ing deminas

1. UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
INFORME DE PRÁCTICAS PRE – PROFESIONALES
INGENIERIA DE MINAS
COMPAÑÍA : VOLCAN CIA. MINERA
UNIDAD MINERA : U.E.A. YAULI
MINA : ANDAYCHAGUA
AREA : PRODUCTIVIDAD OPERACIONES MINA
PERIODO DE PRÁCTICAS : JUNIO - SETIEMBRE
ASESOR : ING. CESAR TABRAJ GONZALO
PRACTICANTE : PAREDES LÒPEZ MANUEL ALFONSO
PRESENTACION : 5 DE SETIEMBRE DEL 2008
YAULI - 2008

2. AGRADECIMIENTO
A VOLCAN CIA. MINERA, por haberme brindado la oportunidad de realizar mis prácticas
pre profesionales.
A los ingenieros del staff VOLCAN, técnicos y obreros en general que fueron unos
maestros más, en mi formación técnica practica.
Al técnico minero William Elvis rivera, mi compañero; así como a mi jefe de trabajo, el
Ing. Cesar Tabraj Gonzalo, que más que compañero y jefe fueron grandes amigos.
Además de un agradecimiento especial a mis padres; al Ing. Sandro Paredes Zavaleta y
al Ing. Carlos Román Basurto, que hicieron posible el desarrollo de mis prácticas pre
profesionales en esta compañía. A ellos un eterno “gracias”.

3. RESUMEN
El presente informe refleja todo el trabajo realizado en campo, y es la recopilación de los
informes diarios que contienen los datos de campo de cada una de las tareas
programadas en el plan de prácticas de VOLCAN CIA. MINERA.
Primer capitulo; contiene las generalidades de la compañía, donde se expone el
sistema de trabajo, políticas de la empresa, geografía, clima y vegetación.
En el segundo; capitulo hacemos un breve tratado sobre la geología del lugar, donde se
trata la geología estructural, regional y local, así como su petrología, el sistema de veta
Andaychagua y su mineralogía.
Tercer capitulo; se hace una descripción del método de explotación usado en mina
Andaychagua.
Cuarto capitulo; contiene el total de los informes producidos para cada actividad y
separados por empresa especializada.
Quinto capitulo; contiene las conclusiones producto de la práctica pre profesional.
Sexto capitulo; contiene las recomendaciones producto de la práctica pre profesional.
Séptimo capitulo; se expone un trabajo particular, realizado por el practicante en el área
de perforación y voladura, este trabajo consiste en la realización de una malla de
perforación utilizando el modelo matemático de holmberg.
Octavo capitulo; anexos
Noveno capitulo; hace referencia a la bibliografía usada para la elaboración de dicho
informe.
En el presente informe se logra poner en practica, toda la parte teórica que el practicante
trae de sus centro de estudios, se pudo contrastar los conceptos e ideas desarrolladas en
el aula con lo que el trabajo de campo nos muestra.
Eso es todo en cuanto se pudo desarrollar en tan corto tiempo.

4. ÍNDICE
AGRADECIMIENTO
RESUMEN
ÍNDICE
CAPITULO I : GENERALIDADES
1. DESCRIPCIÓN DE VOLCAN CIA. MINERA
2. POLÍTICAS DE LA EMPRESA
3. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA
4. GEOGRAFÍA
5. CLIMA:
6. VEGETACIÓN
CAPITULO II : GEOLOGÍA
1. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL:
2. GEOLOGÍA REGIONAL:
3. GEOLOGÍA LOCAL:
4. PETROLOGÍA:
5. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:
CAPITULO III : MINERÍA
CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACIÓN VERTICAL
CAPITULO IV : OPERACIONES MINA
1. PERFORACIÓN Y VOLADURA HORIZONTAL:
2. PERFORACIÓN Y VOLADURA VERTICAL
3. ACARREO Y/O LIMPIEZA CON SCOOPTRAM:
4. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
5. SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET
6. RELLENO DE TAJOS
7. TRANSPORTE CON VOLQUETES
CAPITULO V : CONCLUSIONES
CAPITULO VI : RECOMENDACIONES
CAPITULO VII : MALLA DE PERFORACIÓN HORIZONTAL UTILIZANDO EL
ALGORITMO DE HOLMBERG
CAPITULO VIII : ANEXOS
CAPITULO IX : BIBLIOGRAFÍA

5. INTRODUCCION
Este informe refleja todas las experiencias adquiridas en el desarrollo de la práctica. Uno
de los principales objetivos de todo alumno de ingeniería de minas cuando egresa de la
universidad, es conocer y ver de cerca todas las actividades en operaciones mina,
objetivo que en gran parte puede cumplir en mina Andaychagua y trabajando
paralelamente con las empresas especializadas, ya que son ellas las que hacen posible el
desarrollo y crecimiento de la mina.
En el presente informe se ha tratado de exponer todos lo resultados y promedios
obtenidos a partir de los datos de campo.

6. CAPITULO I
GENERALIDADES
7. DESCRIPCION DE VOLCAN CIA. MINERA:
VOLCAN CIA MINERA S.A.A. inicia sus operaciones al adquirir la empresa minera Mahr
Túnel S.A. propiedad de Centromin Perú S.A. en el año 1997; en los siguientes años, una
serie de adquisiciones y fusiones hacen de volcán CIA minera S.A.A. el primer productor
de zinc a nivel nacional y el tercero a nivel mundial.
Actividad básica
La actividad básica lo constituye la explotación y el tratamiento de minerales poli
metálicos para la obtención de concentrados de cobre, plomo y zinc con contenidos de
plata.
La ubicación de las operaciones de volcán CIA minera S.A.A. se encuentran enclavadas
en la cordillera central de los andes y se desarrolla como una corporación minera en la
producción de zinc, con procesos productivos competitivos. Se cuenta con tres U.E.A
(unidades económicas administrativas) de operación con un área total de 98700
hectáreas. Estas tres unidades son las siguientes:
U.E.A cerro de Pasco:
Mina subterránea : Paragsha
Tajo abierto : Raúl Rojas
Concentradoras : Paragsha y San Expedito
Planta de extracción por solventes
U.E.A Yauli:
Minas subterráneas : Carahuacra, San Cristóbal, Andaychagua y Ticlio.
Concentradoras : Victoria, Andaychagua y Marh Túnel
U.E.A Chungar:
Minas subterráneas: Animon
Concentradora Animon

7. 8. POLÍTICAS DE LA EMPRESA:

