T010_44621425_T

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Facultad de Ingeniería de Minas 
 
 
Diseño de mallas de perforación y voladura para 
optimizar avances y sobre rotura Nv. 1225 - 
Mina Andaychagua - VCM S.A.A. 
 
 
 
Romani Carhuamaca, Ronal 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Huancayo 
2018 
 
 
__________________________________________________________________ 
Romani, R. (2018). Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar avances y sobre rotura Nv. 1225 
- Mina Andaychagua - VCM S.A.A. (Tesis para optar el Título Profesional de Ingeniero de Minas). Universidad 
Nacional del Centro del Perú – Facultad de Ingeniería de Minas – Huancayo – Perú. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Esta obra está bajo una licencia 
https://creativecommons.org/licenses/by/4.0/ 
Repositorio Institucional - UNCP 
Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar avances y sobre 
rotura Nv. 1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A. 
https://creativecommons.org/licenses/by/4.0/
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ 
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS 
 
 
 
 
 
TESIS 
 
 
 
PRESENTADA POR: 
 
Bach. RONAL ROMANI CARHUAMACA 
 
 
PARA OPTAR TÍTULO PROFESIONAL DE: 
INGENIERO DE MINAS 
 
 
HUANCAYO – PERÚ 
 
2018 
 
“DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y 
VOLADURA PARA OPTIMIZAR AVANCES Y SOBRE 
ROTURA Nv. 1225 - MINA ANDAYCHAGUA - VCM 
S.A.A” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ASESOR: 
Dr. VÍCTOR ALEJANDRO AMES LARA 
i 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
DEDICATORIA 
Con todo respeto y cariño a mis queridos 
padres. Por su ayuda, comprensión e incentivo 
para ser un gran profesional en la Ingeniería de 
Minas. 
 
ii 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
AGRADECIMIENTO 
Mi agradecimiento a los señores Catedráticos de la Facultad de Ingeniería de 
Minas de la U.N.C.P. por haberme brindado su afecto y enseñanza para poder 
competir en la industria minera nacional y quien sabe en la minería internacional. 
 
Me siento muy agradecido a los Ingenieros de la Mina Andaychagua por 
haberme encaminado y apoyado en la ejecución del presente trabajo de 
investigación y llegar a su término de manera satisfactoria. 
 
 
iii 
 
RESUMEN 
En el trabajo de investigación que me servirá para poder obtener el Título de 
Ingeniero de Minas, se investiga el diseño de las mallas de perforación y voladura 
para optimizar avances y sobre rotura en el Nv. 1225 de la Mina Andaychagua 
de Volcan Compañía Minera S.A.A. La justificación del trabajo se basa en que 
se ha tenido dificultades en los avances (90%) y exceso de sobre rotura (+5%) 
en las labores subterráneas de la mina por lo que se planteó la interrogante de 
¿Cómo influye el diseño de las mallas de perforación y voladura para optimizar 
los avances y la sobre rotura en el Nv. 1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A. 
- 2018? Esto no obligó a tener como objetivo en determinar cómo influye el 
diseño de las mallas de perforación y voladura para optimizar los avances y la 
sobre rotura en el Nv. 1225 de la Mina Andaychagua. Por lo tanto, se planteó 
como respuesta que el diseño de las mallas de perforación y voladura influye 
significativamente en la optimización de los avances y la sobre rotura en el Nv. 
1225 de la Mina Andaychagua. Para el desarrollo del trabajo d investigación se 
usó el método científico, el nivel fue la investigación aplicada, y el tipo de 
investigación fue el descriptivo. Como población se eligió a las labores del Nv. 
1225 y como muestra al Bp. 1225E, de sección 4.5m x 4.5m y al ACC 261, de 
sección4.0 m x 4.0 m. Realizado los disparos de prueba se han obtenido buenos 
resultados: Se obtuvo un avance promedio de 3.02 m por disparo, 95% de 3.20m 
de longitud del taladro, a excepción de un disparo que se obtuvo un avance de 
2.20 m porque se llegó al contacto con una falla geológica y también cortamos 
veta. En sobre rotura de los frentes disparados se obtuvo un promedio de 4.86%. 
Palabras clave: Diseño de mallas, avances, sobre rotura. 
 
iv 
 
ABSTRACT 
 
In the research work that I will be able to obtain the title of engineer of mines, 
investigates the design of screens of drilling and blasting to optimize progress 
and break in the Nv. 1225 of the mine Andaychagua of Volcan Compañia Minera 
S.A.A. The justification of the work is based on has been difficulties in progress 
(90%) and envelope excess breakage (+ 5%) in the underground workings of the 
mine by that raised the question of would influence the meshes of drilling and 
blasting design for optimizes? advances in r and the above break in Nv. 1225 - 
mine Andaychagua - VCM S.A.A. - 2018? This forced not to aim to determine 
how influences the meshes of drilling and blasting design to optimize the 
advances and the above break into the mine Andaychagua Nv. 1225. It therefore 
arose as response screens of drilling and blasting design significantly influence 
the optimization of the advances and the envelope break into the mine 
Andaychagua Nv. 1225. The scientific method was used for the development of 
the research work, the level was applied research, and research was the 
descriptive. As population chose to Nv. 1225 labours and as a sign to the Bp 
1225E, of section 4.5 m x 4.5 m and the ACC 261, seccion4.0 m x 4.0 m. Made 
test shots have been obtained good results: obtained an average advance of 3.02 
m per shot 95% 3.20 m length of drill, with the exception of a shot that was 
obtained an advance of 2.20 m because it was contact with a geological fault and 
also cut grain. In over break of fronts obtained an average of 4.86%. 
Key words: mesh design, progress, over break. 
 
 
v 
 
INDICE 
PÁGINA 
DEDICATORIA i 
AGRADECIMIENTO ii 
RESUMEN iii 
ABASTRACT iv 
INDICE v 
INDICE DE FIGURAS vii 
INDICE DE TABLAS viii 
INTRODUCCIÓN ix 
CAPÍTULO I 
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 
1.1 Identificación y determinación del Problema 1 
1.2 Formulación del Problema 2 
1.2.1. Problema general 2 
1.2.2. Problemas específicos 3 
1.3 Objetivos 3 
1.3.1. Objetivo general 3 
1.3.2. Objetivos específicos 3 
1.4 Justificación 4 
1.5 Alcances y Limitaciones 4 
 
CAPÍTULO II 
MARCO TEÓRICO 
2.1 Antecedentes de la investigación 6 
2.2 Bases teóricas 8 
2.2.1. Diseño de mallas de perforación y voladura 8 
2.2.1.1. Introducción 8 
2.2.1.2. Cortes o arranque 10 
2.2.1.2.1. Cortes en ángulo 10 
2.2.1.2.2. Cortes con taladros paralelos 11 
2.2.1.3. Determinación del número de taladros 15 
2.2.1.4. Distribución de taladros 16 
2.2.2. Fracturamiento de las rocas 18 
2.2.2.1. Por trituramiento y agrietamiento 18 
2.2.2.2. Por estallido 19 
2.2.2.3. Agrietamiento por expansión de los gases 21 
2.2.3. Voladura controlada 22 
2.2.3.1. Generalidades 22 
2.2.3.2. Técnicas de la voladura controlada 24 
2.2.3.2.1. Generalidades 24 
2.2.3.2.2. Voladura de Pre-Corte o Pre-Spliting 25 
2.2.3.2.3. Voladura de Recorte: 26 
2.2.4. Mina Andaychagua 26 
2.2.4.1. Historia 26 
2.2.4.2. Ubicación 26 
2.2.4.3. Clima y vegetación 27 
2.2.4.4. Geología 28 
2.2.4.4.1. Geología Regional 28 
2.2.4.4.2. Geología Local 28 
vi 
 
2.2.4.4.3. Geología Estructural 29 
2.2.4.4.4. Sistema de vetas Andaychagua 30 
2.2.4.5. Minería 32 
2.2.4.5.1. Método de Explotación Corte 
 y relleno descendente 32 
2.2.4.5.1.1. Aplicación del método 32 
2.2.4.5.1.2. Procedimiento 32 
2.2.4.5.1.3. Relleno cementado 34 
2.2.4.5.2. Perforación y voladura en labores 
 Horizontales 35 
2.3 Definición de términos 45 
2.4 Hipótesis 48 
2.4.1. Hipótesis general 48 
2.4.2. Hipótesis específicas 48 
2.5 Variables e indicadores 48 
2.6 Operacionalización de las variables 49 
 
CAPÍTULO
III 
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 
3.1 Método de Investigación 50 
3.2 Nivel de Investigación 50 
3.3 Tipo de Investigación 50 
3.4 Diseño de Investigación 51 
3.5 Población y Muestra 51 
3.6 Procedimiento de recolección de datos 53 
3.7 Técnicas de Procesamiento de datos 51 
 
CAPÍTULO IV 
RESULTADOS Y DISCUSIÓN 
4.1 Presentación de datos generales 52 
4.1.1. Clasificación geomecánica de la masa rocosa de Andaychagua 52 
4.1.2. Zonificación geomecánica de la masa rocosa de Andaychagua 54 
4.1.3. Explosivos 56 
4.2 Análisis e interpretación de datos 58 
4.3 Contraste de hipótesis 61 
4.4 Discusión de los resultados 69 
CONCLUSIONES 
RECOMENDACIONES 
REFERENCIA BIBLIOGRÁFICA 
ANEXOS 
 
