 5.00 0.22 0.72 15.00 PC NORMAL 78

18 4.60 4.60 0.30 1.52 11.02 PC NORMAL 76

19 6.48 5.00 0.32 0.68 12.48 PC NORMAL 78

20 5.13 5.20 0.29 0.40 11.02 PC NORMAL 75

21 5.65 5.40 0.21 0.60 11.86 PC NORMAL 78

22 4.62 4.80 0.23 2.57 12.22 PC NORMAL 76

23 3.85 5.00 0.26 1.60 10.71 PC NORMAL 75

24 5.93 4.20 0.30 0.40 10.83 PC NORMAL 76

25 4.80 4.60 0.32 0.53 10.25 PC NORMAL 78

Time Total (min)

141.25 122.60 6.61 24.91 295.37

77

Time Promedio

(min) 5.65 4.90 0.26 1.00 11.81

77

CUADRO DE RESUMEN

Nº

DE

TA

LA

DR

OS

TIE

MP

O D

E

PE

RF

OR

AC

IÓN

(H

ora

s)

TIE

MP

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DE

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Hora

s)

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Hora

s)

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s)

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MP

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ele

mento

s (

Hora

s)

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IÓN

DE

AIR

E

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

PR

OM

ED

IO (

PS

I)

Time Total

(horas) 2.35 2.04 0.11 0.42 4.92

PC NORMAL 77

6.92

130

Time Total de instalación de 25 elementos más colocado de chapas

(horas)

OBSERVACCIONES: La presión del aire comprimido se mantuvo en un promedio normal (77 PSI), al tiempo total empleado se le suma el tiempo empleado en una guardia diferente, en colocar las chapas de los pernos (2 horas).

Fuente: Elaboración propia.

b) Resistencia al ensayo de “pull test” en relación al tiempo de instalación.

Tabla 13: Ensayo de pull test del perno cementado.

Ensayo del “Pull test” en los pernos cementados

MUESTRA N°

MACIZO ROCOSO Longitud del perno

(pies)

Diámetro del taladro

(mm)

Tiempo de instalación (días)

Q RMR 1 3 7 10 30

1 MEDIANA II - III 7 36 2.51 3.81 6.86 8.81 11.41

2 MEDIANA II - III 7 36 2.21 3.61 6.66 8.71 11.22

3 BUENA II - III 7 36 2.90 4.00 7.78 9.40 12.00

4 MEDIANA II - III 7 36 1.76 2.12 4.20 7.20 8.84

5 MEDIANA II - III 7 36 1.96 2.20 4.45 7.84 9.20

Resistencia promedio al ensayo del “Pull test” en los pernos cementado 2.27 3.15 5.99 8.39 10.53


Figura 39: Ensayo de pull test del perno cementado.


0.00

2.00

4.00

6.00

8.00

10.00

12.00

14.00

0 5 10 15 20 25 30 35

&=

TM

/pie

Dias

Ensayo del "Pull Test" en los pernos cementados

PC N° 01 PC N° 02 PC N° 03

PC N° 04 PC N° 05

131

Figura 40: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos cementados.


Estos ensayos fueron los que nos mostraron datos determinantes, en la toma de

decisiones finales.

4.4.4.2 Características descriptivas

(Hernandez Magallanes, L, 2015) consiste en una varilla de fierro o acero, con

un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento

(en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje

entre la varilla y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del

elemento de refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y fijación,

siendo los dos últimos mecanismos los de mayor importancia, puesto que la

eficacia de estos pernos está en función de la adherencia entre el fierro y la roca

proporcionada por el cementante, que a su vez cumple una función de protección

contra la corrosión, aumentando la vida útil del perno. De acuerdo a esta función,

0.002.004.006.008.00

10.0012.00

0 5 10 15 20 25 30 35&=

TM

/pie

Dias

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" de los pernos cementados

Resistencia Promedio(&)

132

en presencia de agua, particularmente en agua ácida, el agente cementante

recomendado será la resina; en condiciones de ausencia de agua será el

cemento.

Dentro de este tipo de pernos, los de mayor utilización en el país son: la varilla

de fierro corrugado, generalmente de 20 mm de diámetro y la barra helicoidal de

22 mm de diámetro, con longitudes variables (de 5' a 12'). La primera es ya un

tipo de perno convencional en nuestro medio, la segunda es de reciente

introducción en la industria minera. La barra helicoidal, tiene la forma de una

rosca continua a lo largo de toda su longitud, esta característica le da múltiples

ventajas comparada a la anterior. Entre otros, su mayor diámetro le confiere

mayor resistencia y su rosca constante permite el reajuste de la placa contra la

pared rocosa.

Los pernos de varilla cementada o con resina son generalmente usados como

refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal

en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad; constituye

el mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en

ambientes de altos esfuerzos. En presencia de discontinuidades abiertas y/o

vacías, no es recomendable su uso a menos que la inyección de la pasta de

cemento pueda ser chequeada.

Cuando se usa cemento (en cartuchos o inyectado), se requiere varios días de

curado antes que el perno trabaje a carga completa, pero apropiadamente

instalados son competentes y durables, con alta resistencia en condiciones de

roca dura. Estos pernos tienen larga vida útil y constituyen el sistema más versátil

de pernos de roca. El uso de varillas con cemento inyectado es frecuentemente

el sistema de sostenimiento más barato, pero no se debe usar en taladros con

133

agua y tampoco se debe tensar inmediatamente. El diámetro requerido por los

taladros es de 32 a 36 mm.

Cuando se usa resina, sea esta de fraguado rápido (menos de 30 segundos) o

fraguado lento (2 a 4 minutos), el perno trabaja a carga completa en más o menos

5 minutos, permitiendo así pretensar el perno e instalarlo en presencia de

filtraciones de agua. La resina viene en cartuchos con el catalizador separado de

la resina y por efecto de la rotación del perno al momento de introducir al taladro,

estos se mezclan generando el fraguado. Este sistema proporciona una alta

capacidad de carga en condiciones de roca dura, resistente a la corrosión y a las

vibraciones del terreno y brinda acción de refuerzo inmediato después de su

instalación, aunque su costo es mayor que los pernos cementados (en cartucho

o inyectado). El diámetro del taladro es crucial para el mezclado y fraguado de la

resina, para varillas de 20 mm el diámetro máximo debe ser 32 mm.

También se pueden instalar las varillas combinando la resina de fraguado rápido

con el cemento (en cartuchos o inyectado). En este caso, la resina va al fondo

del taladro y el resto es llenado con lechada de cemento o cartuchos de cemento.

Una de las razones para emplear este sistema es disminuir los costos. En general

es importante chequear la calidad del cemento y de la resina antes de su uso,

desde que son muy sensibles al almacenamiento subterráneo por largos periodos

de tiempo, estas tienen una vida limitada indicada por el fabricante.

