EXPANSIÓN DE RAJO; CÁLCULO DE PARÁMETROS, MALLA DE PERFORACIÓN, PRODUCCIÓN Y EQUIPOS
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1. ÍNDICE
ÍNDICE
2
INTRODUCCIÓN
3
OBJETIVO
3
OBJETIVO ESPECIFICO
3
UBICACIÓN
4
METODOLOGÍA UTILIZADA
4
OBJETIVOS FINALES
5
ETAPA DE MINA
5
FASES O EXPANSIONES
6
PROGRAMACIÓN A CORTO PLAZO
6
EQUIPOS A UTILIZAR
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CUBICACIÓN DE MATERIAL A EXTRAER POR FRENTE
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CÁLCULOS PARA FACTOR DE CARGA (Fc)
13
DENSIDAD (∫) DEL EXPLOSIVO. EXPLO SIVO.
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CANTIDAD DE POZOS (Cp)
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DIAGRAMA DE PERFORACION
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PLAN MINERO
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PLAN MINADO DIARIO
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CALCULO DE PRODUCCIÓN Y EQUIPO
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RESULTADOS
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2. INTRODUCCIÓN La minería en Chile, mantiene un crecimiento superior al PIB del país y existe gran inversión, tanto estatal como privada, focalizada en el desarrollo minero. En efecto, en mayo de 2011, el valor de las exportaciones exportaciones que provienen de la industria del cobre, creció 51% con respecto al mismo mes del año año 2010, lo que aporta al al crecimiento de la economía chilena en un 9,8%, para para el primer trimestre del año 2011. Para obtener este preciado preciado metal, en nuestro país país hay 2 formas de extraerlo de la tierra: i) La extracción subterránea: se realiza cuando cuando un yacimiento presenta una cubierta de material estéril muy espesa, espesa, lo que hace que la extracción desde la superficie sea muy muy poco rentable. Para ello se realizan distintos tipos de faenas faenas bajo el suelo, las que pueden pueden ser horizontales en túneles o galerías, verticales en piques o inclinadas en rampas. ii) La extracción a rajo abierto: se hace cuando una mina presenta una forma regular y el mineral está ubicado en la superficie superficie y el material estéril que lo cubre pueda ser retirado retirado con facilidad. Un rajo se se construye con un determinado ángulo ángulo de talud, con bancos y bermas en las que se realizan las las tronaduras, tronaduras, de donde sale el material material que luego será transportado por estas mismas vías en grandes camiones. Para la evaluación y desarrollo desarrollo de esta oportunidad oportunidad de negocio, este trabajo se centrará en la forma de extracción a rajo. 3. OBJETIVO. Este informe tiene como objetivo evaluar los rendimientos de los diferentes parámetros y soluciones existentes en torno a un diseño de un rajo, mediante la comparación analítica de los diferentes modelos matemáticos y la creación de programas de producción. 4. OBJETIVO ESPECIFICO Calcular el tonelaje a remover en una expansión de rajo. • Evaluar y calcular parámetros principales del diseño del rajo. • Confeccionar y diseñar diagrama de perforación. • Determinar la flota de producción. •
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5. UBICACIÓN Esta Mina opera desde el año 1995, está ubicada en la pre cordillera de los Andes, en en norte de Chile (Segunda Región 175 kilómetros al Sudeste dela ciudad de Antofagasta) a una altura aproximada de 3000 metros sobre el nivel de mar. En la mina Zaldivar se utiliza el método de explotación de rajo abierto. Los bancos de la mina tiene una altura de 15 metros, las rampas de transporte han sido diseñadas con un ancho de 30 metros de modo de permitir el tránsito de vehículos de gran tonelaje .
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6.- REPLANTEO DE LA EXPASIÓN AL DISEÑO ORIGINAL. Dado a que se observó que el diseño original de trabajo, no cumpliría las metas en los plazos requeridos, realice un replanteamiento de la extracción de tal manera de cumplir con el programa de producción. Esto contrajo que las flotas de equipos, distancias, tipos de equipos, ciclos sufrieron un cambio y transformación al diseño original. Esto a su vez permitirá realizar una extracción de los frentes de manera más ordenada, simplificada, disminuyendo en cierto modo los ciclos de las unidades de la flota De acuerdo a la planificación, la ejecución de la expansión debe realizarse en 3 bancos para lograr una meta 1.500.000 toneladas de mineral faenas a desarrollar en un plazo de 10 días, en consecuencia el ritmo de extracción diaria será al menos de 150.000 toneladas de mineral con una relación de estéril mineral de 2/1 (3.000.000 Ton. estéril) 4.500.000 E/M Se realiza expansión de rajo con proporción de lastre mineral 2/1 y producción de 150.000 Tn/día. Por frente de trabajo. (3 frentes) Equipos deberán trabajan a capacidad máxima . Se procederá a realizar cálculos de los siguientes parámetros: Berma (B) Burden Berma de Seguridad (Bs) Espaciamiento de Seguridad (Es) Zanja Drenaje (Zd) Espaciamiento (S) Pasadura (P) Altura de Taco (T) Altura Pasadura (Hp) Altura de Carga (Hc) Maquinaria a utilizar. Posteriormente se calculara las cubicaciones de extracción del mineral para obtener el Factor de Carga (Fc).