 
 
 
vii 
 
 
 
 
INDICE DE FIGURAS 
PÁGINA 
Figura 1. Voladura en frente. 9 
Figura 2. Voladura en bancos o tajeos. 9 
Figura 3. Corte en ángulo. 11 
Figura 4. Corte con taladros paralelos. 14 
Figura 5. Distribución de taladros en un frente. 18 
Figura 6. Plano de ubicación de la Mina Andaychagua. 27 
Figura 7. Método de Corte Explotación Corte y Relleno. 33 
Figura 8. Axera 5-126 jumbo electro – hidráulico. 36 
Figura 9. Emulsión usada en Mina Andaychagua. 36 
Figura 10. Fases de la emulsión. 37 
Figura 11. Sensibilización de la emulsión. 38 
Figura 12. Trabajo en frentes con emulsión. 41 
Figura 13. Fotografía de una mezcla explosiva emulsión. 43 
Figura 14. Plano geomecánico del Nivel 1225. (Representa al Nivel 1250) 54 
Figura 15. Secciones transversales mostrando la zonificación geomecánica. 55 
Figura 16. Malla de perforación y voladura, sección 4.0m x 4.0 m. 60 
Figura 17 Malla de perforación y voladura, sección 4.5m x 4.5 m. 61 
Figura 18. Acta de asistencia a la capacitación sobre Famecorte E-20 63 
Figura 19. Marcado de gradiente y dirección de la labor. 64 
Figura 20. Pintado de malla de perforación. 64 
Figura 21. Carguío con Famecorte E-20. 65 
Figura 22. Evaluación de los resultados. 65 
Figura 23. Cañas y buen contorneo de la labor. 66 
Figura 24. Avances (metros/disparo) 67 
Figura 25. Factor de avance (Kilogramos/m) 67 
Figura 26. Sobre Rotura (%) 68 
 
 
viii 
 
INDICE DE TABLAS 
PÁGINA 
Tabla 1. Composición típica de emulsión 37 
Tabla 2. Composición de las emulsiones explosivas 44 
Tabla 3. Criterio para la clasificación de la masa rocosa 53 
Tabla 4. Dominios estructurales – Mina Andaychagua. 56 
Tabla 5. Características de las emulsiones. 57 
Tabla 6. Presentación del Emulnor 57 
Tabla 7. Parámetros de perforación y voladura, sección 4.0 m x 4.0 m. 59 
Tabla 8. Parámetros de perforación y voladura, sección 4.5 m x 4.5 m. 60 
Tabla 9. Ratios de voladura obtenidos. 66 
 
 
 
ix 
 
 
 
 
 
 
INTRODUCCIÓN 
El presente trabajo de investigación se refiere al diseño de las mallas de 
perforación y voladura con la finalidad de optimizar los avances y la sobre rotura 
en las labores subterráneas en la Mina Andaychagua de Volcan Compañía 
Minera S.A.A. Es decir, que el diseño de las mallas perforación son importantes 
para realizar voladuras que permitan avanzar lo más posible por cada disparo, 
así como evitar la caída excesiva de material de la corona y los hastiales de las 
labores provocando inestabilidad y requerimiento de sostenimiento, aumentando 
los costos de producción. 
Se entiende por diseño de la malla a la tarea de determinar el número de taladros 
requeridos por cada frente de acuerdo a la naturaleza o calidad de la masa 
rocosa -para lo cual se realizó la clasificación geomecánica de la masa rocosa y 
la zonificación geomecánica dividiendo a la mina en tres secciones- y luego 
distribuirlo adecuadamente como taladros cortes, ayudas, etc. teniendo una 
consideración especial en los taladros llamados hastiales y los taladros de la 
corona. Luego, es necesario distribuir adecuadamente la cantidad de explosivos 
por cada tipo de taladro, y nuevamente se tiene cuidado en los hastiales y la 
corona. Estos criterios se aplicaron en las labores Bp. 1225E de sección 4.5m x 
4.5m, el acceso ACC 261 de sección 4.0m x 4.0m, ambos ubicadas en el Nivel 
1225 de la Mina Andaychagua. En ambas labores se realizaron dos disparos y 
un disparo respectivamente, siendo una limitación los costos para la realización 
de pruebas y que los trabajos deben continuar de manera ininterrumpida de 
acuerdo a lo programado por la empresa. 
El trabajo de investigación consta de cuatro capítulos, a saber: Capítulo I, 
Planteamiento del Problema; Capítulo II, Marco Teórico; Capítulo III, 
Metodología del Estudio y Capítulo IV, Resultados y Discusión. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPÍTULO I 
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 
 
1.1 Identificación y determinación del Problema 
El avance tecnológico y las disposiciones legales hacen que las unidades 
mineras se preocupen en mejorar la producción; pero, sin afectar la seguridad 
de los trabajadores y de los equipos. 
 
En la ejecución de labores subterráneas con fines de desarrollo es importante 
el avance que se obtiene por cada disparo; además, es imprescindible tener 
labores que no presenten daño en la roca y la menor cantidad posible de 
sobre rotura. Esto tiene, como ya se dijo, una justificación técnica y otra con 
fines de seguridad. 
 
2 
 
En la Mina Andaychagua, Nv. 1225 de la Compañía Minera Volcan S.A.A. 
utiliza la minería mecanizada en su U.P. Andaychagua, se ha identificado que 
los avances por cada disparo con taladros de longitud de 3.20 metros son 
aproximadamente de 80%, es decir 2.60 metros. Esto se traduce en mayor 
costo por avance. De Igual manera al realizar el análisis de la sobre rotura 
por cada disparo se ha encontrado que es aproximadamente del 8% al 10% 
del volumen total. 
 
Esto ha sido motivo para que en la Mina Andaychagua se realice un trabajo 
de investigación para poder optimizar los avances por cada disparo, pero sin 
crear excesiva sobre rotura ya que afectara a la seguridad de los trabajadores 
y los equipos, así como demandará el incremento de sostenimiento. Por esa 
razón se realizará los análisis correspondientes de las mallas de perforación 
y voladura para modificarlas y elegir los más convenientes. 
 
 
1.2 Formulación del Problema 
1.2.1. Problema general 
¿Cómo influye el diseño de las mallas de perforación y voladura para 
optimizar los avances y la sobre rotura en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A. - 2018? 
 
3 
 
1.2.2. Problemas específicos 
a) ¿Cómo influye el diseño de las mallas de perforación y voladura 
para optimizar los avances en el Nv. 1225 - Mina Andaychagua - 
VCM S.A.A.? 
b) ¿De qué manera influye el diseño de las mallas de perforación y 
voladura para optimizar la sobre rotura en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A.? 
 
1.3 Objetivos 
1.3.1. Objetivo general 
Determinar cómo influye el diseño de las mallas de perforación y 
voladura para optimizar los avances y la sobre rotura en el Nv. 1225 
- Mina Andaychagua - VCM S.A.A. - 2018. 
 
1.3.2. Objetivos específicos 
a) Determinar cómo influye el diseño de las mallas de perforación y 
voladura para optimizar los avances en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A. 
b) Determinar de qué manera influye el diseño de las mallas de 
perforación y voladura para optimizar la sobre rotura en el Nv. 
1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A. 
 
4 
 
1.4 Justificación 
El presente trabajo de investigación se justifica en primer lugar desde el 
punto de vista científico y técnico porque la tecnología avanza y se puede 
corregir o enmendar operaciones inadecuadas con el uso de nuevos 
criterios como por ejemplo en el diseño de las mallas de perforación y 
voladura para que puedan mejorar los avances en desmonte y aumentar la 
producción en mineral. En segundo lugar, éstos mismos
con criterios 
adecuados pueden ser diseñados para evitar la sobre rotura que ocurre 
después de cada disparo tanto en el techo como en los hastiales y generar 
labores seguras en cumplimento a las normas de seguridad y la 
normatividad vigente. 
 
La importancia del proyecto de investigación es que se va realizar en el Nv. 
1225 de la Mina Andaychagua de Volcan Compañía Minera S.A.A. con la 
intención de generalizar los buenos resultados en los demás niveles, que 
tengan características similares. 
 
1.5 Alcances y Limitaciones 
La investigación se realizó en la Mina Andaychagua, en el nivel Nv. 1225, 
de Volcan Compañía Minera S.A.A. 
 
5 
 
Los resultados sirven como estándar para los demás niveles de la Mina 
Andaychagua y posteriormente a otras minas que se encuentran cercanas 
a la misma, siendo de alcance regional. 
 
El tiempo empleado para el presente trabajo de investigación fue de agosto 
a la fecha. 
 