Por los antecedentes encontrados en Azulcocha, al ser empleado, no es un perno

que solucione el problema del sostenimiento, por la presencia hídrica, generando

poca tensión y no tener un buen sostenimiento.

134

a) Principal funcionamiento en relación a la geomecánica de la mina.

En los pernos helicoidales el anclaje entre la varilla y la roca se da a lo largo de

la longitud del taladro, el elemento de refuerzo es por tres mecanismos: adhesión

química, fricción y fijación, estos dos últimos mecanismos los más importantes,

para la eficacia del perno cementado está en la función de la adherencia entre el

fierro y la roca que proporciona el cemento, siendo el tipo de roca no tan exigente

para este tipo de sostenimiento.

b) Objetivo

Se determinó que el objetivo de este sistema de sostenimiento es de brindar un

sostenimiento permanente, es justificable en casos que las condiciones de

tiempo de uso de una labor lo requieran. Cumple ampliamente las condiciones

para ser un sostenimiento permanente.

Manifestar que se observa que retrasa el dinamismo de nuestra operación por

que requiere mayor tiempo para su instalación y funcionamiento adecuado y

como vemos su verdadero funcionamiento se da un tipo de roda mala del tipo III

– IV.

4.4.4.3 Beneficios

4.4.4.3.1 Seguridad que brinda

La seguridad brindada por este sistema de sostenimiento es muy buena, el grado

de funcionamiento está determinada por las condiciones de su instalación.

135

4.4.4.3.2 Vida útil de funcionamiento

Es de prolongada vida útil, como lo muestran los resultados del ensayo de Pull

test, recomendado para sostenimientos de tipo permanente ya que tiene al

cemento que lo protege de efectos de corrosión que incrementan su vida útil,

según la aproximación su vida alcanza los 686 días y alcanza la escala de 0.7

TM/pie.

Figura 41: Vida útil de los pernos cementados.


4.4.4.3.3 Instalación

Primero, se deben fijar los puntos para su instalación y dónde realizaremos los

taladros. Una vez hechos los taladros se introduce la varilla, seguidamente se

pone la pasta del cemento, para eso necesitaremos un tubo de PVC que nos

asegure que el cemento está llegando al fondo del taladro, para que llegue al

0.00

5.00

10.00

15.00

-100 0 100 200 300 400 500 600 700 800

&=

TM

/pie

Dias

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" de los pernos cementados

1 3 7 10 30 686

136

fondo se utiliza una bomba, después de inyectar en el fondo el cemento el tubo

de PVC se retira poco a poco.

Luego se pasa a colocar la placa, con cuidado para no tensionar el perno. Cabe

recalcar que el tensionado debe ser mínimo 48 horas después de haber

terminado de colocar el perno. Si queremos que sea en menor tiempo se utiliza

acelerantes de fragua. La relación que debe haber entre cemento/agua el ideal

es de cemento es de 3.5:1 en peso, en conclusión, es de 16 litros de agua por 45

kilos de cemento.

Si empleamos cartuchos de cemento (aditivos con cemento cubierto con un

plástico), primero se remoja en cualquier recipiente con agua, después limpiamos

el taladro, se introducen los cartuchos remojados hasta llenar el taladro. Luego

introducimos la varilla unos 50 centímetros, ahí doblamos ligeramente, para

romper mejor los cartuchos y tener una mezcla mejor, se continúa girando la

varilla ya con la perforadora. Al terminar se pone la placa sin tensionar el perno,

Para hacer el tensionado como mínimo 48 horas después de haber colocado el

perno, si queremos en un menor tiempo se utiliza acelerante de fragua. Cabe

resaltar que si utilizamos resina los procedimientos son iguales solo que las

resinas de fragua rápida al fondo y de fraguado lento en restante, las cantidades

son proporcionales y depende del diámetro del taladro.

En el catálogo nos dan una cantidad, pero nosotros tenemos que llenar el taladro

en su totalidad. Es fundamental hacer una buena mezcla entre la resina y el

catalizador logrando una buena adherencia de la varilla con la roca para que el

perno sea más eficaz. Se consigue por la rotación de la varilla que se hace con

la perforadora en unos 10 o 15 segundos.

137

Seguidamente se coloca la placa, para tensionar en ese momento, claro cuando

es de fragua rápida. También el fraguado lento actuará con la varilla tensionada

en todo el taladro.

Para concluir con el sostenimiento hay que tener en consideración la tensión de

los pernos, Si hay alta deformación de la roca se debe tensionar, pero no es

recomendable cuando está cerca a los frentes de avance.

A) Costo de instalación

El costo unitario de instalación es de: 6.4 $

4.4.4.4 Inversión

El costo de adquisición es de:

Longitudes del Element (perno cementado) Costo unitario ($)

Perno cementado de 5 pies 9.6


4.4.4.5 Resistencia a la prueba de tiro capacidad de soporte (tm/pie)

La capacidad de anclaje de las varillas de fierro corrugado es del orden de 12 Tm

con un comportamiento ascendente.

Instalación de un perno de varilla de fierro corrugado usando cartuchos de

cemento, cartuchos de resina o ambos.

138

4.4.5 Sostenimiento con perno hydrabolt

Las condiciones del área en las que se aplica esta alternativa de sostenimiento

es la misma en la que se experimentan las demás alternativas.

Las pruebas se realizaron el día miércoles 8 de septiembre del año 2016, para

esto ya se contó con personal capacitado y entrenado con anterioridad para

realizar esta actividad unitaria de sostenimiento:

El sostenimiento se inició con el marcado de la malla de sostenimiento a partir

del punto Nº 7 del CX 786 del NV 0.

4.4.5.1 Opción “2” (pernos hydrabolt)

a) Tiempo de instalación

Tabla 14: Tiempo de instalación del perno hydrabolt.

SOSTENIMIENTO SUSPENDIDO CONVENCIONAL CON PERNOS HYDRABOLT

LUGAR DE TRABAJO: NV 0 - MINA AZULCOCHA.