8. 9. UNIDAD DE PRODUCCIÓN ANDAYCHAGUA:
La unidad de producción de andaychagua, inicia sus actividades en 1987 como
consecuencia de la necesidad de explotar la veta andaychagua y adyacentes, así como
optimizar las instalaciones productivas y el uso de los recursos geológicos.
La unidad de producción Andaychagua está constituida por la mina central y la
concentradora Andychagua.
UBICACIÓN Y VÍAS DE ACCESO
El distrito de andaychagua, está ubicado en la zona central del Perú, a 181 km. en línea
recta hacia él SE de lima, sobre el flanco este de la cordillera occidental de los andes
centrales y a una altitud media de 4550 m.s.n.m. esta determina por las coordenadas
geográficas: 76°05’ longitud oeste, 11°43’ latitud sur.
La mina andaychagua está localizada políticamente en el anexo San José de
Andaychagua, distrito de Huayhuay provincia de Yauli, departamento de Junín.
Esta unidad se ubica a 45.2 km desde la carretera central, con una altitud de 4477 metros
sobre el nivel del mar y con fuerte relieve topográfico, formando quebradas con escasos
recursos de vegetación.
Existen dos vías de acceso para legar a Andychagua:
Parte de la oroya y sigue su recorrido por la carretera central hasta el cruce lima – Cut off;
luego sigue por la carretera afirmada que pasa por Pashashaca, Marh túnel, Carahuacra,
San Cristóbal llegando hasta andaychagua.
Por la carretera central, viajando de Huancayo a la oroya o viceversa. En el trayecto hay
una bifurcación hacia huari, donde podemos encontrar una carretera afirmada que pasa
por colpa, Huayhuay, llegando a andaychagua.
10. GEOGRAFÍA:
Las altitudes varían de 4500 msnm (mina San Cristobal, Carahuacra, andaychagua) hasta
5200 msnm. (Nevado chumpe). Según la división altimétrica de J.P.Vidal (1948) estos
lugares corresponden la región puna (4100 a 4800 msnm) y janca (4800msnm a mas).
Se caracterizan por su gran altitud y relieve irregular encontraste con los valles en U a los
que se le asigna un origen glacial. Entre ellos se tiene el valle glacial Carahuacra,
andaychagua, chumpe y el valle de Yauli.
11. CLIMA:
En esta zona el clima es frio y seco ya que se encuentra dentro de la región geográfica
denominada puna.

9. La estación lluviosa es entre los mese de noviembre a marzo con precipitaciones solidas
como nevadas y granizadas, las temperaturas varían entre 15 °C y 0°C, entre el día y la
noche.
La estación seca se da entre abril y octubre, es la etapa del año que soporta las menores
temperaturas, llegando hasta bajo 0°c, durante las primeras horas del día.
12. VEGETACIÓN:
Por estar ubicado, este lugar por encima de 4000 m de altitud y por, las inclemencias del
clima, la vegetación que se desarrolla en abundancia es el Ichu que alcanzan hasta un
metro de altura.
CAPITULO II
GEOLOGIA
6. GEOLOGIA ESTRUCTURAL:
La estructura regional dominante es el Domo de Yauli. Está ubicado en el segmento
central de la cordillera occidental de los andes peruanos; aparece como una estructura
Domal tectónica que comprende, por el norte, desde el paso de Atincona en la zona de
Ticlio; pasando por el distrito minero de Morococha, el distritito minero Carahuacra - San
Cristóbal - andaychagua, por el sur se extiende hasta la quebrada de Suitucancha y las
proximidades de la laguna Cuancocha la longitud de acuerdo al rumbo del eje del domo
es de 35 a 60 km aproximadamente y el ancho es de 10 a 15 km y su orientación
mantiene la dirección andina NNW-SSE. Su flanco E buza entre 30 y 40 ° mientras su
flanco W buza entre 60 y 80 °, en el núcleo del domo se superponen las tectónicas
Hercinicas y andinas que afectan a las rocas desde el Excélsior hasta el Casapalca.
En el sector W las formaciones del jurasico y cretácico se encuentran afectadas por
grandes y alagados pliegues muy apretados, fallas inversas y largos sobre –
escurrimientos productos de los esfuerzos compresivos, con desplazamientos
hectometricos.
Por os esfuerzos compresivos también se producen fracturamientos anti andinos
tensiónales bien desarrollados a los que está relacionada la mineralización polimetálica.
Está conformada por varios anticlinales y sinclinales, de los cuales los anticlinales más
importantes son el de chumpe y el de Yauli (ultimátum) este sistema estructural NNW-
SSE de pliegues, fallas, fracturas y sobre escurrimientos constituyen el flanco oeste del
domo de Yauli.

10. Es un sistema regional mucho más amplio que excede los límites del el mismo abarca las
hojas de Matucana y la Oroya entre las que se emplaza parcialmente el domo de Yauli.
Estas estructuras son producto de la fase compresiva de la orogenia andina.
Dos periodos principales de tectónica son reconocidos en la región; el primero del pérmico
inferior, denominado tectónica Tardihercinica, que dio lugar a un intenso plegamiento de
las filitas Excélsior, el segundo periodo es denominado tectónica andina, que plegó
principalmente en la rocas mesozoicas, comenzó a fines del cretácico y continuo durante
el principio y mediados del terciario, reconociéndose tres etapas de plegamiento en la
cordillera de los andes; el “Peruano” afines dl cretácico, y antes de la disposición de las
capas rojas; el “incaico” a principios del terciario, fue el más intenso y a él siguió un
periodo de actividad ígnea; y finalmente el “quechua” a mediados del terciario.
Al seguir actuando las fuerzas de compresión dieron lugar a la formación de fracturas de
cizalla de rumbó E-W.
7. GEOLOGIA REGIONAL:
El distrito minero de andaychagua está localizado en la parte sur –este de una amplia
estructura regional de naturaleza domatica que abarca casi íntegramente los distritos de
Morococha, San Crisobal y andaychagua. Esta estructura inicialmente fue denominada
“complejo Domal de Yauli” (J.V. Harrison. 1943) y en el presente trabajo se le denomina
“domo de Yauli”.
El domo de Yauli está constituido por varias unidades litológicas cuyas edades van desde
el paleozoico inferior hasta el cretáceo inferior, arregladas en una serie de anticlinales y
sinclinales de ejes aproximadamente paralelos, el depósito minero de andaychagua se
localiza en el llamado “anticlinal de chumpe “cuyo eje se alinea en dirección N45°W,
mostrando doble unidad hacia el NW y hacia él SE.
Intrusivo de composición acida, intermedia y básica, han cortado o son paralelos a la
secuencia estratigráfica del anticlinal chumpe.
8. GEOLOGIA LOCAL:
La secuencia estratigráfica del distrito de andaychagua muestra rocas sedimentarias y
volcánicas, cuya edades varias desde el devónico hasta el cuaternario. Estas rocas han
sido intensamente plegadas, constituyendo diversas estructuras entre las cuales se
distinguen el anticlinal de chumpe, cuyo eje se orienta en forma paralela a la estructura
general de los andes. La mineralización se presenta en vetas rellenando fracturas, las
cuales atraviesan casi enteramente las filitas, volcánicos y calizas. Mantos y cuerpos
mineralizados se emplazan principalmente en las calizas de la formación pucara.