6 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPÍTULO II 
MARCO TEÓRICO 
2.1 Antecedentes de la investigación 
Ames, L. (2008), en su Tesis para optar el grado de Maestro en la 
Universidad Nacional de Ingeniería: Diseño de las mallas de perforación y 
voladura utilizando la energía producida por las mezclas explosivas, resume 
que: “La tendencia a utilizar explosivos de gran energía hace que también 
sea una necesidad la aplicación de nuevas técnicas para el diseño de 
mallas de perforación y voladura, por lo que en este trabajo se da a conocer 
la utilización de la potencia relativa por volumen (RBS). Esta teoría tiene el 
sustento en que la energía de un explosivo comparado con la de otro 
explosivo es muy diferente, en el mismo volumen de un taladro, por lo que, 
al cambiar en una mina en operación, un explosivo en uso por otro de mayor 
energía se tiene que tener en cuenta la diferencia en el contenido de energía 
7 
 
de cada explosivo. Este criterio también implica que el uso del factor de 
energía debe ser una herramienta cotidiana en vez del uso del factor de 
carga o factor de potencia, el cual a la fecha es utilizada en todas las 
unidades mineras de nuestro país a pesar que el factor de energía tiene 
muchos años de vigencia en los países desarrollados porque permite 
cuantificar correctamente el rendimiento de la energía del explosivo. La 
potencia relativa por volumen (RBS) permite modificar rápidamente las 
dimensiones originales del burden y espaciamiento y de esta manera 
permite ahorrar tiempo y costo en los ensayos de prueba y error para la 
implementación de las nuevas dimensiones en las operaciones de 
perforación y voladura. En el presente trabajo se realiza un cambio de 
ANFO a Anfo pesado 50/50 y se determinó que se puede reducir los costos 
de perforación y voladura con un explosivo más energético, así como 
también se mejoró la fragmentación obtenida usando ANFO.”1 
 
Castro, J. Y Rodríguez, J., (2016), en su Tesis “Reducción de la Sobrerotura 
en el Crucero 3910 del Nivel 2360 de la Mina “Pec” de la Cía. Consorcio 
Minero Horizonte”, indican que: “En la mina Proyecto Especial Compartido 
del Consorcio Minero Horizonte se viene realizando labores de preparación 
y desarrollo, como son el caso de cruceros y/o bypass. Los costos unitarios 
 
1 Ames, V. (2008). “Diseño de las mallas de perforación y voladura utilizando la energía producida por 
las mezclas explosivas”. Tesis para optar grado de Maestro en Ingeniería de Minas. Lima, Perú: Universidad 
Nacional de Ingeniería. 
8 
 
de estas labores suelen incrementarse debido a la sobrerotura, la cual 
obliga a gastar tiempo extra en limpieza del frente de la labor, transporte en 
interior e exterior de la mina y mayor sostenimiento. La sobrerotura 
disminuyó en un 17.44% al usar la voladura controlada de precorte en la 
corona de la malla de perforación usando de explosivo cartuchos de 
exsablock de 7/8“x7”. Para ello se aplicó la técnica de tubos de PVC 
ensamblados para tener mejor control al desacoplar en cuarenta 
centímetros de los cartuchos de explosivo y espaciando los taladros a una 
menor distancia de cuarenta centímetros. Los resultados fueron 
provechosos, al reducirse la sobrerotura en 17.44%, generando un ahorro 
por disparo es de 115.57 dólares, que puede significar un ahorro de 40.16 
dólares americanos / metro de avance.”2 
 
2.2 Bases teóricas 
2.2.1. Diseño de mallas de perforación y voladura 
2.2.1.1. Introducción 
En minería subterránea tiene dos clases de voladura de 
rocas: 
1. Voladuras en una sola cara libre; es decir, en 
chimeneas, frentes, galerías o cruceros. 
 
 
2 Castro, J. Y Rodríguez, J., (2016). “Reducción de la Sobrerotura en el Crucero 3910 del Nivel 2360 de 
la Mina “Pec” de la Cía. Consorcio Minero Horizonte”. Trujillo, Perú: Universidad Nacional de Trujillo. 
9 
 
 
Figura 1. Voladura en una cara libre. 
 
2. Voladuras en bancos o tajos, en esta existen dos o más 
caras libres aparte de la cara libre en que se ejecuta la 
perforación. 
 
Figura 2. Voladura en bancos o tajos. 
 
En el presente trabajo de investigación se dará mayor 
énfasis a la voladura de la categoría 1. 
10 
 
2.2.1.2. Cortes o arranque 
El arranque es la parte más importante en la voladura de un 
frente. Su fin es proporcionar caras libres adicionales hacia 
donde irá la roca arrancada. Aunque hay muchos tipos 
específicos de cortes, y la terminología puede ser confusa, 
todos los cortes pueden ser clasificados en: cortes en 
ángulo y cortes con taladros paralelos. 
 
2.2.1.2.1. Cortes en ángulo 
Los cortes en ángulo pueden ser el corte en V, el 
corte pirámide, el corte en cuña de arrastre, etc., 
arranca una cuña de roca para crear una 
abertura al cual los taladros restantes pueden 
desplazar sus burdenes. Los cortes en ángulo 
son difíciles de perforar exactamente. Los 
extremos de cada par de taladros del corte 
deberían estar los más cercano posible. Si ellos 
se cruzan, la profundidad del disparo será menor 
que el diseñado. Si los extremos están apartados 
más de un pie o demasiado alejados, el disparo 
no podría alcanzar la profundidad apropiada. El 
ángulo entre los taladros del corte debería ser 
11 
 
60° o más, para minimizar embotellamientos. La 
selección del tipo específico de los cortes en 
ángulo es una función del tipo de roca, el tipo del 
equipo de perforación, la filosofía de la 
administración de la mina, y el perforista. En 
aberturas pequeñas es imposible posicionar 
apropiadamente a la perforadora para perforar 
un corte en ángulo. En este caso es un corte con 
taladros en paralelo debe ser usado. 
 
 
Figura 3. Corte en ángulo. 
 
2.2.1.2.2. Cortes con taladros paralelos 
Los cortes con taladros paralelos, los cuales 
también pueden ser llamados cortes Michigan, 
cortes Cornish, cortes quemados, cortes 
Coromant, etc., son básicamente una serie de 
12 
 
taladros espaciados muy cercanamente, algunos 
cargados y otros no cargados, los cuales cuando 
son iniciados pulverizan y expulsan un cilindro de 
roca para crear una abertura hacia los burdenes 
de los taladros restantes pueden ser arrancados. 
Debido a que ellos requieren altos factores de 
potencia y más perforación por volumen de roca 
volada, el uso de los cortes con taladros 
paralelos está restringido usualmente a 
aberturas angostas, donde no hay suficiente 
espacio para perforar un corte en ángulo. 
 
 
Los cortes en paralelo involucran más 
perforación que los cortes en ángulo debido a 
que los taladros espaciados muy cercanamente 
rompen pequeños volúmenes de roca. Sin 
embargo, ellos son muy fáciles para perforar 
porque los taladros son paralelos. Al igual que 
los cortes en ángulo, los cortes con taladros 
paralelos exactamente perforados son 
indispensables si la tanda de taladros debe 
romper la roca apropiadamente. Actualmente
las 
13 
 
perforadoras tipo jumbo tienen controles 
automáticos para asegurar que los taladros son 
perforados paralelamente. Unidades de este tipo 
son una buena inversión para minas que 
rutinariamente perforan cortes con taladros 
paralelos. 
 
La selección del tipo de corte con taladros 
paralelos depende de la roca, el tipo del equipo 
de perforación, la filosofía de la administración 
de la mina, y el perforista. 
 
Para todos los tipos de cortes es importante que 
el corte arranque a la profundidad planeada, 
porque los taladros restantes del disparo no 
arrancarán más profundamente que el corte. En 
la voladura con cortes quemados se debe tener 
cuidado para no sobrecargar los taladros 
quemados porque ésto puede causar que el 
corte se congele o no arranque apropiadamente. 
La carga apropiada del corte depende del diseño 
del corte y el tipo de roca a ser volada y 
frecuentemente debe ser determinado por 
14 
 
ensayo y error. El espaciamiento entre los 
taladros varía generalmente de 15 a 25 cm. 
 
También se puede realizar cortes quemados con 
uno o más taladros centrales más grandes que 
los otros del frente. La ventaja del taladro grande 
es que este proporciona un espacio más seguro 
hacia el cual los taladros subsiguientes pueden 
romper la roca. Esto asegura un arranque más 
seguro y más profundo del disparo. Las 
desventajas del taladro central grande son el 
requerimiento de una pieza adicional y mayor 
tiempo para la perforación. 
 
Figura 4. Corte con taladros paralelos. 
 
15 
 
2.2.1.3. Determinación del número de taladros 
Existen dos ecuaciones empíricas que nos permiten 
determinar la cantidad de taladros que se requiere en cada 
frente. 
 
El primer modelo matemático es el siguiente: 
 
NT AxH x 10 
Donde: 
NT = Número de taladros. 
A = Ancho de la labor, m. 
H = Altura de la labor, m. 
 
El segundo modelo matemático es aquel donde se 
considera la distancia de los taladros dependiendo de la 
dureza de la roca y además, considera un coeficiente de 
roca de acuerdo también a la dureza de la roca. 
 