NOMBRE DE LOS COLABORADORES:

MAESTRO: PABLO POLLUCO

AYUDANTE: JEFERSON NUÑEZ

PRESIÓN DE AIRE COMPRIMIDO EN LA LABOR: 75 PSI - 78 PSI

FECHA: 08/09/16 ELEMENTO: PERNO HYDRABOLT (PH)

GUARDIA: DÍA PRESIÓN DE AGUA: 4 BARES

Nº

DE

TA

LA

DR

OS

TIE

MP

O D

E

PE

RF

OR

AC

IÓN

(MIN

UT

OS

)

TIE

MP

O D

E

INY

EC

TA

DO

DE

L

SW

DE

7'

(MIN

UT

OS

)

TIE

MP

O D

E

CA

MB

IO D

EL

AD

AP

TA

DO

R P

OR

LA

BA

RR

A (

MIN

)

TIE

MP

O D

E

PO

SIC

ION

AM

IEN

TO

(MIN

)

TIE

MP

O T

OT

AL D

E

CO

LO

CA

DO

DE

UN

EL

EM

EN

TO

(M

IN)

TIP

O D

E

EL

EM

EN

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DE

SC

RIP

CIÓ

N D

E

LA

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

(PS

I)

1 4.03 1.92 0.00 0.53 6.49 PH NORMAL 76

2 6.15 1.94 0.00 0.35 8.44 PH NORMAL 75

3 4.35 1.88 0.00 1.60 7.83 PH NORMAL 76

139

4 3.40 1.94 0.00 0.40 5.74 PH NORMAL 78

5 6.15 1.78 0.00 1.25 9.18 PH NORMAL 76

6 7.38 1.82 0.00 0.72 9.92 PH NORMAL 75

7 4.03 1.88 0.00 0.72 6.63 PH NORMAL 76

8 4.35 1.82 0.00 1.52 7.69 PH NORMAL 75

9 3.40 1.80 0.00 0.68 5.88 PH NORMAL 76

10 4.03 1.86 0.00 0.68 6.57 PH NORMAL 78

11 6.15 1.80 0.00 0.35 8.30 PH NORMAL 75

12 7.38 1.88 0.00 0.93 10.20 PH NORMAL 76

13 9.07 1.82 0.00 2.57 13.46 PH NORMAL 73

14 7.38 1.92 0.00 0.93 10.24 PH NORMAL 76

15 9.07 1.90 0.00 1.05 12.02 PH NORMAL 76

16 4.35 1.88 0.00 1.08 7.31 PH NORMAL 75

17 3.40 1.90 0.00 1.25 6.55 PH NORMAL 75

18 9.07 1.88 0.00 1.52 12.46 PH NORMAL 76

19 4.35 1.82 0.00 0.68 6.85 PH NORMAL 75

20 3.40 1.88 0.00 0.40 5.68 PH NORMAL 75

21 5.60 1.80 0.00 0.60 8.00 PH NORMAL 74

22 5.98 1.88 0.00 2.57 10.43 PH NORMAL 76

23 5.80 1.82 0.00 1.60 9.22 PH NORMAL 74

24 6.48 1.82 0.00 0.40 8.70 PH NORMAL 76

25 6.15 1.88 0.00 0.53 8.56 PH NORMAL 78

Time Total (min)

140.92 46.52 0.00 24.91 212.35

76

Time Promedio

(min) 5.64 1.86 0.00 1.00 8.49

76


140

Tabla 15: Tiempo de instalación promedio del perno hydrabolt.


b) Resistencia al ensayo del “pull test” en relación al punto de instalación

Tabla 16: Ensayo de pull test de pernos hydrabolt.

Ensayo del “Pull test” en los pernos hydrabolt

MUESTRA N°

MACIZO ROCOSO Longitud del perno

(pies) Diámetro del taladro (mm)

Tiempo de instalación (días)

Q RMR 1 3 7 10 30

1 MEDIANA II - III 7 36 7.85 7.85 7.75 7.90 7.92

2 BUENA II - III 7 36 7.90 7.90 7.90 7.89 7.88

3 MEDIANA II - III 7 36 7.80 7.80 7.76 7.92 7.92

4 MEDIANA II - III 7 36 7.88 7.88 7.88 7.88 7.86

5 MEDIANA II - III 7 36 7.82 7.80 7.78 7.80 7.98

Resistencia promedio al ensayo del “Pull test” en los pernos hydrabolt 7.85 7.85 7.81 7.88 7.91


CUADRO DE RESUMEN N

º D

E T

ALA

DR

OS

TIE

MP

O D

E

PE

RF

OR

AC

IÓN

(Hora

s)

TIE

MP

O D

E

INY

EC

TA

DO

DE

L

PH

DE

7' (

Hora

s)

TIE

MP

O D

E

CA

MB

IO D

EL

PR

ES

ION

AR

PO

R

LA

BA

RR

A (

Hora

s)

TIE

MP

O D

E

PO

SIC

ION

AM

IEN

TO

(Hora

s)

TIE

MP

O T

OT

AL D

E

CO

LO

CA

DO

DE

25

ele

mento

s (

Hora

s)

TIP

O D

E

EL

EM

EN

TO

DE

SC

RIP

CIÓ

N D

E

LA

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

PR

ES

IÓN

DE

AIR

E

PR

OM

ED

IO (

PS

I)

Time Total (horas)

2.35 0.78 0.00 0.42 3.54

PH NORMAL 76 Time Total de instalación de 25 elementos

(horas) 3.54

OBSERVACCIONES: la presión del aire comprimido se mantuvo en un promedio normal (76 PSI), no se tuvo ningún problema mecánico ni otros contratiempos.

141

Figura 42: Ensayo de pull test de los pernos hydrabolt.


Figura 43: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos hydrabolt.


7.70

7.75

7.80

7.85

7.90

7.95

8.00

0 5 10 15 20 25 30 35

&=

TM

/pie

días

Ensayo del "Pull Test" en los pernos hydrabolt

PH N° 01 PH N° 02 PH N° 03 PH N° 04 PH N° 05

7.80

7.82

7.84

7.86

7.88

7.90

7.92

0 5 10 15 20 25 30 35

&=

TM

/pie

Dias

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" de los pernos hydrabolt


142

Estos ensayos fueron los que nos mostraron datos determinantes, en la toma de

decisiones finales.

4.4.5.2 Características descriptivas

El hydrabolt es un tubo de acero fabricado, presenta la forma de una "C" en una

sección transversal, y sellada en ambos extremos. En un extremo tiene una rosca

hidráulica, con la válvula de no retorno integral, permite la conexión a una bomba

hidráulica.

La resistencia de fricción entre la pared del taladro y del hydrabolt proporciona

resistencia extraíble excepcional como la mostrada en el ensayo de Pull Test.

La presión de la entrada determinará la fuerza extraíble final del tendón. La

presión de la entrada debe estar entre 20MPa (mínimo) y 25MPa. Desemejante

de otros diseños, el hydrabolt está incorporada con una válvula de cheque para

evitar que el líquido sea lanzado una vez que se quite el inyector que infla. Este

sistema proporciona un apretón el 300% visto en referencia a la fuerza de

oposición a la extracción, otra peculiaridad es que cuando se sella el hydrabolt

instalado no continúa corroyendo internamente.

El hydrabolt está actualmente disponible en dos diámetros estándares, (26 mm y

29 mm que se amplían a 36 y 40 mm respectivamente) y en las longitudes que

se extienden a partir de la 0,9 a 3,0 metros en incrementos de 0,3 metros. Los

tamaños no estándar están libremente disponibles a petición.