11. 9. PETROLOGIA:
En esta zona se puede encontrar los siguientes tipos de roca:
• Formaciones sedimentarias:
o Calizas blancas fosilíferas
o Lutitas rojas
o Areniscas
o Calizas blancas y amarillas
o Brechas calcáreas de chert
o Calizas laminadas con yeso
o Calizas arenosas
o Brechas y areniscas de erosión.
o Filitas.
o Mármoles fosilíferos
o Cuarcitas
• Formaciones ígneas:
o Basalto
o Diorita + gravo
o Capas tufáceas.
o Volcánicos/volcánicos clásticos morados
o Intrusito intermedio (tipo Carahuacra Andaychagua E)
o Intrusito acido (Tipo Chumpe)
o Volcánicos/volcánicos clásticos básicos
10. SISTEMA DE VETAS ANDAYCHAGUA:
El sistema de vetas andaychagua se encuentra al sur oeste del intrusivo de chumpe y en
el flanco E dl anticlinal del mismo nombre. Está conformado por las vetas: principal
andaychagua, ramal norte, Puca Urco, Prosperidad I, Prosperidad II, Esther, Marty, Rosie,
Clara, Martha y Milagros. Todas están emplazadas en los volcánicos catalina y solo las
más persistentes como la veta principal y Prosperidad II se extienden hasta las filitas en el
extremo sur oeste. La veta de mayor importancia es la denominada Andaychagua,
actualmente en explotación.
La Veta Andaychagua es la segunda estructura en orden de extensión conocida en el
área.
La longitud de la fractura es casi 5 km de los cuales cerca de 3 km han sido
mineralizados. La estructura tiene un rumbo promedio de N30°E y su buzamiento de 72°-
90° NW, a veces con buzamiento al SE.
Cuando la estructura llega al contacto con las filitas se bifurca en varios ramales que
todavía no han sido bien reconocidos.

12. El movimiento principal a lo largo de la fractura ha sido horizontal a su sentido dextral
teniendo un desplazamiento total de 200 metros. Este movimiento horizontal
probablemente tuvo un componente vertical de pequeña magnitud en sentido inverso. Un
movimiento rotacional mediante el cual la caja techo se ha movido en sentido de la agujas
del reloj comparado con la caja piso, se reduce por el desplazamiento del contacto entre
los volcánicos y filitas. La potencia de la veta andaychagua varia de 1.8 a 7.5 m en sus
extremos, llegando hasta 18 m en su unión con la veta prosperidad.
CAPITULO III
MINERIA
TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$
25,400 1.62 0.04 0.12 2.81 44 1.41 39.08
TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag OzAg U.S.$
321,800 1.21 0.68 0.05 2.67 118 3.78 52.77
TMS A.V. %Cu %Pb %Zn g/t Ag oz/t Ag U.S.$
269,200 0.80 0.25 0.07 3.65 138 4.45 67.41
TOTAL RESERVAS PROBADO PROBABLE
TOTAL RECURSOS MEDIDO INDICADO
RECURSOS INFERIDO

13. CORTE Y RELLENO DESCENDENTE CON PERFORACION VERTICAL
DESCRIPCION:
En este método de explotación, el minado se realiza de arriba hacia abajo en los
diferentes horizontes o pisos de mineral, aplicando posterior mente el relleno hidráulico
cementado.
El sistema consiste en la extracción del mineral por medio de frentes pilotos (galerías en
mineral) de 5 m de altura por el ancho de la mineralización por 115 m de longitud de tajeo
(un ala). A continuación de hace una perforación vertical hacia debajo de 8 metros a todo
el largo del tajeo (banqueo vertical), y se realiza la voladura. Posteriormente se extrae el
mineral en una altura de 3 m quedando un espacio libre entre la losa y el piso de mineral
de 8 m. por último se hace el relleno sementado en dos etapas hasta alcanzar rellenar 7
m de altura; se espera el tiempo de fragua de 7 días y se procede a extraer los 5 m de
mineral que quedan rotos debajo de la loza rellenada por el slot que es la cara libre del
banco y se reinicia el ciclo de trabajo.
Esta probado que las eficiencias aumentan con este método a pesar de los cosos
elevados. Esto es superado con la velocidad de minado.
RELLENO CEMENTADO:
BP-900E
Tj. 300 Tj. 400 Tj. 500 Tj. 600 Tj. 1100 Tj. 1200 Tj. 1300
BP-800E
BP-900E NV-900
R-BORER660
CH-580
BP-900E
NIVEL 1000
CH-1047
CH-542
CH-470
CH-995
CH-782
CH.782
CH-750
CH-728
CH-721
Rampa3
Rampa 10
Rampa 300

14. Concluido el corte en un tajeo se prepara para relleno. Esta preparación consiste en
construir varias represas o paños de relleno de unos 12 metros de longitud
aproximadamente. Con esta primera represa se rellena la losa de 3 m de altura con una
mezcla de cemento en una proporción ya estandarizada para obtener resistencias de 140
– 160 kg/cm2. Apenas fragua este relleno, se prepara una segunda represa, sobre este
nuevo piso, que en este caso alcanza los 4 m del tajeo, con una mezcla menos rica, y
luego se espera 7 días para reiniciar el siguiente ciclo de producción.
La construcción de las represas escalonadas permiten ciertas ventajas, como: controlar
que el relleno alcance la parte más alta abierta del tajeo, recuperar tuberías de relleno,
etc.
Las barreras se construyen empleando: redondos de madera de 8 pulg de diámetro por
12 pies, tabla, poli yute o tela arpillera, etc. (mas adelante se trata el método de
encofrado).
APLICACIÓN DEL MÉTODO:
Se aplica en cuerpos mineralizados o vetas, cuando el sistema de limpieza y relleno son
mecanizados.
Se puede trabajar en cuerpos irregulares.
Se trabaja en las zonas de material mineral poco consistente. En el caso de la mina
Andaychagua el RMR de la veta es de 25 – 30, mientras que las rocas encajonantes
tienen un RMR superior a 50.
Generalmente se aplica en extracción de reservas considerables.
Es un método apropiado para la aplicación de relleno hidráulico cementado.
Presenta mejor seguridad y condiciones para el personal.
PASOS: 1)
2)
3)
4)
5)
6)
7)
8)
9)
10)

15. 11)
CAPITULO IV
OPERACIONES MINA
4. PERFORACION Y VOLADURA HORIZONTAL:
AREA : MINA
ACTIVIDAD : PERFORACION Y VOLADURA
EE : JRC
CNSAC
RESUMEN EJECUTIVO:
PERFORACION EN FRENTES
JRC
KPI UNID RESULTADOS
LONGITUD DE BARRA
pies 14
m 4.27
LONGITUD PROM X TAL
pies 10.36
m 3.16
EFICIENCIA DE PERFORACION % 74
AVANCE PROMEDIO m 2.82
VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42
EFICIENCIA DE DISPARO % 89.53
HORAS HOMBRE METRO hhm 1.55
HORAS JUMBO METRO hJm 0.5

16. CNSAC
VOLADURA EN FRENTES
JRC
KPI UNID RESULTADOS
LONGITUD DE BARRA
pies 12
m 3.66
LONGITUD PROM X TAL
pies 9.07
m 2.76
EFICIENCIA DE PERFORACION % 75.6
AVANCE PROMEDIO m 2.60
VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 4.42
EFICIENCIA DE DISPARO % 94.21
HORAS HOMBRE METRO hhm 2.01
HORAS JUMBO METRO hJm 0.46