NT P dt C S  ( / ) 
 
Donde: 
NT = Número de taladros 
16 
 
P = (S)1/2 x 4 
S = Sección, m2. 
dt = Distancia de taladros. 
0,5 para roca dura. 
0,6 para roca intermedia. 
0,7 para roca suave. 
C = Coeficiente de roca. 
2,0 para roca dura. 
1,5 para roca intermedia. 
1,0 para roca suave. 
 
2.2.1.4. Distribución de taladros 
Una vez que el corte de la apertura ha generado la cara 
libre necesaria, los taladros restantes deben ser distribuidos 
de manera que ellos rompan sucesivamente sus burdenes 
hacia el espacio vacío. Esto es importante para visualizar la 
progresión de la voladura de a medida que cada taladro, a 
su tiempo de iniciación, tenga una cara libre apropiada 
paralela o casi paralela al mismo. En la figura 5, se muestra 
la nomenclatura típica de los taladros en un frente. 
 
Los taladros encendidos inmediatamente después de los 
taladros del corte son llamados ayudas. Los burdenes de 
17 
 
estos taladros deben ser planificados cuidadosamente. Si 
los burdenes son muy pequeños las cargas no arrancarán 
su parte de la voladura. Si los burdenes son muy grandes 
podría congelarse debido a un espacio insuficiente en la 
cual la roca puede expandirse. Después que varias ayudas 
han sido iniciadas, la abertura es usualmente 
suficientemente grande para permitir el diseño de los 
taladros restantes de la voladura de acuerdo a algunos 
principios de la voladura de superficie. En voladuras de 
frentes grandes, las relaciones burden y espaciamiento son 
usualmente levemente menores que aquellos para 
voladuras en superficie. En frentes pequeños, donde el 
espacio es limitado, las relaciones de burden y 
espaciamiento serán aún más pequeñas. 
 
Los últimos taladros a ser iniciados en una voladura 
subterránea son los taladros del techo, los cuadradores en 
los lados, y los arrastres en la parte inferior del frente. A 
menos que una técnica de voladura controlada es usada el 
espaciamiento entre estos taladros del perímetro es de 20 
a 25 veces el diámetro del taladro. 
 
18 
 
 
Figura 5. Distribución de taladros en un frente. 
 
2.2.2. Fracturamiento de las rocas 
2.2.2.1. Por trituramiento y agrietamiento 
Se debe mencionar que una zona anular del material 
triturado o constantemente comprimido, es generalmente 
formada inmediatamente alrededor de las paredes de los 
taladros. Esto ocurrirá donde la máxima onda compresiva 
radial que se encuentra expandiéndose en forma cilíndrica, 
logra exceder la deformación de fracturamiento compresiva 
dinámica o el limite plástico aparente de la roca. 
Cuando las ondas de deformación, atraviesan una cavidad 
cilíndrica de la roca, que se encuentra ubicada alrededor de 
19 
 
los taladros, esta tendrá que soportar un desarrollo muy 
intenso de deformaciones compresivas tangenciales. 
Si estas deformaciones exceden la deformación tensional 
dinámica de la roca, una zona de fracturas radiales muy 
pronunciadas, será formada, la cual terminara rápidamente a 
una distancia radial donde la deformación tangencial de las 
ondas, serán atenuadas a un valor, el cual ya no es capaz de 
generar nuevos fracturamientos. 
 
2.2.2.2. Por estallido 
Cuando una onda de deformación compresiva choca contra 
una cara libre efectiva, se crea una onda tensional reflejada. 
Si esta onda tensional reflejada, es lo suficientemente fuerte 
progresivamente ocurrirá un estallido o desplazamiento, 
desde la cara libre efectiva hacia la parte posterior donde se 
encuentran los taladros. 
 
Si los esfuerzos producidos por la detonación de la mezcla 
explosiva comercial, sobrepasan la resistencia tensional 
dinámica de la roca, entonces el nivel de vibraciones 
producido por dicha detonación podría también provocar el 
fracturamiento de las rocas por estallido. 
20 
 
 
Matemáticamente se puede expresar mediante la siguiente 
relación: 
 
 
 
Donde: 
σ = Esfuerzo 
V = Velocidad pico de partícula VPP. 
E = Modulo de elasticidad de Young. 
LW = Velocidad de la Onda longitudinal o velocidad sísmica. 
ρr = Densidad de la roca. 
 
La influencia del tipo de relleno en los contactos y en los 
planos de discontinuidades, deben ser tomadas en cuenta, 
de tal manera que se puedan establecer los valores de 
deformación de la onda, la cual es trasmitida y reflejada, por 
lo tanto, matemáticamente se puede escribir la siguiente 
relación: 
 
 
 
 
rxVxLW
LW
E
 
zN
zN
SS
zN
S
S
ir
i
t





1
1
1
2
21 
 
 
Donde: 
St = Resistencia tensional de la onda trasmitida. 
Si = Resistencia tensional de la onda incidente. 
N′z = Relación de la impedancia de la roca y del relleno. 
Sr = Resistencia tensional de la onda reflejada 
 
 
Por otro lado, para calcular la velocidad pico de partícula se 
puede emplear la siguiente expresión matemática: 
 
 
 
 
Donde: 
Vc = Velocidad critica (PPV) 
Std = Resistencia tensional dinámica de la roca (Mpa) 
ρr = Densidad de la roca (g/cc). 
WLv = Velocidad de onda longitudinal (m/s). 
 
2.2.2.3. Agrietamiento por expansión de los gases 
Los gases producidos por la detonación de las mezclas 
explosivas comerciales, y que se encuentran a altas 
Vr
t
c
WLx
S
V


22 
 
presiones y temperaturas, actúan para aperturar aún más las 
fracturas pre-existentes y las que fueron creadas por la onda 
de deformación, las cuales pueden afectar decididamente el 
control del sobre-fracturamiento, lo cual significa que en 
rocas suaves y muy fracturadas las MEC usadas deben 
producir un pequeño volumen de gases, para no fracturar a 
dichas rocas en demasía. 
 
2.2.3. Voladura controlada 
2.2.3.1. Generalidades 
Con la finalidad de tener mayor producción se llega al error 
de obviar los posibles daños que puede generar a la masa 
rocosa después de la voladura y en el costo adicional
de los 
materiales de sostenimiento. Muchas veces es importante 
el uso de modelos que permitan controlar la voladura y 
evitar daños posteriores a la labor y a la roca que 
permanece. 
 
En galerías, cruceros, etc., muchas veces después de la 
voladura se tienen perfiles irregulares que siguen a las 
familias de las discontinuidades. Se dice que la afectación 
es hasta 2 m de profundidad, creando inestabilidad y 
desprendimientos, creando inseguridad en el trabajo. 
23 
 
 
Entonces, tomando como premisa los daños causados por 
un disparo primario de producción se incrementarán en la 
misma proporción que el peso de las mezclas explosivas 
usadas en dicho disparo, lo que conllevaría a decir que 
cualquier reducción en el consumo de las mezcla 
explosivas comerciales significaría una reducción en los 
daños producidos a la roca remanente y circundante al 
disparo primario. 
 
Desde que los daños se encuentran detrás de la última fila 
de los taladros del disparo primario de producción 
conllevaran a problemas de estabilidad de los taludes en la 
cara libre del nuevo banco, es lógico que la optimización del 
disparo primario de producción es el paso más importante 
para controlar los daños a la roca remanente y circundante 
al disparo primario. Por lo tanto, cuando se va diseñar un 
disparo primario de producción es vital importancia 
controlar el sobre-fracturamiento y los daños que se puedan 
causar al macizo rocoso remanente. 
 
 
24 
 
Para controlar el sobre - fracturamiento del macizo rocoso 
circundante a cualquier excavación se debe tener en 
cuenta lo siguiente: 
 Se deben usar mezclas explosivas comerciales 
adecuadamente seleccionadas para el tipo de roca 
donde se va a llevar a cabo la voladura, de tal manera 
de evitar la abertura de fisuras provocadas por el gran 
volumen de gases generados en el momento de la 
detonación. 
 Se debe tratar de mantener a un nivel de vibraciones 
dentro del macizo rocoso, que no genere fragmentación 
por estallamiento. 
 La resistencia compresiva dinámicas de las rocas 
(Scd), que circunda a la MEC, no debe ser excedida, 
etc. 
 
2.2.3.2. Técnicas de la voladura controlada 
2.2.3.2.1. Generalidades 
Algunas de las técnicas de voladura controlada 
se utilizan con el propósito de obtener límites 
finales de apariencia atractiva y sin tener en 
cuenta la estabilidad del macizo rocoso 
25 
 
remanente. Otras de estas técnicas de voladura 
controlada son utilizadas para obtener límites 
finales estables, y esto se consigue mediante la 
formación de un plano de falla antes de 
comenzar los disparos de producción. 
 
Todas las técnicas de voladura controlada tienen 
un objetivo común, que es el de mejorar la 
distribución de la energía producida por las MEC, 
la cual es trasmitida dentro del macizo rocoso y 
cuyos efectos tienen como resultados la acción 
de la presión de los gases actuando sobre las 
paredes de los taladros. 
 
Las técnicas de voladura controlada que más se 
usan en la minería nacional e internacional, son 
las de precorte y recorte. 
 