143

El indicador de la carga de hydrabolt indica no solamente que el hydrabolt ha sido

presurizado correctamente (los estallidos hacia fuera) pero también la longitud

del perno por su color, como se muestra a continuación (gráfico N° 1).

a) Principio de funcionamiento en relación a la geomecánica de la mina.

Presenta una relación adecuada con las características del macizo rocoso, ya

que cuando se introduce el perno y se infla se genera esfuerzos perpendiculares

a lo largo de todo el perno, lo que garantiza el funcionamiento de toda la longitud

del perno, la válvula de no retorno permite mantener la intensidad de estos

esfuerzos. Además presenta una peculiaridad la que nos permite volver a cargar

el perno y devolverle la eficiencia inicial ya que cuenta con la válvula de control.

Protector de

válvula

Placa con arandela

Perno de alta presión

Válvula de no retorno

Válvula de no retorno

Columna de

distribución de

esfuerzos

144

Fuente: Logística Azulcocha Mining.

b) Objetivos

El sistema de sostenimiento suspendido con hydrabolt, tiene por objetivo

brindarnos un sostenimiento de acción inmediata y dependiendo solo la

adecuada presión de instalación. Adicionalmente nos brinda un

sostenimiento prolongado y garantizado como se muestra en el ensayo de

Pull test, también se puede volver a cargar previa una evaluación.

4.4.5.3 Beneficios

4.4.5.3.1 Seguridad que brinda

El hydrabolt se ha diseñado para facilitar la instalación, afianzando como

abrazadera dentro del taladro, adaptándose a la forma, al tamaño y a las

irregularidades del taladro y distribuyendo la fuerza a todo lo largo del taladro y

nos brinda una inmediata acción de soporte y un entorno de trabajo seguro, una

excelente relación con el tipo de roca de la zona a atravesar.

4.4.5.3.2 Vida útil de funcionamiento

Brinda una excelente vida útil ya que no existe corrosión interna, ya que cuenta

con una capa impermeable que evita eso, además externamente el efecto es

mínimo ya que la buena relación de acoplamiento evita este efecto. Podemos

recargar y volver a dar las características iniciales incrementando su vida útil.

Figura 44: Partes de los pernos hydrabolt

145

Según el ensayo de Pull test, es una de las alternativas que presenta una curva

definida en cuanto al esfuerzo y adicional a esto una constancia de la resistencia

a la prueba de tiro.

Figura 45: Vida útil de los pernos hydrabolt.


Como podemos apreciar a todo lo largo de su vida útil tiene un comportamiento

homogéneo y confiable, se concluye afirmando que la vida útil es de 700 días

hasta alcanzar una resistencia a la extracción de 1 TM/pie.

4.4.5.3.3 Instalación

Una de las principales operaciones es la perforación del taladro en la roca

(perpendicular) a las fallas, el diámetro y a la profundidad requeridos de acuerdo

al tamaño del hydrabolt, el perno se instala haciendo uso de una bomba por

intermedio de una válvula, para lograr ampliar el perno tubular racialmente con el

0.002.004.006.008.00

10.00

-100 0 100 200 300 400 500 600 700 800

&=

TM

/pie

días


Resistencia…

146

agua (o el otro líquido incompresible) en el rango de alta presión típicamente

alrededor 3500 psi o de 25Mpa

La estructura de costos nos muestra un costo unitario de instalación de 5.62 $

4.4.5.4 Inversión

El costo de adquisición es de:

Longitudes del Element (hydrabolt) Costo unitario ($)

Perno hydrabolt de 5 pies 7.3


4.4.5.5 Resistencia a la prueba de tiro capacidad de soporte (tm/pie)

Pernos hydrabolts, sometidos a la prueba de tiro, probado subterráneamente en

la situación de funcionamiento real por medio de un dispositivo hidráulico que es

instalado e inducido a esfuerzos a base de una tabla de esfuerzos.

La resistencia al tirón promedio es de 7.5 TM/pie.10 TM/pie.

4.5 Análisis de sostenimientos usados y validación de estudio

4.5.1 Sostenimiento empleado inicialmente

Se manifiesta que se utiliza pernos helicoidal cementado de manera puntual, sin

ninguna evaluación previa de la geomecánica y otros aspectos de importancia

147

para el lauro de un óptimo sostenimiento. Se califica como un sostenimiento

ineficiente. La grafica inicial que nos permitirá comparar posteriormente está en

función de la alternativa y el tiempo, dando origen al grado de optimización.

Figura 46: Sostenimiento usado inicial.


4.5.1.1 índices de seguridad antes

a) Índice de frecuencia de accidentes (IF)

Tabla 17: Índice de frecuencia antes.

JULIO AGOSTO SEPTIEMBRE OCTUBRE NOVIEMBRE DICIEMBRE ENERO

IF 60 38

Fuente: Área seguridad.

148

Figura 47: Índice de frecuencia


b) Índice de severidad de accidentes (IS)

Tabla 18: Índice de severidad


IS 52121 7621


Figura 48: Índice de severidad


010203040506070

ES

CA

LA

MESES

ÍNDICE DE FRECUENCIA

IF

0100002000030000400005000060000

ES

CA

LA

MESES

ÍNDICE DE SEVERIDAD

IS

149

c) Avance de labores de desarrollo de 3*3 m de sección antes

Tabla 19: Avance lineal antes

ITEM MESES

ACUMULADO JUL AGO SEP OCT NOV DIC

PROGRAMA 80 95 110 169 210 205 869

EJECUTADO 42.4 55.3 97.7

Fuente: Área ingeniería

Figura 49: Avance lineal antes.

Fuente: Área de ingeniería

4.5.2 Análisis de los sostenimientos en estudio

Luego de la comparación, estudio y análisis de los sistemas de sostenimiento

suspendido que se experimentaron, se determinó el siguiente cuadro

comparativo que sintetiza los criterios de cada sistema como sigue:

0

50

100

150

200

250

JUL AGO SEP OCT NOV DIC

MESES

AVANCE LINEAL

PROGRAMA EJECUTADO

150


PERNOS CEMENTADOS PERNO HYDRABOLT

Características Características

- Principio de funcionamiento en relación a la geomecánica de la mina.

- Principio de funcionamiento en relación a la geomecánica de la mina.

Objetivos Objetivos

Grado de satisfacción de los objetivos planteados.

Grado de satisfacción de los objetivos planteados.

Beneficios Beneficios

- Seguridad que brinda. - Seguridad que brinda.

- Vida útil de funcionamiento. - Vida útil de funcionamiento.

- Facilidad de instalación. - Facilidad de instalación.

- Costo de instalación - Costo de instalación

Inversión Inversión

- Valor de adquisición ($). - Valor de adquisición ($).

Resistencia a la prueba de tiro Resistencia a la prueba de

tiro

- Capacidad de soporte (TM/pie). - Capacidad de soporte (TM/pie).