17. CNSAC
INTRODUCCION
El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación y
voladura en la mina PUCA URCO y mina ANDAYCHAGUA.
El trabajo se basa en tomar datos de la actividad de perforación y voladura en las labores
donde esté trabajando la E.E JRC y CNSAC.
Entre los principales parámetros tomados in-situ son: el nivel, labor, equipo, Tiempo de
perforación, emboquillado y demoras, horometros de tiempo, longitud real de perforación,
spam, Área y avance post voladura. Para los datos post voladura se hace imprescindible
la acción de una contra guardia, que en el tiempo que duro la supervisión fue cubierta por
el Técnico Minero Elvis Rivera.
Todos datos son gracias a la E.E. JRC que nos dejo participar en sus labores de
explotación y desarrollo en el nivel 300 Mina PUCA URCO.
MARCO TEORICO:
KPI UNID MINERAL DESMONTE
F. CARGA kg/m 17.67 22.25
F. CARGA (KG/M3) kg/m3 0.8 1.05
F. CARGA (KG/TN) kg/tn 0.35 0.55
KPI UNID MINERAL DESMONTE
F. CARGA kg/m 22.85 27.77
F. CARGA (KG/M3) kg/m3 1.02 1.37
F. CARGA (KG/TN) kg/tn 0.44 0.44

18.  PERFORACION:
La perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es
el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinado a alojar al explosivo y sus accesorios
iniciadores.
Se basa en los principios mecánicos de percusión y rotación, cuyos efectos de golpe y
fricción producen el astillamiento y trituración de la roca en el área equivalente al diámetro
de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud del barreno utilizado.
La eficiencia de perforación consiste en lograr la máxima penetración al menor costo.
La perforación se efectúa por los siguientes medios:
Percusión: Con efecto de golpe y corte como el de un cincel y martillo. Ej.: el
proporcionado por los martillos neumáticos pequeños y rompe pavimentos.
Percusión – rotación: Con efecto de golpe, corte y giro, como el producido por las
perforadoras neumáticas comunes.
Rotación: Con efecto de corte por fricción y presión (pull down), sin golpe, como el
producido por las perforadoras rotatorias para open pit.
Abrasión: Con efecto de corte por fricción y rayado con material muy duro (desgaste de
la roca, sin golpe), como el producido por las perforadoras diamantinas para exploración.
 VOLADURA:
En voladura se aprovecha la disponibilidad instantánea de alta energía de los explosivos
como una herramienta para producir la rotura de rocas en forma eficaz y económica.
Esta operación comprende a dos efectos fundamentales: la fragmentación y el
desplazamiento.
El primero se refiere al tamaño promedio de los fragmentos obtenidos, su distribución y
porcentaje por tamaños, mientras que el segundo se refiere al movimiento de la masa de
la roca triturada.
Una buena fragmentación es importante para facilitar la remoción y transporte del material
volado.
Poco movimiento puede dificultar este trabajo como en el caso de los disparos
“plantados”, mientras que por otro lado, un desplazamiento excesivo hacia delante
producirá dispersión y mezcla de materiales, (dilución de leyes si se trata de minerales).
 EXPLOSIVOS:
Son compuestos o mezclas de sustancias capaces de transformarse por medio de
reacciones químicas de oxido – reducción, en productos gaseosos y condesados. El
volumen inicial ocupado por el explosivo se convierte en una masa mayor mente gaseosa
que llega a alcanzar altas temperaturas, y en consecuencia muy altas presiones.
Estos fenómenos son aprovechados para realizar trabajos mecánicos aplicados en el
rompimiento de materiales pétreos, lo que constituye la técnica de “voladura de rocas”.

19.  CARACTERISTICAS PRÁCTICAS DE LOS EXPLOSIVOS:
Son las propiedades físicas que identifican a cada exp0losivo y que se emplean para
seleccionar el más adecuado para una voladura determinada, entre ellas mencionamo0s
a las siguientes:
Potencia relativa: Es la mediada del “contenido de energía” del explosivo y del trabajo
que puede efectuar. Se mide con la prueba de trauzl.
Brisance o poder rompedor: Es el efecto “demoledor o triturador” que aplica el explosivo
sobre la roca para iniciar su rompimiento. Se determina mediante la prueba de guess.
Densidad: la densidad de la mayoría de los explosivos varía entre 0.8 a 1.6 en relación
con la unidad (agua a 4 ºC y 1 atm), y al igual que con la velocidad cuanto más denso se
proporcionara mayor efecto de brisance
Velocidad de detonación: es la medida de la velocidad con la que viaja la onda de
detonación a lo largo de la masa o columna de explosivos, sea al aire libre o dentro de un
taladro.
Aptitud a la transmisión o simpatía: Al ser detonado un cartucho este puede inducir la
detonación de otro vecino por “simpatía”.
Sensitividad: A nivel internacional son diferentes interpretaciones sobre sensibilidad y
sensitividad, aquí les presentamos como se emplea usualmente en nuestro país. Los
explosivos deben ser suficientemente sensitivos para ser detonados por un iniciador
adecuado.
Estabilidad: Los explosivos deben ser estables y no descomponerse en condiciones
ambientales normales.
Sensibilidad: existen dos clases:
 Sensibilidad al calor: Los explosivos al ser calentados gradualmente legan a una
temperatura en que se descomponen repentinamente con desprendimiento de
llamas y sonido que se denomina “punto e ignición”.
 Sensibilidad al golpe: Muchos explosivos pueden detonar fácilmente por efecto de
golpe, impacto fricción, por seguridad es importante conocer su grado de
sensibilidad a estos estímulos, especialmente durante su transporte y manipuleo.
Categoría de humos: la detonación de todo explosivo comercial produce vapor de agua,
nitrógeno, bióxido de carbono y, eventualmente sólidos y líquidos.
Resistencia al agua: es la habilidad para resistir una prolongada exposición al agua sin
perder sus características.
 EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN MINA ANDAYCHAGUA:

20. EXPLOSIVO SEMEXA 80 % SEMEXA 65 % SEMEXA 65 % GELATINA 75 %
DIAMETRO (pulg) 1 1
/8 1 1
/2
7
/8 1 1
/8
LONGITUD (pulg) 8 12 7 8
KG X CART (kg) 0.142 0.37 0.081 0.174
KG X CAJA (kg) 25 25 25 25
BOLSAS X CAJA 4 4 4 4
UNID X BOLSA 41 17 77 36
UNID X CAJA 164 68 308 144
DATOS TECNICOS
Más usados
en frente con
agua y como
cebos
Más usados
en banqueo.
Son cartuchos
pequeños
utilizados en
taladros
cuadradores y
corona.
Se utiliza en
zonas de alta
humedad.
DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA
EMPRESA ESPECIALIZADA JRC
JRC Ingeniería y Construcción es reconocida por ejecutar labores mineras como
prospección y explotación, además de la ejecución de Obras Civiles, Eléctricas,
Mecánicas y servicios en general para la gran minería. JRC se crea el 29 de mayo del
2000, en las Unidades de Cerro de Pasco y Yauli, el 2001 en Iscaycruz hasta la fecha, en
junio del 2006 en Brocal y en Octubre del 2007 en Islay en toda la operación, Obras
civiles en Chungar y en San Rafael con MINSUR. Nace como una alternativa ideal para la
minería y construcción teniendo como política fundamental el adecuamiento a las
necesidades o requerimientos de nuestros clientes, basados en la flexibilidad,
comunicación y calidad de trabajo. Contamos con una organización sólida, eficiente,
formal con equipos propios en cada uno de las unidades y tenemos una población laboral
aproximada de 1000 colaboradores.
VISION
Ser la empresa número uno en servicios mineros y de obras civiles para la mediana y
gran minería en el Perú.
MISION
Lograr la completa satisfacción de nuestros clientes cumpliendo los estándares
internacionales de calidad, ser fuente de empleo en las zonas donde laboremos,
respetando su seguridad integral, así como el cuidado del medio ambiente.