2.2.3.2.2. Voladura de Pre-Corte 
El disparo del corte de contorno es anterior a la 
voladura principal. 
 
 
26 
 
2.2.3.2.3. Voladura de Recorte 
El disparo del corte de contorno es posterior a la 
voladura principal. 
 
 
2.2.4. Mina Andaychagua 
2.2.4.1. Historia 
La Mina Andaychagua, inició su operación en 1987 para 
explotar la veta Andaychagua principalmente. 
 
La Mina Andaychagua está formada por la mina central y la 
concentradora Andaychagua. 
 
2.2.4.2. Ubicación 
La mina Andaychagua, está ubicada en la sierra central del 
país aproximadamente a 181 kilómetros de Lima, Se ubica 
a altitud aproximada de 4550 m.s.n.m. 
 
Sus coordenadas geográficas de localización son: 
76°05’ longitud oeste. 
11°43’ latitud sur. 
27 
 
 
Figura 6. Plano de ubicación de la Mina Andaychagua. 
 
2.2.4.3. Clima y vegetación 
En esta zona el clima es frio y seco ya que se encuentra 
dentro de la región geográfica denominada puna. La 
estación lluviosa es entre los meses 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. 
 
28 
 
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. 
 
2.2.4.4. Geología 
2.2.4.4.1. Geología 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 Cristóbal 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 es un Intrusivo de composición acida, 
intermedia y básica, han cortado o son paralelos 
a la secuencia estratigráfica del anticlinal 
Chumpe. 
 
29 
 
2.2.4.4.2. Geología 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. 
 
2.2.4.4.3. Geología Estructural 
La estructura regional dominante es el Domo de 
Yauli. 
Está ubicado en el segmento central de la 
cordillera occidental de los andes peruanos; 
30 
 
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 distrito 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. 
 
2.2.4.4.4. Sistema de vetas Andaychagua 
El sistema de vetas Andaychagua se encuentra 
al sur oeste del intrusivo de Chumpe y en el 
flanco Este del anticlinal del mismo nombre. Está 
conformado por las vetas: principal 
31 
 
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 mineralizada tiene una dirección de 
N30°E y el buzamiento de la misma es de 72°-
90° NW. 
 
 
 
 
 
32 
 
2.2.4.5. Minería 
2.2.4.5.1. Minado por Corte y relleno descendente 
2.2.4.5.1.1. Aplicación del método 
Para la aplicación del método de corte y relleno 
se tiene que cumplir con ciertas condiciones. Las
principales se enumeran a continuación: 
1. Se aplica en cuerpos mineralizados o 
vetas con sistema mecanizado de 
limpieza. 
2. Se explota cuerpos irregulares. 
3. Se explota zonas de material mineral 
poco consistente. Con en la Mina 
Andaychagua con RMR de 25-30 en vetas 
y RMR > 50 en las rocas encajonantes. 
 
2.2.4.5.1.2. Procedimiento 
En la Mina Andaychagua se utiliza el método de 
explotación corte y relleno descendente con 
perforación vertical. En el mencionado método, 
el minado se ejecuta de arriba hacia abajo en los 
diferentes horizontes; luego, re rellena con el 
relleno hidráulico cementado. 
 
33 
 
 
Figura 7. Método de Corte Explotación Corte y Relleno. 
 
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 
34 
 
rellenada por el slot que es la cara libre del banco 
y se reinicia el ciclo de trabajo. 
 
Está probado que las eficiencias aumentan con 
este método a pesar de los costos elevados. 
Esto es superado con la velocidad de minado. 
 
2.2.4.5.1.3. Relleno cementado 
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. 
 
35 
 
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 pulgadas de diámetro 
por 12 pies, tabla, poli yute o tela arpillera, etc. 
(más adelante se trata el método de encofrado). 
 
2.2.4.5.2. Perforación y voladura en labores 
horizontales 
En la perforación de labores horizontales tales 
como en galerías y cruceros principalmente se 
realiza con jumbo Axera 5-126, el cual es un 
jumbo electro - hidráulico y que es usado en el 
desarrollo de la mina y permite hacer túneles 
hasta de 38 m2 de sección. 
 
36 
 
 
Figura 8. Axera 5-126 jumbo electro – hidráulico. 
 
Para la voladura de la roca en la mina 
Andaychagua en el Nivel 1225 se utiliza las 
emulsiones. En este caso de usa el Emulnor 
3000 1 ¼” x 12” para carguío en frentes, el 
Emulnor 1000 en los hastiales y en la corona el 
Famecorte E-20. 
 
 
Figura 9. Emulsión usada en Mina Andaychagua. 
37 
 
 
 
Figura 10. Fases de la emulsión. 
 
Tabla 1. Composición de una de emulsión 
Fase Ingrediente Porcentaje 
Discontínua Agua 10 – 22% 
Sales 
inorgánicas 
65 – 85% 
Vacíos 1 - 2% 
Contínua Combustible 3,5 – 8% 
Emulsificador 0.8 – 1,2 
Fuente: Elaboración propia. 
 
38 
 
 
 
Figura 11. Sensibilización de la emulsión. 
 
La función del gas o del material que atrapa el 
gas es reducir la densidad de la emulsión. 
Cualquier gas puede ser usado para tal 
propósito. Sin embargo, si un gas combustible o 
un material que atrapa material combustible es 
usado, se debería incluir en el cálculo para el 
combustible total. 
 
El tamaño usual de las micro esferas de gas es 
de 60-70 um. La distribución de su tamaño está 
entre 40 y 100 um. Micro esferas muy pequeñas 
no actúan como puntos calientes., durante la 
39 
 
detonación, sino como ingredientes sólidos. De 
igual manera micro esferas de paredes gruesas 
son más difíciles de colapsar y no son eficientes 
como aquellos de paredes delgadas. 
 
Las micro esferas pueden ser usadas en 
explosivos emulsiones; pero, no en un proceso 
continuo. La razón para eso es que un proceso 
continuo requiere un mezclador con acción de 
corte el cual destruye las microesferas plásticas, 
 
Recientemente, se han realizado esfuerzos para 
reemplazar las micro esferas de vidrio con micro 
esferas de perlita, las cuales son más baratas. 
Sin embargo, los explosivos tipo emulsión 
contienen micro esferas de perlita proveídos 
para ser menos sensibles que aquellos que 
contienen esferas de vidrio. La razón para eso es 
que las burbujas de perlita no son esferas, sus 
vacíos están conectados unos con otros y 
algunas veces ellos no proveen una cavidad 
sellada para actuar como un punto caliente. 
 
40 
 
Debido al tipo de mezcla en las emulsiones, la 
fase acuosa oxidante es protegida mediante una 
fase continua de petróleo. Po lo tanto la 
evaporación del agua durante el 
almacenamiento es prevenida y la penetración 
del agua desde la parte extema en la emulsión 
básica es inhibida. De acuerdo a Wade el 
proceso es tan efectivo que las emulsiones 
tienen excelente resistencia al agua y no 
dependen de un empaque por su habilidad para 
funcionar en taladros que contienen agua. 
 
Debido a su estructura la consistencia física de 
las emulsiones está relacionada principalmente 
a las propiedades de la fase continua. Los 
combustibles inmiscibles con agua pueden ser 
seleccionados de modo que las emulsiones 
pueden ser fabricadas en una variedad de 
formas. Composiciones duras como masilla 
adecuadas para productos empaquetados o 
emulsiones casi fluidos, bombeables, adecuados 
para el carguío al granel, pueden ser fabricados. 
 
41 
 
 
 
Figura 12. Trabajo en frentes con emulsión. 
 
Performance de los explosivos emulsión 
Las velocidades de detonación de los explosivos 
emulsión, se aproxima a aquellos cálculos termo 
hidrodinámicos aun cuando la carga de ensayo 
es de un diámetro relativamente pequeño. Esto 
indica un performance cercano al ideal aún en 
diámetros pequeños. 
42 
 
 
En pruebas realizadas las curvas velocidad de 
detonación - diámetro de carga para una 
emulsión típica de diámetro pequeño y un slurry 
típico también de diámetro pequeño se tiene que 
la emulsión tiene una velocidad de detonación 
mayor. Esto es debido a la relación íntima de la 
mezcla la cual es lograda mediante el proceso de 
emulsificación. Esto reduce el tamaño efectivo 
de la partícula del producto y el tiempo para 
reaccionar en el frente de detonación. De otro 
lado los slurries son una mezcla tosca de una 
fase de solución oxidante, las gotas de 
combustible y oxidante sólido y componentes 
combustibles. 
 
En la Figura 13, se muestra una fotografía de 
microscopio electrónico que fue capturado en 
Changsha Institute of Mining and Metallurgy, en 
la Provincia de Hunan, China. Muestra gotas que 
varían desde 960 nanometros hasta 3,44 
micrometros, esta emulsión matriz contiene una 
43 
 
muy eficiente e íntima disposición de 
combustibles y oxidantes. 
 
Figura 13. Fotografía de una mezcla explosiva emulsión. 
 
Debido a que las emulsiones alcanzan 
performances ideales en diámetros pequeños, 
ellos son ideales para usar en voladura 
secundaria, para voladura de formaciones de 
roca dura y para uso como iniciadores. 
 