4.5.3 Elección de la alternativa óptima

Para la elección de la alternativa óptima se evaluó en base a calificativos de

acuerdo a escalas que se muestra inicialmente en cada criterio de evaluación:

151

4.5.3.1 De acuerdo a las características

Principio de funcionamiento en relación a la geomecánica de la mina.

Se evaluó en función a la siguiente escala de medición:


CRITERIO CARÁCTER TIPO DE ROCA

PUNTAJE Q RMR

Rela

ció

n c

on

el m

aciz

o

roco

so

MUY BUENA MED- BUENA III- II 10

BUENA MED- BUENA III- II 8

REGULAR MED- BUENA III- II 5

MALA MED- BUENA III- II 2

MUY MALA MED- BUENA III- II 0 Fuente: Elaboración propia.

4.5.3.1.1 Evaluación de las alternativas

Tabla 22: Evaluación de las alternativas.

ALTERNATIVAS

CRITERIOS Perno cementado Perno hydrabolt

Relación con el macizo rocoso

MUY BUENA BUENA

Puntuación 10 8


152

4.5.3.2 De acuerdo al grado de satisfacción de los objetivos planteados

inicialmente

Se evaluó en función a la siguiente escala de medición:

Tabla 23: Evaluación por el grado de satisfacción de los objetivos planteados.

CRITERIOS EVALUACION

Menor tiempo de instalación

MUY BUENA BUENA REGULAR MALA MUY MALA

Acción inmediata de

soporte MUY BUENA BUENA REGULAR MALA MUY MALA

Puntuación 10 8 5 2 0


4.5.3.2.1 Evaluación de las alternativas

Se pueden apreciar los tiempos reales empleados, de acuerdo a esto se evaluó:

153

Figura 50: Tiempo de instalación de 25 elementos.


Tabla 24: Evaluación por el menor tiempo y la acción inmediata.

ALTERNATIVA


Menor tiempo de instalación REGULAR BUENA

Puntuación 5 10

Acción inmediata de soporte REGULAR MUY BUENA

Puntuación 5 10


0.001.002.003.004.005.006.007.008.00

0 0.5 1 1.5

TIE

MP

O E

MP

LE

AD

O (

HO

RA

S)

TIPO DE ELEMENTO

TIEMPO DE INSTALACIÓN DE 25 ELEMENTOS

PC DE 7'

PH DE 7'

154

4.5.3.3 De acuerdo a los beneficios que brinda en relación a lo planteado e

la matriz de consistencia

La evaluación de la seguridad fue realizada en base a los datos promedios de las

diferentes alternativas de sostenimiento en base a la data mostrada a

continuación:

Figura 51: Resistencia promedio al ensayo de pull test.


La evaluación de la vida útil fue realizada en base a los datos promedios de las

diferentes alternativas de sostenimiento en base a la data mostrada a

continuación:

0.00

2.00

4.00

6.00

8.00

10.00

12.00

0 5 10 15 20 25 30 35

&=

TM

/pie

días

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" de las alternativas

evaluadas

Resistencia Promedio(&)PH

Resistencia Promedio(&)PC

155

Figura 52: Vida útil promedio de los cuatro pernos usados.


Tabla 25: Evaluación por seguridad, vida útil, costo.

ALTERNATIVAS


Seguridad que brindan BUENA MUY BUENA

Puntuación 8 8

Vida útil de funcionamiento BUENA MUY BUENA

Puntuación 10 10

Costo de instalación MALA BUENA

Puntuación 5 8

Costo de adquisición del elemento MALA MUY BUENA

Puntuación 10 8


0.00

5.00

10.00

15.00

-200 0 200 400 600 800

&=

TM

/pie

días

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" vida útil en relación al tiempo

Resistencia Promedio(&)PHResistencia Promedio(&)PC

156

A continuación mostramos la resistencia al ensayo de “Pull test”, de las diferentes

alternativas de sostenimiento suspendido durante los 30 primeros días.

Según este cuadro se realizó la evaluación de las respectivas alternativas:

Figura 53: Resistencia promedio al ensayo pull test los 30 primeros días.


Tabla 26: Evaluación por seguridad.

ALTERNATIVAS


Seguridad que brindan BUENA MUY BUENA

Puntuación 8 8


0.00

2.00

4.00

6.00

8.00

10.00

0 5 10 15 20 25 30 35

&=

TM

/pie

días

Resistencia promedio al ensayo "Pull Test" de los 30 primeros días

Resistencia Promedio(&)PH

Resistencia Promedio(&)PC

157

4.5.3.3.1 Resumen de puntuaciones y determinación de la alternativa óptima

Tabla 27: Puntuación total.

ALTERNATIVAS


SUMA DE PUNTAJE TOTAL 53 62


Luego del análisis de los sistemas de sostenimiento, se determinó como la mejor

alternativa al sistema de sostenimiento suspendido con pernos hydrabolt, que

tuvo una puntuación de 59 puntos, que se adecua efectivamente a la

característica geomecánica y otros, que se detallaron en la evaluación y que se

muestra a continuación:

- Lograr la mejor relación con las características geomecánicas del macizo

rocoso.

- Requerimiento de un sostenimiento relativamente flexible.

- Es aquel que nos brinda la mayor relación de acoplamiento.

- Considerada como la mejor alternativa desde el punto de vista de seguridad.

- Presenta la mayor longevidad en relación a la vida útil y funcionamiento del

elemento de sostenimiento (pernos hydrabolt), esto en función a nuestro

requerimiento de la vida útil de la labor.

- La facilidad de instalación y el peligro mínimo que este implica.

- Costo de instalación relativamente bajo.

- El costo de adquisición es ampliamente superado por las ventajas.

- La resistencia a la prueba de tiro es de a 7.5 a 10 TM/pie.

158

Figura 54: Resistencia promedio al ensayo pull test de los pernos hydrabolt.


Figura 55: Vida útil de los pernos hydrabolt.


7.807.827.847.867.887.907.92

0 5 10 15 20 25 30 35&=

TM

/pie

días



0.002.004.006.008.00

10.00

-100 0 100 200 300 400 500 600 700 800

&=

TM

/pie

Dias


Resistencia…

159

Es preciso recalcar que la seguridad como política de la empresa fue una de las

más determinantes en la elección final.

4.5.4 Comparación del antes y después

Sostenimiento actual con pernos hydrabolt

Figura 56: Uso de perno al final.


4.5.4.1 Índices de seguridad actuales

a) Índice de frecuencia de accidentes (IF)

Tabla 28: Índice de frecuencia actuales.


IF 70 48 77 50 38 36 34

Fuente: Área de seguridad.

160

Figura 57: Índice de frecuencia actuales.


b) Índice de severidad de accidentes (IS)

Tabla 29: Índice de severidad actuales.


IS 52121 7621 5281 1663 2448 1789 1448


Figura 58: Índice de severidad actuales.