21. POLÍTICAS DE TRABAJO
La política de JRC, señala que las prácticas administrativas basadas en la seguridad,
salud ocupacional y el medio ambiente redundan en beneficio de sus empleados,
accionistas y las comunidades en las que opera. JRC como una empresa especializada,
está a la vanguardia en la implementación de mejoras operacionales que ofrecen una
mejor administración de la seguridad, salud ocupacional y medio ambiente.
EMPRESA ESPECIALIZADA CNSAC
CN MINERIA Y CONSTRUCCION SAC es una empresa con más de 12 años de
experiencia, especializada en las actividades de planeamiento, ejecución y control de
proyectos de minería a cielo abierto y subterráneo, transporte de minerales, concentrados
y metales.
Pagina Web: www.cnsac.com.pe
Dirección: Jr. Mariscal Nieto Nº 117 Urb. El Pino Industrial San Luis
Teléfono: 511- 3260943 - 6128989 Fax 511 6128989 (208)
DESCRIPCIÓN DEL TRABAJO
Personal:
o Operador
o Ayudante
• Inspección de la labor (ventilación, desate, tiros fallados, limpieza de frente, etc.)
• Revisión del equipo y accesorios
• Traslado al frente de trabajo
• Pintado de malla de perforación, gradiente y centro de labor.
• Ubicación y posicionamiento del jumbo.
• Instalación de aire y agua.
• Iluminación del frente
• Limpiado de la parte inferior del frente para arrastres.
• Instalación de la broca según diámetro de perforación del taladro.
• Perforación del frente
• Desinstalación de aire y agua
RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 1)
MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 2)
MALLA DE PERFORACION (anexo 3)
EQUIPO: JUMBO AXERA DO 5

22. USO
El Axera 5-126 es un jumbo electro - hidráulico para el desarrollo en mina y hace túneles
hasta de 38 m2
. El jumbo tiene un grado óptimo de cobertura formada por, rotación 360° y
automático, paralelismo para la perforación rápida y fácil de la cara. El jumbo se puede
también utilizar para corte piramidal y la perforación de taladros para pernos. El gran
chasis está diseñado para una buena visibilidad y equilibrio, y su sistema móvil de cuatro
ruedas de gran alcance asegura maniobrar rápido y seguro en lugares estrechos. El
sistema de la perforación del alto rendimiento permite alto funcionamiento de la
perforación con buena economía y alta rentabilidad de la maquina. El ambiente del
operador y sistemas automáticos permiten que el operador se concentre en seguridad,
rapidez y exactitud de la perforación.
ESPECIFICACIONES PRINCIPALES
SISTEMA MOVIL 1 x TC 5
PERFORADORA 1 x HLX5
ALIMENTACION 1 x TF 500
BRAZO 1 x B 26 F
SISTEMA DE CONTROL 1 x THC 560
PAQUETE DE ENERGIA 1 x HP 560 (55 Kw)
DISPOSITIVOS DE LUBRICACION 1 x KVL 10-1
COMPRESOR 1 x CT 10
BOMBA DE AGUA 1 x WBP 1
INTERRUPTOR PRINCIPAL 1 x MSE 05
CARRETE DE CABLES 1 x TCR 1
LONGITUD 10 855 mm
ANCHURA 1 750 mm
ALTURA 2 100 / 3 100mm
PESO 12 000 kg
VELOCIDAD
• Horizontal 12 Km./h
• 14% = 1:7 = 8° 5 Km./h
GRADIENTE máx. 35 %
NIVEL DE RUIDO < 98 dB(A)

23. DIMENSIONES GENERALES
• PERFORADORA: HLX5 ROCK DRILL
o PESO 210 kg
o LONGITUD 955 mm
o ALTURA DE PERFIL 87 mm
o ENERGIA 20 kW
o MAXIMA PRESION DE TRABAJO
 Percusión 225 bar
 Rotación175 bar
o ESFUERZO DE TORCION MAXIMO (80 ccm motor) 400 Nm
o ACEROS RECOMENDADOS T38- H35-R32
T38-H35-alpha 330
T38-R39-R35
o ADAPATADOR Shank 7304-7585-01 (T38)
o PRESION DE AGUA 10 - 20 bar
• TIPO DE CILINDRO DE ALIMENTACION: TF 500 FEED
FUERZA DE ALIMENTACION 25 kN

24. • B 26 F BOOM
Tipo: perforación paralela
Peso: 1 900 kg
Rotación: 360°
Extensión: 1 200 mm
• SISTEMA ELECTRICO: HP 560 POWER PACK
Motor eléctrico 1 x 55 Kw (75 hp)
Motor: trifásico
Tipos de bomba:
 Percusión, feed & boom Axial pistón,
1 x 130 l/min. Variable displacement
 Rotación 1 x 60 l/min. gear pump
Filtración - Pressure 1 x 20 micrón
 Return 1 x 10 micrón
Hydraulic tank volumen 180 liters
• TC 5 CARRIER
Motor: Diesel Deutz BF4L 2011, 55 kW (74hp)
Trasmisión hidrostática: Automática
Frenos: Service Hydrostatic transmission+positive braking
Emergency & parking Hydraulic oil immersed
Multiple disc brakes on both axles
Safety canopy Hydraulic: FOPS-ROPS
Tanque lleno: 80 litros
Tanque hidráulico 55 litros
CIRCUITO AIRE
Compresora: C.T. 10, screw type

25.  Capacidad: 1000 l/min. ad 7 bar
 Motor eléctrico: 7.5 kW (10 hp)
 Lubricación: Shank 1 x KVL 10-1
 Consume de aire 250-350 l/min.
 Consume de aceite 180-250 g/h
DIEMNSIONES DE CARROCERIA
CIRCUITO DE AGUA
Tipo de bomba: 1 x WBP 1
Capacidad: 30 l/min. ad 11 bar
Motor eléctrico: 4 kW (5.5 hp)
Enfriamiento: 30 kW
SISTEMA ELECTRICO
Total de energía 70 kW
Interruptor principal 1 x MSE 05
Estándar de voltaje 380...690 V / 50 o
60 Hz
Fluctuación de voltaje Max ±10 %
ÁREA DE COBERTURA

26. ACEROS DE PERFORACION:
BARRA HEXAGONAL 14 PIES
BARRA R32 – 14 PIES VIDA UTIL 10000 PIES
BROCA CONICA – R32CON INCERTOS BALISTICOS 2 pulgadas
Vida útil: 2000 pies
BROCA RIMADORA CON INCERTOS BALISTICOS 4 pulgadas