Fases de las emulsiones 
Las emulsiones constan en general de dos 
fases: fase interna y fase externa. 
Fase Interna 
44 
 
Está compuesta de una solución de sales 
oxidantes
(agua-nitrato de amonio), suspendidas 
como burbujas microscópicamente finas. 
Fase Externa 
Es aquella fase continua de combustible 
(petróleo), que rodea a las burbujas de la fase 
interna. 
 
Tabla 2. Composición de las emulsiones explosivas 
OXIDANTES EMULSIFICANTES 
Nitrato de amonio Emulsificantes no iónicos 
Nitrato de sodio Emulsificantes iónicos 
Nitrato de potasio Co-emulsificantes polímeros sensibilizantes 
Nitrato de calcio Microesferas 
Perclorato de amonio Perlita 
Perclorato de sodio Agente espumante químico 
Agua-combustible Sensibilizante químico 
Cera Catalizadores de composición 
 
 
Procedimiento de almacenamiento 
Polvorines: 
 Cuenta con 4 ambientes subterráneos. 
 Tiene ventilación y seguridad adecuada. 
 El acceso al área es restringido 
mediante el uso de llave, el mismo que 
45 
 
está a cargo del Responsable de 
Supervisión. 
 También cuenta con equipos de 
emergencias como: extintores, botiquín, 
grifos de agua. 
 
 
 
2.3 Definición de términos 
 Diseño 
“El concepto de diseño suele utilizarse en el contexto de las artes, 
la arquitectura, la ingeniería y otras disciplinas. El momento del 
diseño implica una representación mental y la posterior plasmación de 
dicha idea en algún formato gráfico (visual) para exhibir cómo será la 
obra que se planea realizar. El diseño, por lo tanto, puede incluir un dibujo 
o trazado que anticipe las características de la obra.”3 
 
 Malla (plantilla) 
“Una plantilla puede servir como muestra base de una diversidad sobre 
la que comparten elementos comunes (patrón).”4 
 
 Perforación 
 
3 https://definicion.de/diseno/ 
4 https://es.wikipedia.org/wiki/Plantilla 
https://definicion.de/arte
https://definicion.de/disciplina
46 
 
“La perforación de las rocas en el campo de la voladura es la primera 
operación unitaria que se realiza en la actividad minera; tiene como 
propósito abrir unos huecos (taladros), en una distribución geométrica 
adecuada en los macizos rocosos para su posterior arranque, aquí se 
alojará el explosivo y los accesorios de los sistemas de iniciación a usar.”5 
 
 
 Voladura 
“Voladura (llamada además tronadura en algunos países de América del 
Sur o barreno en algunas zonas de España), es la acción de fracturar o 
fragmentar la roca, el suelo duro, el hormigón o de desprender algún 
elemento metálico, mediante el empleo de explosivos. Las mismas se 
realizan para lograr un objetivo predeterminado, pueden ser controladas, 
o no, puede ser a cielo abierto, en galerías, tunes o debajo del agua.”6 
 
 Voladura controlada 
“Consiste en el empleo de cargas explosivas lineales de baja energía 
colocadas en taladros muy cercanos entre sí, que se disparan en forma 
simultánea. Busca crear y controlar la formación de una grieta o plano de 
rotura continua, que limite la superficie final de un corte o excavación.”7 
 
5 https://es.wikipedia.org/wiki/Perforación 
6 https://es.wikipedia.org/wiki/Voladura 
7 EXSA. Departamento de asistencia técnica. 
https://es.wikipedia.org/wiki/Pa%C3%ADs
https://es.wikipedia.org/wiki/Am%C3%A9rica_del_Sur
https://es.wikipedia.org/wiki/Am%C3%A9rica_del_Sur
https://es.wikipedia.org/wiki/Espa%C3%B1a
https://es.wikipedia.org/wiki/Roca
https://es.wikipedia.org/wiki/Suelo
https://es.wikipedia.org/wiki/Hormig%C3%B3n
https://es.wikipedia.org/wiki/Explosivo
https://es.wikipedia.org/wiki/Planeamiento
47 
 
 
 Avance 
Mover o prolongar algo hacia delante.8 
 
 Sobrerotura 
“La sobrerotura (over break) y la sobre rotura hacia atrás (back break) en 
bancos, afectan la estabilidad de la nueva cara libre de voladura y a los 
taladros que hayan sido perforados a continuación de la última fila 
disparada. Generalmente indica exceso de carga explosiva en la última 
fila de taladros. En túneles y labores subterráneas debilita y agrieta a la 
roca remanente en toda la periferia, afectándola a profundidad, con el 
riesgo de colapso del techo o paredes. Aparte de condiciones geológicas 
de incompetencia, debilidad estructural y alto grado de fracturamiento, 
tienen responsabilidad en este problema el exceso de carga explosiva 
y/o el encendido instantáneo o con tiempos muy cortos entre taladros, 
debido al fuerte golpe que producen.”9 
 
 
 
8 http://www.wordreference.com/definicion/avance. 
9http://www.revistaseguridadminera.com/operaciones-mineras/parametros-en-la-voladura-de-rocas/ 
48 
 
2.4 Hipótesis 
2.4.1. Hipótesis general 
El diseño de las mallas de perforación y voladura influye 
significativamente en la optimización de los avances y la sobre rotura 
en el Nv. 1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A. – 2018. 
 
2.4.2. Hipótesis específicas 
a) El diseño de las mallas de perforación y voladura influyen 
significativamente en los avances en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A. 
b) El diseño de las mallas de perforación y voladura influyen 
significativamente en la sobre rotura en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A. 
 
2.5 Variables e indicadores 
Variable X: 
Diseño de las mallas de perforación y voladura. 
 
Variable Y: 
Avances y sobre rotura. 
 
 
49 
 
2.6 Operacionalización de las variables 
VARIABLES DIMENSIONES INDICADORES 
Variable X: 
Diseño de mallas 
de perforación y 
voladura 
- Cantidad de 
explosivo 
- Carga por taladro, Kg/tal 
- Factor de carga Kg/m3 
- Número de taladros 
con carga. 
- Número de taladros 
de alivio 
- Unidades. 
 
- Unidades 
 
Variable Y: 
Avances y Sobre ro 
tura 
- Avance - m/disparo 
- Sobre rotura - % de volumen total 
 
 
50 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPÍTULO III 
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 
 
3.1 Método de Investigación 
El método de investigación empleado fue el método científico. 
 
3.2 Nivel de Investigación 
El tipo de investigación fue la aplicada. 
 
3.3 Tipo de Investigación 
El nivel de investigación fue el descriptivo. 
 
51 
 
3.4 Diseño de Investigación 
El diseño de la investigación fue la investigación descriptiva simple. 
M O 
M: Muestra. 
O: Observación. 
 
3.5 Población y Muestra 
Población 
La población fueron las labores del Nv. 1225 de la Mina Andaychagua de 
Volcan Compañía Minera S.A.A. 
 
Muestra 
La muestra fueron las labores del Nv. 1225, Bp. 1225E y ACC 261. 
 
3.6 Procedimiento de recolección de datos 
La técnica de recolección de datos fue la observación directa. El instrumento 
fue la libreta de notas o de apuntes para anotar las observaciones de 
campo. 
 
3.7 Técnicas de Procesamiento de datos 
Los datos de campo obtenidos fueron tabulados y posteriormente descritos 
usando las principales medidas de tendencia central. Estos servirán para el 
análisis del caso. 
52 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPÍTULO IV 
RESULTADOS Y DISCUSIÓN 
 
4.1 Presentación de datos generales 
4.1.1. Clasificación geomecánica de la masa rocosa de Andaychagua 
Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa se utilizó el 
criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (índice RMR, 
1989). Los valores de resistencia compresiva de la roca intacta, 
fueron obtenidos en los ensayos de Resistencia de la roca intacta. 
 
Por otro lado, se obtuvieron valores de RQD a partir de la información 
consignada en el logueo geotécnico de los testigos de las 
perforaciones diamantinas realizadas en la mina Andaychagua. 
53 
 
 
El criterio utilizado para clasificar al macizo rocoso presenta a 
continuación en la siguiente Tabla. 
 
Tabla 3. Criterio para la calidad de masa rocosa 
 
Tipo de 
roca 
Rango 
RMR 
Calidad según 
RMR 
II > 60 Buena 
IIIA 51 – 60 Regular A 
IIIB 41 – 50 Regular B 
IVA 31 – 40 Mala A 
IVB 21 – 30 Mala B 
V < 21 Muy Mala 
 Fuente: Elaboración propia. 
 
Los resultados de la clasificación
geomecánica se encuentran en los 
formatos de mapeo geomecánico y logueo geotécnico de testigos 
rocosos, así como también en los planos geomecánicos de los 
Niveles 1150, 1200 y 1225. A partir de esta información se puede 
concluir que la mayor del macizo rocoso alrededor de la veta 
Andaychagua es de calidad Mala A y en menor porcentaje Mala B y 
Regular B. 
 
54 
 
 
Figura 14. Plano geomecánico del Nivel 1225. (Representa al Nivel 1250) 
 
4.1.2. Zonificación geomecánica de la masa rocosa de Andaychagua 
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 los criterios de diseño y el análisis de los 
resultados serán válidos solo dentro de masas rocosas que 
presenten propiedades físicas y mecánicas similares. A 
consecuencia de ello, es práctica común en el diseño de 
excavaciones subterráneas delimitar el área de estudio en zonas 
geomecánicas o dominios estructurales. 
 