020406080

100

ES

CA

LA

MESES

ÍNDICE DE FRECUENCIA

IF

0100002000030000400005000060000

ES

CA

LA

MESES

ÍNDICE DE SEVERIDAD

IS

161

c) Avance de labores de desarrollo de 3*3 m de sección actuales

Tabla 30: Avance lineal actuales.

ITEM MESES

ACUMULADO JUL AGO SEP OCT NOV DIC

PROGRAMA 80 95 110 169 210 205 869

EJECUTADO 42.6 55.1 91.3 110 115 414


Figura 59: Avance lineal actuales.


y = 49.316ln(x) + 35.58

0

50

100

150

200

250

JUL AGO SEP OCT NOV DIC

MESES

AVANCE LINEAL

PROGRAMA EJECUTADO Logarítmica (EJECUTADO)

162

4.5.5 Resumen de comparación

Resumen de las comparaciones de los pernos helicoidal cementado con la de los

pernos hydrabolt, donde se evidencia las mejoras de lo utilizado antes con

respecto a la actual.

Tabla 31: Resumen comparativo de pernos.

RESUMEN COMPARACIÓN DE PERNOS

CRITERIOS

Perno cementado Perno hydrabolt

número unidad de

medida número

unidad de medida

Tiempo total de instalación prom. de 25 elementos

6.92 horas 3.54 horas

Resistencia prom. Ensayo de pull test dentro los 30 días

6.066 Tm/pie 7.86 Tm/pie

Vida útil 686 Días 700 Días

Escala mínima de funcionamiento

0.7 Tm/pie 1 Tm/pie

Costo de instalación

6.4 Dólares ($) 5.62 Dólares ($)

Costo de adquisición

12.9 Dólares ($) 9.8 Dólares ($)

Resistencia a la prueba de tiro

12 Tm 10 Tm

Metro lineal promedio solo en 2 meses

48.85 m 100.65 m


163

4.5.6 Validación de hipótesis

El sostenimiento con pernos Hydrabolt, nos permite contar con un óptimo proceso

de sostenimiento de labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la

minera Azulcocha Mining S.A., esto significa que los datos estadísticos

mostrados nos validan esta afirmación ya que cada uno de estos muestran la

mejora positiva de cada uno de los aspectos que consideramos: como principal

la mejora del proceso de sostenimiento, el cumplimiento del Reglamento de

Seguridad en Salud Ocupacional DS 023 2017 y el cumplimiento del programa

de trabajo.

Adicional a esto mostraremos la evaluación y ubicación de la alternativa en

función a la escala de evaluación utilizada en nuestra elección:

Ho: ц = 70

Ha: ц ≠ 70

Tabla 32: Criterio evaluado resumen de comparación.

PERNO CEMENTADO PERNO HYDRABOLT

Característica PC Característica PH

Relación con el macizo rocoso 10 Relación con el macizo rocoso 8

Menor tiempo de instalación 5 Menor tiempo de instalación 10

Acción inmediata de soporte 5 Acción inmediata de soporte 10

Seguridad que brinda 8 Seguridad que brinda 8

Vida útil de funcionamiento 10 Vida útil de funcionamiento 10

Costo de instalación 5 Costo de instalación 8

Costo de adquisición del elemento 10 Costo de adquisición del elemento 8

Total 53 Total 62


164

Figura 60: Validación de hipótesis

Como podemos apreciar tenemos una escala de evaluación de 0 – 70 el cual nos

permitirá ubicar dentro de un área de acuerdo a la puntuación obtenida por cada

uno de las alternativas de sostenimiento, que nos ubicará dentro del área de

aceptación o rechazo como a continuación mostramos:

α= Muestra el nivel de significancia o sea la probabilidad de rechazo de la Ho.

Si consideramos nuestro espacio muestral, a los criterios establecidos para la

selección de la alternativa óptima de sostenimiento suspendido tenemos:

a.- El promedio de puntuación es de 70 unid.

b.- La desviación estándar es de 10 unid.

c.- La muestra es el número de alternativas (2).

Con esto se calcula el error estándar del promedio(X). que viene a ser: σX= σ/

√n = 10/ √2 = 7.07


Zona de

Rechazo

Zona de

Rechazo

µ

Zona de

Aceptación

PC

α= 0.0609 α= 0.0609

165

4.6 Evaluación económica

En la Compañía Minera Azulcocha Mining S.A. se desarrolla la evaluación

económica con la ayuda del Excel, herramienta fundamental para validar los

resultados.

4.6.1 Inversión del sistema de sostenimiento con pernos hydrabolt

Para lograr los objetivos operacionales con la velocidad y otras condiciones que

nos exigen, la Gerencia de Operaciones, y el apoyo del Departamento de

Seguridad, el Departamento de Mina decide realizar la inversión siguiendo el

plan de inversión:

Se designó un ingeniero de minas, con conocimientos, capacidad de liderazgo y

dominio de personal; este profesional fue evaluado por los diferentes

departamentos con un sueldo de acuerdo a nuestra escala de remuneraciones

de Azulcocha Mining S.A. este experto seleccionó a los involucrados a partir de

toda la población de trabajadores de acuerdo a ciertos criterios.

Se menciona que toda la etapa de investigación e implementación y pruebas del

nuevo sistema de sostenimiento, fue responsabilidad de la contrata Brynajom

S.R.L.

En resumen, la inversión mensual fue de la siguiente manera en los rubros

mencionados:

1.- Remuneraciones $. 2, 019.50

2.- Infraestructura $. 90.00

166

3.- Equipos de protección personal $. 50.00

4.- Equipos de capacitación $. 90.00

Realizando una inversión mensual de: $. 2,249.50

Esto representa una Relación Inversión / Trabajador (RIT) de:

$. 7.38 / Trabajador

167

4.6.2 Estructura de costos de la instalación de los pernos hydrabolt

Tabla 33: Análisis de precios unitarios.

ANÁLISIS DE PRECIOS UNITARIOS

Labor Convencional N° taladros 25 Longitud barra

8.00

pies

Avance / Guardia 25.00 Pza Pies/disparo 175 Longitud taladro

7.00

pies

$/mt 2.11

Descripción Unidad Cantidad Costo

Unitario Utilización/Vida útil Costo/Disparo Costo/m

PERSONAL

Jefe de guardia Tarea 0.33 83.00 20% 29.76 5.48

Supervisor técnico Tarea 0.00 80.29 20% 31.09 0.00

Bodeguero Tarea 0.33 37.64 18% 6.66 2.20

Perforista Tarea 1.00 20.00 90% 14.66 18.00

Ayudante perforista Tarea 1.00 12.00 90% 13.32 10.80

Operador de bomba Tarea 0.00 11.00 10% 0.00 Electricista industrial Mina Tarea 0.00 56.45 10% 5.00 0.00