27. OBSERVACIONES Y RECOMENDACIONES
OBSERVACIONES:
1. No utilizan taco inerte, algunos autores recomiendan que el taco inerte debe ser el
0.5 de su burden o 10 veces el diámetro del taladro, o debe estar entre 12 a 15 cm.
La no utilización genera fuga de gases producidos por los explosivos, y por ende
aumenta el número de explosivos a utilizar y con esto el costo de voladura.
Desventajas:
• Perdida de presión interna en el taladro para que los gases
hagan el trabajo de trituración y desplazamiento.
• Perdida de gases que fugan por la boca del taladro.
• Aumento de kg de explosivo por frente.
• Sobre rotura por exceso de explosivo.
• Mayor debilitamiento d la labor.
• Elevación de costos en explosivo, mano de obra para cargar un
número mayor de explosivos y disminución del rendimiento
hombre /guardia por demora en cargar frentes con mayor
cantidad de explosivos.
• Mayor sostenimiento por labores sobre debilitadas.
2. No realizan voladura controlada.
Desventajas:
• Superficies de rocas menos lisas e inestables.
• Mayor sobre excavación, lo que aumenta el acarreo.
• Mayor agrietamiento de la roca.
• Mayor vibración.
• Mayor costo que la voladura convencional.
• Mayor demora por el incremento de trabajo.
3. No controlan paralelismo de taladros:
Desventajas:
• Poco avance después del disparó
• Mala fragmentación
• Elevación de costos por voladura secundaria en Muchos casos.
• Labor con esfuerzos debilitados.

28. 4. No se pinta malla de perforación: en muchos casos no se pinta malla y en otros
se hace un pintado parcial de la malla.
Desventajas:
• Mala distribución de los taladros.
• Mala fragmentación.
• Poco avance.
• Sobre rotura de la labor.
• Gasto para voladura secundaria en corrección de la dirección y
sección de la labor.
5. Corrección de dirección de barra en plena perforación:
Desventajas:
• rompen barra
• desviación del taladro.
6. Falta de servicios: el más común es la falta de agua:
Desventajas:
• retrasa el trabajo.
• Baja el rendimiento de la maquina y operador.
• Eleva los costos de perforación por metro lineal.
• Disminuye la productividad.
7. Estabilidad interna de los taladros: en muchos frentes se trabajo con una baja
eficiencia de perforación, la longitud perforada era muy inferior a la longitud de la
barra de perforación.
Esto, según los operadores, se debía a que si perfora con una eficiencia de 90 a 95
% los taladros pasado un tiempo muy corto se cierran, por la fragilidad interna del
terreno.
Desventajas:
• Baja eficiencia de perforación.
• Bajo rendimiento de maquinaria y accesorios.
• Elevación del costo de perforación.
• Poco avance.

29. RECOMENDACIONES
1. Utilización de taco de arcilla.
Ventajas:
• Disminución de la pérdida de gases.
• Disminución de la cantidad de explosivo.
• Disminución del debilitamiento de la labor
• Reducción del factor de carga.
• Disminución en cosos de sostenimiento para labores con sobre
rotura.
Se debe hacer el estudio de la cantidad de explosivo que escapa para poder calcular la
cantidad exacta de explosivo desperdiciado.
Exsa como otros autores de mallas de perforación recomiendan el uso de taco inerte, por
las pruebas que han realizado.
Exsa como empresa productora de explosivos nos brinda una serie de datos técnicos del
explosivo, uno de ellos es la cantidad de litros de gases por kilogramo de explosivo.
Si Exsa nos proporcionara el porcentaje de gases que escapa al no haber taco inerte,
podríamos calcular los kilos de explosivo que no ejercen trabajo.
Y después se haría un estudio del costo del taco inerte puesto en frente versus el costo
de los kilos de explosivos que se pierde por no tener taco inerte.
2. Voladura controlada.
Ventajas:
• Mayor estabilidad de la roca.
• Menor vibración.
• Menor agrietamiento de la roca.
• Menores costos por sostenimiento.
• Mayor seguridad para el trabajo.
3. Paralelismo: uso de guiadores
Ventajas:
• Mejor fragmentación.
• Maximiza el avance después d la voladura.
• Buen apilamiento del material roto.
• Mayor eficiencia del disparo.
4. Pintado de malla:
Ventajas:
• Llevado correcto de la dirección, sección y gradiente de la
labor.

30. • Mejor distribución de taladros.
• Se le da velocidad al trabajo de perforación, debido a que no
se pierde tanto tempo en emboquillado.
5. Uso de tubos de pvc:
Ventajas:
• Mayor estabilidad interna del taladro.
• Mejor distribución de la carga explosiva.
• Rapidez a la hora del carguío.
• Mayor eficiencia de perforan.
• Mayor avance en los frentes.
5. PERFORACION Y VOLADURA VERTICAL
AREA : MINA
ACTIVIDADES : PERFORACION TIPO BANQUEO
EE : RESEMIN
INTRODUCCIÓN
El presente informe describe los trabajos realizados en la actividad de perforación de
bancos en mineral - mina ANDAYCHAGUA.
RESUMEN EJECUTIVO
PERFORACION TIPO BANQUEO
KPI UNID RESULTADO
DIMETRO DE TAL Pulg. 2.5
BURDEN DISEÑO m 1.5
ESPACIAMIENTO DISEÑO m 1.7
VELOCIDAD DE PERFORACION Pies/min. 6.38
HH hh 20.39
DISPONIBILIDAD MECANICA % 88.19
DISPONIBILIDAD OPERATIVA % 46.4

31. DATOS DE LA EMPRESA ESPECIALIZADA:
RESEMIN
RESEMIN S.A. Empezó sus operaciones en 1988, como una empresa con un enfoque
singular, proporcionar a sus clientes servicios especializados y soluciones para su
crecimiento, en la industria de la minería.
Además de proveer a nuestros clientes de Repuestos y Componentes, equipos y
maquinarias de primera línea como nuestro Raptor con tecnología de punta, contamos
con un equipo de Servicio y Mantenimiento de nuestras representadas, que promueven la
asistencia a nuestros clientes, tanto en la instalación de su maquinaria y el uso correcto
de los insumos, como en un permanente soporte post-venta.
Somos su socio ideal para llevar adelante en conjunto, sus proyectos garantizados con
nuestros equipos e insumos. Competitividad, tecnología y alta calidad de estándares
internacionales.
EQUIPO:
RAPTOR DH
JUMBO LONG HOLE
“RAPTOR”
 De 15 Kw de
Potencia de
Impacto.
VIGA LONG HOLE:
 Modelo LH-1305
utiliza barras MF
de 5 o 4 pies de longitud
 Incluye Mordaza Hidráulica
PANEL DE MANDOS:
 MR-12 Cable Eléctrico
control remoto
POWER PACK:
 55 Kw, con bomba Rexroth
A10V071
BRAZO:

32.  Viga con corredera lateral.
TABLERO:
 Estrella triángulo, 440 volts, 60 Hz
BOMBA DE AGUA:
 Grundfos CR4-60.
VIGA CON DOBLE ANCLAJE
APLICACION:
 Sublevel Stoping
 Sublevel Caving
 Perforación de chimeneas
CAPACIDAD DE PERFORACION
 Full 360°
 Taladros paralelos, 1.70 m de corredera
 Perforación : hasta 40 m, de 2 a 3.5” ø
VENTAJAS
• Optimo anclaje de la columna de
perforación debido a 2 gatos hidráulicos,
uno para el techo y otro para el piso
• Velocidad de perforación doble a triple del
equivalente neumático
• Ahorro de 50% en el consumo de energía
• Ambiente de trabajo más limpio
• Excelente control de la perforación debido
al panel de Cable Control Remoto
OPCIONAL: DTH
Con martillo Down The Hole hasta 5” ø

34. OBSERVACIONES:

35. 1. No utilizan eclímetro.
Desventajas:
 Bajo paralelismo de taladros.
 Bajo rendimiento de la voladura.
 Producción de bancos con grandes dimensiones.
 Gastos en voladura secundaria por existencia de bancos.
 Desestabilización de las cajas por voladura deficiente.
 Dilución producida por desviación de los taladros.
2. No hay homogeneidad en la altura de taladros.
Desventajas:
 El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarriara sobre
gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.
RECOMENDACIONES:
1. Utilizan de Eclímetro.
Ventajas:
 Mejor paralelismo de taladros.
 Alto rendimiento de la voladura.
 Mejor granulometría del material volado.
 No hay necesidad de voladura secundaria.
 Menor debilitamiento de las cajas por la voladura.
 Menor dilución producida por la voladura.
2. Mejor control en la altura del taladro.
Ventajas:
 El nuevo piso tendrá partes sobresalientes lo que acarreará sobre
gastos en rebaje de piso y/o raspado con scooptram.
RESUMEN DE DATOS TOMADOS EN CAMPO (anexo 4)
MODELO DE INFORME DIARIO (anexo 5)

36. DATOS TOMADOS EN CAMPO (VIA HUMEDA) (ANEXO 8)
INFORME DIARIO SHOTCRTE VIA HUMEDA (ANEXO 9)
DATOS TOMADOS EN CAMPO (VIA SECA) (ANEXO 10)
INFORME DIARIO SHOTCRTE VIA SECA (ANEXO 11)
6. SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET
AREA : MINA
ACTIVIDAD : SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET - BOLTEC
EE : SEMIGLO
INTRODUCCION
El presente informe describe el trabajo realizado con la empresa especializada
Semiglo en los diferentes niveles de la mina Andaychagua.
La actividad que s realizo fue la instalación de Split set para el sostenimiento de
labores utilizando la maquina BOLTEC, se tomo tiempos de perforación e
instalación de Split seta si como datos de la labor.
RESUMEN EJECUTIVO
KPI UNIDADES RESULTADOS
DIAMETRO DE TALADRO mm 35
LONGITUD DE BARRA pies 8
LONG DE SPLIT SET pies 7
DIAMETRO DE SPLIT mm 40
LONG DE PERF pies 7
SPLIT POR HORA unid 20
T. PROM POR SPLIT min. 2.9
DISP MEC BOLTEC % 85.4
UTILIZACION % 33.18
MARCO TEÓRICO
SPLIT SET:
Los Split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de la longitud,
uno de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado
para mantener al platina. Al ser introducido el perno a presión
dentro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión

37. radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro y
la superficie externa del tubo ranurado constituye el anclaje, el cual
se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante a
perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.
El diámetro de los tubos ranurados varía de entre 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 Split, dependiendo
principalmente del diámetro de la perforación efectuada, la longitud
de la zona del anclaje y el tipo de roca.
Consideraciones importantes para su utilización:
• Los Split set son utilizados mayormente para reforzamiento
temporal, usualmente conformado 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 maquina
jackleg o un boltec, en la presente práctica se utilizo un boltec.
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 set de 39 mm es de 35 a 38 mm,
con diámetros mas grandes se corre el riesgo de un anclaje
deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil
introducirlos. Son susceptibles a la corrosión en presencia de
agua, a menos que sean galvanizados. En mayores
longitudes de Split set son relativamente costosos.
DESCRIPCION DEL TRABAJO
Personal: (2)
o Operador
o Ayudante

38. • Inspección de la labor (ventilación, desate, tiros fallados, limpieza de frente,
etc.)
• Revisión del equipo y accesorios
• Ubicación y posicionamiento del Boltec.
• Instalación de aire y agua.
• Cargado total del brazo porta Split set (10 unid)
• Iluminación del frente.
• Instalación de la broca según diámetro de perforación del taladro (máx. 38
mm).
• Perforación de taladros.
• Cambio de barra de perforación por Split set.
• Colocación a presión de Split set por roto percusión.
• Desinstalación de aire y agua.
EQUIPO:
ESPECIFICACIONES TECNICAS DEL EQUIPO:
Atlas Copco
Boltec 235H
Equipo altamente mecanizado para pernos de 1.5 a 2.4 m de longitud. Eficaz
para alturas de 8 metros (máx. 9.7 m).
Especificaciones técnicas:
Dimensiones en mm
Características:

39. HBU, sistema de tres posiciones para perforar, empernar y sellar, trabaja con
un juego de 10 pernos.
DCS, es el sistema del mando hidráulico directo para taladrar y sellar.
COP 1432, martillo de perforación, es el más corto en su clase, alta velocidad y
economiza aceros de perforación.
Los componentes principales:
La unidad de sellado HBU
Martillo del taladro 1 x COP 1432
Retumbe 1 x PERO 35HB
El sistema taladrando DCS 12-55
El sistema de sellado DCS B
La carrocería DC 15C
La unidad de sellado
Tipo HBU
Longitud 3422 total - 4404 mm
Longitud acero del taladro 2400 - 3090 mm
La capacidad 10 pernos.
Martillo COP 1432
El adaptador de la zanca R32, R38 o T38
La altura encima del centro del taladro 88 mm
El poder de impacto 14kW
La proporción de impacto 60 Hz
La velocidad de la rotación 0-300 rpm
El máximo de torque de rotación 650 Nm
Consumo del barrido 0.8 l/s
Peso 170 kg
El nivel de ruido <106 dB(A)
El sistema hidráulico
Las bombas hidráulicas:
• 1 unidad que consiste en uno inconstante la bomba para la
percusión y posicionando y uno constante la bomba de flujo
para la rotación.
La bomba de la rotación los 40 cm³ Comerciales
• La presión del sistema 150-230 barra