Para la zonificación geomecánica de la masa rocosa se deben 
considerar los aspectos litológicos, geoestructurales y calidad del 
 
55 
 
macizo rocoso. Desde que los aspectos geoestructurales son 
similares en todos los tipos de rocas presentes en el área de estudio, 
se toma aquí en consideración la litología y calidad de la masa rocosa 
para establecer los dominios estructurales. Para el caso de la zona 
en estudio, la litología presente es básicamente la filita, el mineral y 
la roca metavolcánica. La zonificación geomecánica, considerando 
los aspectos litológicos y de calidad de la masa rocosa prácticamente 
ha sido definida para cada litología y sus características 
geomecánicas son similares a la misma litología ubicada en los 
niveles superiores. 
 
La Mina Andaychagua se ha dividido en tres secciones 
geoemecánicas típicas para representar la zonificación de calidades 
de la masa rocosa en la zona inferior de la veta Andaychagua. 
 
Figura 15. Secciones transversales mostrando la zonificación geomecánica. 
 
 
 
 
 
56 
 
Tabla 4. Dominios estructurales – Mina Andaychagua. 
 
Sección Litología 
Dominio 
Estructural 
RMR 
Promedio Calidad 
SECC-01 
Metavolcánico CT DE-IVB 25 Mala B 
Metavolcánico CT inmed. DE-IVA 35 Mala A 
Mineral DE-IIIB 45 Regular B 
Metavolcánico CP inmed. DE-IIIA 55 Regular A 
Metavolcánico CP DE-IVB 25 Mala B 
SECC-02 
Metavolcánico CT DE-IVA 35 Mala A 
Metavolcánico CT inmed. DE-IIIB 45 Regular B 
Mineral DE-IVB 25 Mala B 
Filita CP inmed. DE-IIIA 55 Regular A 
Filita CP DE-IVA 35 Mala A 
Filita CP DE-IVB 25 Mala B 
Filita CP DE-IIIB 45 Regular B 
SECC-03 
Filita CT DE-IVA 35 Mala A 
Filita CT inmed. DE-IVB 25 Mala B 
Mineral DE-IVB 25 Mala B 
Filita CP inmed. DE-IIIA 55 Regular A 
Filita CP DE-IVA 35 Mala A 
Filita CP DE-IIIB 45 Regular B 
 
4.1.3. Explosivos 
En el nivel 1225 de la Mina Andaychuagua de Volcan Compañía 
Minera S.A. se utilizan como mezclas explosivas a las emulsiones, 
porque se acomodan a los requerimientos de la masa rocosa y a la 
presencia de agua en interior mina. 
 
 
 
 
57 
 
 
 
Tabla 5. Características de las emulsiones. 
 
Fuente: http://www.famesa.com.pe/wp-content/uploads/2017/07/FT-29.-Emulnor.pdf 
Tabla 6. Presentación del Emulnor 
 
Fuente: http://www.famesa.com.pe/wp-content/uploads/2017/07/FT-29.-Emulnor.pdf 
 
http://www.famesa.com.pe/wp-content/uploads/2017/07/FT-29.-Emulnor.pdf
58 
 
4.2 Análisis e interpretación de datos 
De acuerdo a los datos presentados anteriormente, se puede tener 
como resultados del análisis y la interpretación de los mismos los 
siguientes: 
1. Respecto a la clasificación de la masa rocosa que se ha 
utilizado el índice de calidad RMR (clasificación geomecánica 
de Bieniawski – 1989), por ser el más versátil y más aplicable 
en lo relacionado a la minería subterránea. Con esta 
clasificación se ha determinado que la masa rocosa entorno a 
la veta Andaychagua es de calidad Mala A y en menor 
porcentaje Mala B y Regular B. Estas características tienen 
que ser tomadas en cuenta para el diseño de la malla de 
perforación y voladura. Los taladros de los hastiales y la 
corona tendrán una menor cantidad de carga explosiva. 
2. En lo que concierne a la zonificación geomecánica se observa 
en la Figura 15, que la Mina Andaychagua ha sido dividida en 
tres secciones geoemecánicas típicas. En dicha figura se 
puede observar que en el nivel en estudio las rocas 
predominantes son la de calidad Regular B, IIIB y roca Mala 
IVA; de igual manera éstas características se tiene que tomar 
en cuenta para el diseño de las mallas de perforación y 
voladura. 
59 
 
3. Teniendo en cuenta que los explosivos usados son las 
emulsiones (Emulnor) y para la voladura controlada 
Famercorte E-20, se ha determinado en número de taladros 
para cada sección y tipo de terreno. Estos son mostrados en 
la Tabla 7 y Figura 16 para una sección de 4.0m x 4.0m y en 
la Tabla 8 y Figura 17 para una sección de 4.5m x 4.5m. 
 
Tabla 7. Parámetros de perforación y voladura, sección 4.0 m x 4.0 m. 
 
Fuente: Elaboración propia 
60 
 
 
Figura 16. Malla de perforación y voladura, sección 4.0m x 4.0 m. 
Tabla 8. Parámetros de perforación y voladura, sección 4.5 m x 4.5 m. 
 
Fuente: Elaboración propia 
 
61 
 
 
Figura 17 Malla de perforación y voladura, sección 4.5m x 4.5 m. 
 
4.3 Contraste de hipótesis 
Para la demostración de las hipótesis se realizaron trabajos de pruebas de 
acuerdo a lo diseñado en la Tablas 7 y la Figura 16 para las labores de 4.0m 
x 4.0m y en las Tabla 8 y la Figura 17 para sección de 4.5m x 4.5m. En 
estas labores se usó Famecorte E-20 para voladura controlada en 
secciones de 4.5 x 4.5 m (bypass) y 4.0 x 4.0 m (accesos), estas labores 
fueron detalladas, para realizar el seguimiento al proceso de Perforación y 
Voladura, lo cual nos brindó información necesaria para ver en qué situación 
nos encontramos, y si encontrábamos anomalías corregirlas en el debido 
62 
 
momento para alcanzar los objetivos planteados (mejorar el avance y 
reducir la sobre rotura) 
 
Las labores programadas fueron: Bypass y Accesos: en Bypass 1225E, Acc 
261, en el Nv. 1225, en roca de desmonte. Las voladuras se realizaron con 
presencia de los encargados de la perforación y voladura para constatar los 
trabajos realizados y verificar los resultados obtenidos. 
 
Los trabajos realizados fueron hacer cumplir las mallas de perforación, 
marcando la gradiente y dirección de la labor, controlar la longitud de 
perforación que sean iguales los taladros, controlar el paralelismo y la buena 
distribución de taladros. En cuanto al carguío se usó voladura controlada en 
la corona utilizando Famecorte E-20 y en los hastiales se usó cañas. 
 
Es necesario señalar que se tuvo que capacitar a los cargadores de la 
empresa en voladura controlada en la corona y hastiales utilizando 
Famecorte E-20, para controlar el daño que se pueda causar a la roca 
circundante de los frentes, de esta manera llegar al objetivo que fue la sobre 
rotura sea menor que 5%. 
 
A continuación, se observan algunas imágenes de los trabajos realizados y 
resultados: 
63 
 
 
 
Figura 18. Acta de asistencia a la capacitación sobre Famecorte E-20 
 
64 
 
 
Figura 19. Marcado de gradiente y dirección de la labor. 
 
 
Figura 20. Pintado de malla de perforación. 
65 
 
 
Figura 21. Carguío con Famecorte E-20. 
 
 
 
Figura 22. Evaluación de los resultados. 
 
66 
 
 
 
Figura 23. Cañas y buen contorneo de la labor. 
Después haber realizado los disparos se evaluaron los resultados. Estos 
son mostrados en la tabla 9. 
Tabla 9. Ratios de voladura obtenidos. 
 
Fuente: Elaboración propia. 
67 
 
Teniendo como base
los resultados mostrado en la Tabla 8, se tienen las 
diferentes figuras realizadas en el tratamiento estadístico con una hoja 
electrónica. 
 
 
Figura 24. Avances (metros/disparo) 
 
Figura 25. Factor de avance (Kilogramos/m) 
68 
 
 
Figura 26. Sobre Rotura (%) 
 
 
De todo los mostrado se puede deducir que los resultados obtenidos fueron 
buenos: 
1. Se obtuvo un avance promedio de 3.02 m por disparo, 95% de 3.20m 
de longitud del taladro, a excepción de un disparo que se obtuvo un 
avance de 2.20 m porque se llegó al contacto con una falla geológica 
y también cortamos veta. 
2. En sobre rotura de los frentes disparados se obtuvo un promedio de 
4.86%. 
3. En factor de avance se obtuvo un promedio de 31.3 Kg/m. 
 
 
69 
 
De tal manera, al realizar el contraste de la hipótesis se puede decir con 
toda certeza que: “El diseño de las mallas de perforación y voladura influye 
significativamente en la optimización de los avances y la sobre rotura en el 
Nv. 1225 - Mina Andaychagua - VCM S.A.A. – 2018”. 
 