Electricista equipos mina Tarea 0.00 56.45 9% 5.00 0.00

Mecánico 1 Tarea 0.20 14.00 95% 13.32 2.66

Mecánico 2 Tarea 0.00 63.98 18% 11.33 0.00

Mecánico 3 Tarea 0.00 48.93 6% 2.89 0.00

168

39.14 1.57

PERFORACIÓN

Perforadora Jack Leg pza 1.00 5,500.00 90,000.00 Pies 0.00 Rptos-Perforadora Jack Leg % 50% 2,750.00 90,000.00 0.00

Barra cónica 4 pies pza 1.00 71.00 1,100.00 Pies 0.00



Broca descartable 41 mm pza 1.00 0.00 350.00 Pies 0.00

Broca descartable 38 mm pza 1.00 0.00 350.00 Pies 0.00

Aceite perforación Gln 0.25 6.88 Pies 1.72

Manguera de 1" m 30.00 2.83 100.00 Pies 0.85

Manguera de 1/2" m 30.00 1.50 100.00 Pies 0.45

Tubo de polietileno 4 m 150.00 3.50 2,400.00 Pies 0.22



Válvula 4" pza 1.00 63.00 180.00 0.35

Válvula 2" pza 1.00 26.00 90.00 0.29

Válvula 1" pza 1.00 13.00 60.00 0.22

Afilador de barrenos pza 0.10 2,507.00 1,000.00 0.25

Piedra esmeril pza 1.00 17.04 13.00 1.31

6.20 0.25

HERRAMIENTAS Lampa pza 1.00 5.90 50.00 0.12

Pico pza 1.00 8.00 50.00 0.16

Llave 18¨ pza 1.00 21.81 100.00 0.22 Llave 24 pza 1.00 33.33 100.00 0.33

169

Cucharilla pza 1.00 1.43 100.00 0.01

Soplete pza 0.00 2.57 100.00 0.00

Barretilla pza 3.00 4.29 150.00 0.09

Flexómetro pza 1.00 2.86 50.00 0.06

0.99 0.04

IMPLEMENTOS

Saco de jebe pza 2.00 15.00 50.00 0.60

Pantalón de jebe pza 2.00 15.00 50.00 0.60

Botas pza 2.00 14.00 90.00 0.31

Casco pza 2.00 12.84 300.00 0.09

Correa de seguridad pza 2.00 3.85 200.00 0.04

Guantes pza 2.00 3.79 20.00 0.38

Mameluco pza 2.00 12.02 150.00 0.16

Respirador pza 2.00 21.00 150.00 0.28

Repuesto de respirador pza 2.00 0.35 4.00 0.18

Colchón + frazadas + catre pza 5.00 55.00 300.00 0.92

3.55 0.14

ILUMINACIÓN Lámpara + Manten. Reparac. pza

5.00 250.00 500.00 2.50

Cargador de lámpara pza 1.00 2800.00 7200.00 0.39

2.89 0.12

SUBTOTAL 2.11 Fuente: Elaboración propia.

170

4.6.3 Resumen estructura de costos unitarios

Tabla 34: Costo total por instalación de pernos hydrabolt.

COSTO TOTAL POR INSTALAR PERNOS HYDRABOLT EN AZULCOCHA

(PH) 25 ELEMENTOS

COSTOS DIRECTOS Mano de obra 1.57 Perforación 0.25 Implementos de seguridad 0.14 Herramientas 0.04 Iluminación 0.12 Ventilación 0.9 0.04

TOTAL 2.15

COSTOS INDIRECTOS

Leyes sociales % 10% 1.72

Imprevistos % 5% 0.11

Vivienda 2 0.08

Gastos administrativos % 5% 0.11

Utilidad % 15% 0.32

TOTAL 2.33

EQUIPO ADICIONAL modelo N° labores $/hr T. empleado

Bomba Jack Pot jp-hap8c 1.00 0.50 2.00 1 0.04

Camioneta 4x4 8.00 10.00 10.00 12.5 0.50

Bus trans. personal 8.00 10.00 12.00 15 0.60

TOTAL COSTO EQUIPO ADICIONAL $USA 1.14

COSTO UNITARIO $ USA 5.62 Fuente: Elaboración propia.

171

4.6.4 Marco conceptual de geomecánica

- Mecánica de rocas: es el comportamiento de la roca, sometida a

presiones, donde se determina el punto máximo de fracturamiento y

se determina la capacidad de soporte.

- Geomecánico: es una persona capacitada para determinar el

comportamiento de la roca, dentro de la mina podemos decir que es

el que realiza el trabajo in situ y responsable de las decisiones que

pueda tomar la gerencia.

- Registrador: personal debidamente capacitado que apoya al

geomecánico a registrar tanto en sistemas operativos, Office y Excel,

además del protocolo de registro e informe de datos.

- Roc science: software preparado para ayudar a la toma de

decisiones, y la simulación para determinar alternativas para la

acumulación de data, la versión 1 ofrece hasta cuatro opciones de

entrada (controladores).

172

4.6.5 Arquitectura del proyecto

El proyecto se basa en toma de datos in situ, modelamiento con los softwares

utilizados y con el apoyo de herramientas como el Excel, fundamental para

graficar resultados.

Figura 61: Arquitectura del uso rock science.

Fuente: Roc science.

4.6.6 Base de datos

Para usar el roc science se necesita saber el manejo de cada aplicación.

173

4.6.6.1 Dips

Se cuenta con una lista adecuada, actualizada debidamente codificada digital y

físicamente.

Figura 62: Dips 5.1.


4.6.6.2 Roc data

Las excavadoras deben ser identificadas en campo por códigos únicos. El

software permite un nick name para las excavadoras.

174

Figura 63: Roc data.


4.6.6.3 Phase

En esta fase, se analiza y se observan los valores de seguridad que rodean las

galerías de extracción, las cuales son de 0.52 y 0.26 debido a las características

geomecánicas del mineral. En las áreas superiores, donde se explotan los tajos,

los F.S son mayores que 1.

175

Fuente: Simulación geomecánica Azulcocha (Roc science).

4.6.6.4 Costos

Se determina el costo por la implementación de pernos hydrabolt.

Tabla 35: Costo por hydrabolt.

Fuente: Valorización de sostenimiento.

TOTAL COSTO EQUIPO ADICIONAL $USA 1.14

COSTO UNITARIO $ USA 5.62

Figura 64: Phase.

176

CAPÍTULO V

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

5.1 Conclusiones

Las conclusiones que se desprenden del desarrollo de esta tesis son las

siguientes:

- Se determinó el tiempo de instalación de los dos pernos estudiados, dando

como resultado la suma promedio de los tiempos (tiempo de perforación,

tiempo de inyección, tiempo de cambio de barra y tiempo de

posicionamiento) en el perno cementado el promedio es 6.92 horas y el

perno hydrabolt 3.54 horas, teniendo una diferencia de 3.38 horas.