40. • El tanque de aceite hidráulico, máximo de volumen 160 l,
min 1320 l
• El indicador de palanca de aceite bajo (incl.shut abajo
cuando impulsa el suministro se conecta).
• Engrase el termómetro en el tanque de aceite
El sistema aéreo
• El atlas Copco LE55 o LE 75 compresor
• Los receptores aéreos 50 o 150 l
Sistema de barrio
• Riegue la bomba del propulsor CR 4-80 (50 Hz) o CR 4-60 (60 Hz)
• La capacidad, máximo 50 l/min.
Carrocería DC 15C
• El 5-cilindro de Deutz F5L 912W, el prechamber del 4-golpe, el diesel
artefacto 55kW (75 hp) a 2500 rpm.
• Articulado dirigiendo con + / - 41 grado que dirige el ángulo Cuatro
paseo de la rueda
• Poder hidrostático que dirige el sistema.
• La transmisión hidrodinámica Clark T12000
• Hurth 176/153 eje del estampido-fin
• Hurth 176/102 eje del artefacto-fin con + / - 8 grado la oscilación.
• Llantas: 12.00 R 20 Michelin X Mina D2
• Hidráulico alza 2 (extensible) al frente y 2 a trasero
• Los frenos de servicio: Dos circuitos separados, hidráulicamente, los
frenos del disco mojados aplicados, totalmente adjuntados
• La emergencia y estacionando los frenos: SAHR (Primavera Aplicó
Hidráulico Soltó)
• El sistema 24V eléctrico
• Alternador 35A, 28V,
• Las baterías 2 x 12V, 70Ah,
• Tramming aceleran: en la tierra del piso. 14 km/hr (a la resistencia 0,05
rodante) en cuesta 1:8. 4.5 km/hr
Sistema eléctrico
• El total instaló el poder 63 kW
• El motor principal 1 x 55 kW
• El motor de bomba de agua 1 x 1,5 kW
• El motor del compresor 1 x 7,5 kW

41. • El voltaje (según la especificación del cliente) 380-1000 V
• La frecuencia (según la especificación del cliente) 50-60 Hz
• El método empezando - el star/delta (380 - 690 V) directo (1000V)
• Protección de la carga excesiva termal para los motores eléctricos
• Los volt/amperage digitales miden en el tablero eléctrico
• El transformador 1.5 kVA
• Las luces activas, halógeno 3 x 500 W 220V CA o
El radio de
giro:
LAS DIMENSIONES Y PESOS
• La anchura 2155 mm
• La altura, transporte 2270 mm
• La longitud 6550 mm
• El peso grueso (el equipo básico) 16000 kg
• El eje carga por lado 10000 kg

42. OBSERVACIONES
1. No pintan malla de perforación indicada por el departamento de
geomecánica.
Desventajas:
• Mala distribución de los Split set.
• Puede haber sobre costo en el sostenimiento.
• Mala distribución de esfuerzos de la malla de
sostenimiento.
• Bajo rendimiento de la malla de sostenimiento y del
Split individualmente.
2. No se verifica la distancia entre Split sets.
Desventajas:
• Bajo rendimiento de la malla de sostenimiento.
• Puede existir poca densidad de Split set en una
determinada área a sostener.
• Puede existir poca alta densidad de Split set en una
determinada área a sostener.
3. No se tiene en cuenta la dirección de las fallas, ni el ángulo en el que debe
penetrar el Split set.

43. Desventajas:
• Bajo rendimiento de la malla de perforación.
• Bajo rendimiento del Split set individualmente.
• Un Split colocado paralelamente a la falla, es un
Split innecesario.
• Gasto en sostenimiento de bajo rendimiento.
• Alto riesgo de caída de roca, despredimeinto de
bancos o cuñas y rajado de shotcrete por presión
de roca.
4. Los Split set son colocados en sobre la capa de shotcrete lo que dificulta la
visualización de la dirección de los estratos y fallas del material rocoso.
Desventajas:
• No se reconocen la falla, para elegir el ángulo de
penetración del Split set.
• Mal amarre de roca con el Split set.
• Bajo rendimiento del Split set individualmente.
• Bajo rendimiento de malla de sostenimiento.
RECOMENDACIONES
1. Se debe pintar la malla de sostenimiento.
Ventajas:
 Mejor distribución de Split set.
 Gasto necesario para sostener dicha estructura.
 Mejor rendimiento de la malla de sostenimiento.
 Mejor rendimiento del Split por unidad.
 Mejor distribución de esfuerzos en la roca.
2. Se debe verificar las distancias entre Split set.
Ventajas:
 Mejor control de malla de sostenimiento
3. Se debe tener un buen control en el ángulo de penetración del Split set.
Ventajas:
 Mejor amarre de las estructuras del macizó rocoso.
 Mejor rendimiento de la malla de sostenimiento.
 Mejor rendimiento del Split set.
 Buena distribución de los esfuerzos de roca.
 Mejor seguridad del personal que opera en dicha
labor.

44. 4. Antes de pasar la capa de shotcrete se debe identificar la dirección de las
fallas o discontinuidades.
Ventajas:
 Mejor diseño de la malla de sostenimiento.
 Ubicación del ángulo de máximo trabajo del Split set.
 Mejor sostenimiento de la labor.
DATOS TOMADOS EN CAMPO (AMEXO 12)
INFORME DIARIO (ANEXO 13)
CAPITULO VIII
ANEXOS
ANEXO 1 : RESUMEN DE DATOS DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA HORIZONTAL
ANEXO 2 : MODELO DE INFORME DIARIO DE PERORACION
Y VOLADURA HORIZONTAL
ANEXO 3 : MALLA DE PERFORACIÓN HORIZONTAL
ANEXO 4 : RESUMEN DE DATOS DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA VERTICAL
ANEXO 5 : MODELO DE INFORME DIARIO DE PERORACIÓN
Y VOLADURA VERTICAL
ANEXO 6 : RESUMEN DE DATOS DE ACARREO Y/O
LIMPIEZA
ANEXO 7 : MODELO DE INFORME DIARIO DE ACARREO Y/O
LIMPIEZA

45. ANEXO 8 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON
SHOTCRETE VÍA HÚMEDA
ANEXO 9 : MODELO DE INFORME DIARIO DE
SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA
HÚMEDA
ANEXO 10 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON
SHOTCRETE VÍA SECA
ANEXO 11 : MODELO DE INFORME DIARIO DE
SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE VÍA SECA
ANEXO 12 : RESUMEN DE DATOS DE SOSTENIMIENTO CON
SPLIT SET
ANEXO 13 : MODELO DE INFORME DIARIO DE
SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET
ANEXO 14 : RESUMEN DE DATOS DE TRANSPORTE CON
VOLQUETES
ANEXO 15 : INFORME DIARIO DE TRANSPORTE CON
VOLQUETES
CAPITULO IX
BIBLIOGRAFÍA
EXCAVACIÓN Y SOSTENIMIENTO DE TÚNELES DE ROCA
Nerio H. Robles Espinoza
MANUAL PRACTICO DE VOLADURA
Exsa
CURSO DE MODELIZACIÓN MATEMÁTICA DE LA VOLADURA DE ROCAS
Dr. Carlos agreda T.
DISEÑO DE VOLADURAS
Dr. Calvin J Konya
EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA: MÉTODOS Y CASOS
Oscar llanque Maquera, Vidal Navarro Torres, Jorge Durant Broden, Yuri Coila
Choque, & Rubén Calderón.
LINKS:
www.google.com.pe

46. www.volvo.com.pe
www.resemin.com.pe
www.incimet.com.pe
www.cnsac.com.pe