4.4 Discusión de los resultados 
De los resultados obtenidos se tiene un promedio de avance de 3.02 m por 
disparo que representa el 95% aproximadamente, cuyo porcentaje propone 
la SVEDEFO, en particular en el modelo matemático de Roger Holmberg. 
Se alcanzó estos resultados favorables haciendo capacitaciones in-situ a 
los perforistas en marcado de malla, llevar un buen paralelismo de taladros 
durante la perforación. 
 
Otro de los objetivos del presente trabajo de investigación fue reducir la 
sobre rotura de los frentes disparados planteándose como objetivo que el 
porcentaje de sobre rotura debe ser 5%, realizado los disparos y con el 
tratamiento estadístico correspondiente, se obtuvo un promedio de 4.86%, 
que representa el 97,2% de lo planteado. Estos resultados se obtuvieron 
realizando voladura controlada en el que se usó el Famecorte E-20 y cañas 
en los hastiales obteniéndose un buen contorneo de la labor. 
 
70 
 
Respecto al consumo de explosivo por metro lineal de avance, llamado 
también factor de avance, se obtuvo un promedio de 31.3 Kilogramos/metro 
lineal de avance, estando por debajo del objetivo de Volcán que es de 32 
Kg/m. 
 
 
 
 
 
 
 
CONCLUSIONES 
 
1. El diseño de las mallas de perforación y voladura influye significativamente 
en la optimización de los avances y la sobre rotura en el Nv. 1225 - Mina 
Andaychagua - VCM S.A.A. – 2018. 
2. En la clasificación geomecánica de la masa rocosa se puede concluir que 
la mayor extensión de dicha masa rocosa, entorno a la veta Andaychagua, 
es de calidad Mala A y en menor porcentaje Mala B y Regular B. 
3. Se obtuvo un avance promedio de 3.02 m por disparo, 95% de 3.20m de 
longitud del taladro perforado. 
4. En sobre rotura se obtuvieron buenos resultados, al usar voladura 
controlada mediante el armado de cañas para los hastiales y Famecorte E-
20 para la corona, llegando a obtener un promedio de 4.86% estando por 
debajo del objetivo de Volcán que es 5%; es decir se alcanzó 97,2% de lo 
planteado. 
5. El consumo de explosivo por metro lineal de avance, llamado también 
factor de avance, se obtuvo un promedio de 31.3 Kilogramos/metro lineal 
de avance, estando por debajo del objetivo de Volcán que es de 32 Kg/m. 
 
 
 
 
 
 
RECOMENDACIONES 
1. Se recomienda seguir utilizando cañas y Famecorte E-20, para la voladura 
controlada, de estamanera deñaremos lo más mínimo al macizo rocoso y 
tendremos bajos porcentajes de sobrerotura. 
2. Se recomienda capacitar a los cargadores de la empresa en voladura 
controlada en la corona y hastiales utilizando Famecorte E-20, para controlar 
el daño que se pueda causar a la roca circundante de los frentes 
3. Se recomienda hacer pedidos y usar Emulnor® de 1 ¼” x24” para el carguío 
de frentes, el cual nos facilitará el tiempo de carguío y se mejorará la simpatía 
del explosivo teniendo menos puntos de posible discontinuidad en la columna 
explosiva a cargar. 
 
 
 
 
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS 
1. MC KENZIE, (1994), Estado del arte de la Tronadura. Chile: ENAEX. 
2. EXSA (2009), Manual Práctico de Voladura de Rocas. Lima, Perú: 
Edición anual. 
3. LÓPEZ, C., LÓPEZ, E., PERNIA, J., y ORTIZ, P. (1987), Manual de 
Perforación y Voladura de Rocas. Madrid, España: Ediciones Instituto 
Geológico y Minero de España. 
4. SCHERPENISSE, C. (2006), Diseño y Evaluación de Voladuras 
Controladas y Precorte. Lima, Perú: EXSA. 
5. Ames, V. (2008). Diseño de las mallas de perforación y voladura 
utilizando la energía producida por las mezclas explosivas. Tesis para 
optar grado de Maestro en Ingeniería de Minas. Lima, Perú: Universidad 
Nacional de Ingeniería. 
6. Castro, J. Y Rodríguez, J. (2016), Reducción de la Sobrerotura en el 
Crucero 3910 del Nivel 2360 de la Mina “Pec” de la Cía. Consorcio Minero 
Horizonte. Trujillo, Perú: Universidad Nacional de Trujillo. 
7. https://es.wikipedia.org/wiki/Voladura 
8. https://definicion.de/diseno/ 
9. https://es.wikipedia.org/wiki/Plantilla 
10. EXSA. Departamento de asistencia técnica. 
11. http://www.revistaseguridadminera.com/operaciones-
mineras/parametros-en-la-voladura-de-rocas/ 
12. Hernández Sampieri,R., Fernández Collado,C. y Baptista Lucio,P. 
(2006). Metodología de la Investigación. 3ra Edición. Mèxico,DF: 
McGraw-Hill. Interamericana Editores. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ANEXOS 
 
ANEXO 1. MATRIZ DE CONSISTENCIA 
 
TITULO: “DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA OPTIMIZAR AVANCES Y SOBRE ROTURA Nv. 1225 - 
MINA ANDAYCHAGUA - VCM S.A.A” 
 PROBLEMA OBJETIVO HIPOTESIS VARIABLES METODOLOGÍA POBLACION 
GENERAL 
¿Cómo influye el 
diseño de las mallas 
de perforación y 
voladura para 
optimizar los 
avances y la sobre 
rotura en el Nv. 1225 
- Mina Andaychagua 
- VCM S.A.A. - 
2018? 
Determinar cómo 
influye el diseño de 
las mallas de 
perforación y 
voladura para 
optimizar los 
avances y la sobre 
rotura en el Nv. 1225 
- Mina Andaychagua 
- VCM S.A.A. - 2018. 
El diseño de las mallas 
de perforación y 
voladura influye 
significativamente en la 
optimización de los 
avances y la sobre 
rotura en el Nv. 1225 - 
Mina Andaychagua - 
VCM S.A.A. – 2018. 
 
Variable X: 
Diseño de las 
mallas de 
perforación y 
voladura. 
 
Variable Y: 
Avances y 
sobre rotura. 
 
Tipo de 
Investigación: 
Aplicada. 
 
 
Nivel de 
investigación: 
Descriptivo. 
 
 
Diseño de la 
Investigación: 
Descriptivo simple. 
Población: 
La población son las 
labores del Nv. 1225 
de la Mina 
Andaychagua de 
Volcan Compañía 
Minera S.A.A. 
 
Muestra: 
La muestra serán las 
únicas labores del 
Nv. 1225. Bp. 
1225E, ACC 261. ESPECÍFICOS 
a) ¿Cómo 
influye el diseño de 
las mallas de 
perforación y 
voladura para 
optimizar los 
avances en el Nv. 
1225 - Mina 
Andaychagua - VCM 
S.A.A.? 
a) Determinar 
cómo influye el 
diseño de las mallas 
de perforación y 
voladura para 
optimizar los 
avances en el Nv. 
1225 - Mina 
Andaychagua - VCM 
S.A.A. 
 
a) El diseño de las 
mallas de perforación y 
voladura influyen 
significativamente en 
los avances en el Nv. 
1225 - Mina 
Andaychagua - VCM 
S.A.A. 
b) ¿De qué manera 
influye el diseño de 
las mallas de 
perforación y 
voladura para 
optimizar la sobre 
rotura en el Nv. 1225 
- Mina Andaychagua 
- VCM S.A.A.? 
 
b) Determinar de qué 
manera influye el 
diseño de las mallas 
de perforación y 
voladura para 
optimizar la sobre 
rotura en el Nv. 1225 
- Mina Andaychagua 
- VCM S.A.A. 
b) El diseño de las 
mallas de perforación y 
voladura influyen 
significativamente en la 
sobre rotura en el Nv. 
1225 - Mina 
Andaychagua - VCM 
S.A.A. 
 
 
Anexo 2. 
Capacitaciones en Mina Andaychagua 
 
 
Anexo 3. 
Almacenamiento de explosivos 
Ambiente N° 1: Almacenamiento de Emulsión encartuchada 
 
 
Ambiente N° 2: Almacenamiento de Emulsión encartuchada 
 
 
 
Ambiente N° 3: Almacenamiento de Emulsión encartuchada y Cordón detonante
Ambiente N° 4: Accesorios de voladura (Fanel, Mecha Rápida y Carmex) 
 
 
 
	2.2.4. Mina Andaychagua 26
	2.2.4.2. Ubicación 26
	2.2.4.4.1. Geología Regional 28
	2.2.4.4.2. Geología Local 28
	2.2.4.4.3. Geología Estructural 29
	2.2.4.4.4. Sistema de vetas Andaychagua 30
	2.2.4.5. Minería 32
	2.2.4. Mina Andaychagua
	2.2.4.2. Ubicación
	2.2.4.4.1. Geología Regional
	2.2.4.4.2. Geología Local
	2.2.4.4.3. Geología Estructural
	2.2.4.4.4. Sistema de vetas Andaychagua
	2.2.4.5. Minería