- Con la ayuda de la prueba de pull test se pudo determinar la resistencia

entre los pernos cementados e hydrabolt, donde se tomó 5 pernos de

177

modo aleatorio y seleccionados para estudiarlos hasta el final, en distintos

días que son 1, 3, 7, 10 y 30 dando como resultado 6.06 tm/pie promedio

y del perno hydrabolt 7.86 tm/pie promedio, concluimos también que la

resistencia del perno hydrabolt es más uniforme que la del perno

cementado, recalcando quien tuvo mayor resistencia es el perno

cementado con 12 tm/pie en el día 30.

- Se concluye en la comparación de costos entre pernos cementados e

hydrabolt, para el perno cementado los precios unitarios de instalación $

6.4 y de adquisición $ 12.9; en el perno hydrabolt los precios unitarios de

instalación es $ 5.62 y de adquisición $ 9.8, en la vida útil de cada

elemento no se determinó mucha diferencia, pero el hydrabolt tiene mayor

durabilidad.

178

5.2 Recomendaciones

Las recomendaciones son:

- Dado los resultados de la implementación del sistema de sostenimiento

con pernos hydrabolt, en labores de 3*3 m de sección en Azulcocha Mining

S.A. se propone la implementación en las demás unidades como en minas

Pachancoto que está dentro de nuestro proyecto brownfield y tienen las

mismas características geomecánicas.

- Se recomienda considerar la presente investigación como base para

estudios posteriores de temas referidos a sostenimiento suspendido, ya

que mostramos los pasos y criterios necesarios para una buena selección

del sostenimiento.

- Se recomienda hacer cálculos de costos de implementación a largo plazo,

ya que es la única manera de justificar en el tiempo todos los estudios

desarrollados dentro de la unidad.

- Reiniciar de una vez las operaciones dentro de la mina ya que según el

Kitco, el precio del zinc actual está 2624.1667 TM, precio más que

atractivo para una mina con minerales de esfalerita.

179

5.3. Referencias bibliográficas

- Blas Placido, C. (2016). Estudio de La Geomecánica en el Sostenimiento

en la Mina. Facultad de Ingeniería, Universidad Nacional Micaela Bastidas.

Apurímac s.n Pág. 60, Tesis de pregrado.

- Mendieta Britto, L. (2014). Estudio Optimización de los costos operativos

de la mina Cerro Chico. Facultad de Ingeniería de Minas, Pontificia

Universidad Católica del Perú. Lima: s. n., pág. 75, tesis de pregrado.

- Carhuamaca Guerrero, L. (2009). Estudio Evaluación y optimización del

sostenimiento con cimbras. Facultad de Ingeniería Geológica Minera y

Metalúrgica, Universidad Nacional de Ingeniería. Lima: s. n., pág. 123,

tesis de pregrado.

- Lopez Feliz. G. (2009). Estudio Sostenimiento con pernos tipo fore pilling

en la mina. Facultad de Ingeniería Geológica Minera y Metalúrgica,

Universidad Nacional de Ingeniería. Lima: s. n., pág. 109, tesis de

pregrado.

- Guzman Zuñiga. C. (2008). Estudio Sostenimiento con Shotcrete vía

húmeda en la mina. Facultad de Ingeniería, Universidad Ricardo Palma.

Lima: s. n., pág. 128, tesis de pregrado.

- Decreto Supremo 025-2016-EM. (2016). Reglamento de Seguridad y

Salud Ocupacional en Minería.

180

- Sociedad internacional de mecánica de rocas. (2015). Sociedad

internacional de mecánica de rocas . [En línea]. www.isrm.net.

- Instituto de Ingenieros de Minas del Perú. (2005). Instituto de

Ingenieros de Minas del Perú. [En línea]. www.iimp.org.pe.

- Sandoval Zea, O. (2012). Mineria sostenible en CMHSA. Ingeniería de

Minas, Congreso Nacional de Mineria: s. n., pp. 10, diapositivas.

- Tapia Aguirre, J. (2015). Minado profundo problemas y soluciones mina

Yauliyacu. Ingeniería de Minas, Perumin 32 convencion minera : s. n., pp.

2, diapositivas.

- Carpio Portales, M. (2016). Gerencia de Geología Azulcocha.

- Plan Operacional Azulcocha. (2015). Gerencia General de Geología y

mina de Azulcocha.

- Hernandez magallanes, L. (2016). Gerencia de Planeamiento e

ingenieria Azulcocha.

- Cairo Hurtado, J. (2013). Sostenimiento de minas. Huancayo:

Universidad Nacional del Centro del Perú , págs. 20-52.

181

- Ampuero Peñaranda, J. y otros (2015). Propuesta de aplicación del

método de relleno con mortero de relave para mejorar la confiabilidad del

sostenimiento. Facultad de Ingenieria, Universidad Peruana de Ciencias

Aplicadas. Lima-Perú s. n., pág. 19, tesis de maestría.

182

5.3 Anexos

MATRIZ DE CONSISTENCIA

PROBLEMA OBJETIVOS HIPÓTESIS VARIABLES

PROBLEMA GENERAL

¿Cuál es el resultado del análisis comparativo entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

Específicos:

¿Cuál es el tiempo de instalación entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de

OBJETIVO GENERAL

Determinar los resultados del análisis comparativo entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

Específicos:

Determinar el tiempo de instalación entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

HIPÓTESIS GENERAL

Influyen los resultados del análisis comparativo entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A. Hipótesis especificas

La evaluación del tiempo de instalación entre los pernos cementados e hydrabolt determinará la elección del sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina

Variable independiente:

Pernos hydrabolt y cementado

Variable dependiente:

Sostenimiento de labores de 3*3 de sección

183

sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

¿Cuál es la resistencia entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

¿Cuál es el costo de los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.?

Determinar la resistencia entre los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

Determinar el costo comparativo de los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.


La resistencia del perno cementado es mayor que la resistencia del hydrabolt en el sostenimiento para labores pertenecientes de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

Influye el costo comparativo de los pernos cementados e hydrabolt en el sostenimiento para labores de 3*3 m de sección en la mina Azulcocha de la compañía Azulcocha Mining S.A.

184

OPERACIONALIZACIÓN DE LAS VARIABLES

Variable Definición conceptual Definición operacional

Dimensiones Indicadores

VI:

Sostenimiento pernos

hydrabolt y cementado

Es la implementación de un sistema de sostenimiento moderno con las exigencias actuales de seguridad y tecnología en relación al costo global de su aplicación y obtención de rentabilidad.

Seguridad

Seguridad

Severidad

Frecuencia

VD: Influencia

del sostenimiento de labores de

3*3 m

Contar con un sostenimiento que nos brinde esfuerzos de 3.8 TM/pie esto en relación al grado de aplicación de la técnica adecuada de instalación.

Gastos operativos.

Operaciones unitarias.

Costos directos

Costos indirectos.

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