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7.- OBJETIVOS FINALES Para que la planificación determine que un plan de secuencia miento se ajusta a las necesidades productivas deseadas, éste debe cumplir con una serie de criterios y objetivos, los cuales de describen a continuación: • Factibilidad Operacional: El plan debe respetar todas las restricciones operacionales ya descritas. • Metas de Tonelaje: El plan debe acercarse lo más posible a extraer la totalidad de la reserva asignada al horizonte de planificación. Metas de Ritmos: Para poder extraer todo el material asignado para el horizonte • temporal, debe extraerse el mineral con ritmos cercanos a la meta deseada, de lo contrario no se cumplirán las metas de tonelaje. • Utilización de Equipos: Una pala detenida es capacidad ociosa que se desperdicia y debe incurrirse en los costos de operación a pesar de que no se 33 use. El planificador debe intentar mantener en operación las palas lo más posible, respetando las restricciones operacionales, una baja utilización promedio de los equipos refleja una operación minera deficiente. • Llenado de Planta: La cantidad de mineral extraído por periodo debe ser suficiente para que la planta funcione lo más cercano posible a su capacidad máxima. Al igual que con las palas, la capacidad ociosa debe evitarse. • La mezcla con la que la planta es llenada debe satisfacer lo mejor posible las metas de leyes de mineral impuestas por la planificación de largo plazo.
8.- ETAPA DE MINA Es en esta etapa donde la explotación tiene lugar, el cual corresponde a la extracción del mineral desde los yacimientos, en este caso cupríferos, y está compuesto por los procesos de perforación, tronadura y carguío. Mina o Yacimiento: Es una formación geológica en la que está presente una concentración estadísticamente superior de algún mineral que en el resto de la corteza terrestre. Dado que es minería a cielo abierto, el yacimiento posee un rajo o pit, que corresponde al cráter que va formando a medida que la explotación minera avanza verticalmente. La estructura sólida que mantiene estable los contornos de la mina se denomina pared. Para favorecer la organización
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planificación del proceso, la mina se subdivide en zonas más pequeñas denominadas fases o expansiones. Fase: También denominada expansión, es una subdivisión de la mina completa y corresponde a una tajada de la pared del rajo, según cierto ángulo de talud previamente definido durante su diseño y que depende de las características geomecánicas de la mina. Las expansiones tienen una 6secuencia lógica de explotación y existen restricciones operacionales de interacción entre cada una de ellas para evitar derrumbes y caídas de material. Las Expansiones se subdividen en bancos Banco: Corresponden a bloques de gran tamaño similares a “escalones”, ubicados a diferentes cotas (altitud). Los cuales componen una expansión. Para explotar una expansión se van extrayendo sus bancos secuencialmente uno después del otro, se deben extraer los bancos anteriores o de mayor cota de un banco en particular para poder explotarlo. Los bancos, a su vez, se subdividen en poligonales de banco.
9.- FASES O EXPANSIONES Este elemento fue modelado como un conjunto de bancos ubicados en una misma zona del yacimiento. Cada expansión está representada mediante la siguiente información: Información Geológica:Tonelaje total, dado por la suma de los tonelajes de sus bancos. Información Geográfica:Mina a la que pertenece, junto con el índice identificador de la fase. Conjunto de bancos que le pertenecen. Información Operacional:Tiempo de inicio de la explotación de la fase.
Suponiendo que la Etapa 1 fue la etapa inicial donde la Compañía extrajo los óxidos. En la segunda etapa la Compañía extrajo el sulfuro secundario (80% del material). En la etapa 3se encuentra netamente los hipógenos que vienen a ser sulfuros primarios y en este caso son de baja ley. El método de procesamiento de este mineral no sería el mismo que el que se usó para la etapa 1 o para la etapa 2, así es que demandaría la construcción de una segunda planta teniendo como inconveniente que las leyes de este material no son altas y por lo tanto no justifica dicha inversión por el momento, así es que, cuando se agote la zona de los sulfuros secundarios y empiece la entrada al hipógeno éste será procesado en alguna otra planta ya depreciada para obtener rentabilidad.
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Basado en esto, se realizara una expansión del rajo obteniendo sulfuros de leyes en promedio a la etapa 1, la cual podrá ser entregada diariamente planta para su procesamiento. La extracción del mineral tiene una proporción lastre mineral 2/1, la cual se excavara a través de 2 rampas proporcionando mineral a planta y mineral a stock pile.
Expansión Fase 3
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Planta Expansión Fase 3 final
10.- PROGRAMACIÓN CORTO PLAZO. Calculo geometría de talud.
Θ=75°
α = 45°
Ancho de Camión (Ac)= 9.19 m Altura de Banco (Hbco)= 16 metros. ∫= 2.7 Ton/m3 (Densidad) Esponjamiento= 1.8 Ton/m3 Φ= 15” (Diámetro de Perforación) FC= 240 gr/Ton (Factor de Carga) Altura de Neumático (Hneu)= 3.7 m. Camino ida y vuelta, 2 camiones.
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Con estos Datos Calcularemos los siguientes parámetros: Berma (B) Burden Distancia más próxima desde la perforación hacia la cara libre o banco de explotación B= 11.71 metros. Berma Seguridad (Bs) Las bermas de seguridad o para la contención de derrames, se diseñan en función de la probabilidad de que ocurra algún siniestro geo mecánico, como el desplazamiento de una cuña o volcamiento de roca (según sea el caso o la situación geo mecánica), por lo que será de mucha importancia realizar un buen estudio de dicha probabilidad, ya que el ángulo de talud final de la zona estudiada depende de la berma recomendada y obtenida en terreno. Bs= Hneu x 75% Bs= 3.7m x 0.75= 2.78 metros. Espacio de Seguridad (Es) Es= Ac x 65% 10
Es= 9.19 x 0.65= 5.97 metros. Zanja Drenaje (Zd) La zanja se construye con el fin de canalizar las aguas de drenaje. Al no canalizar dichas aguas se corre el riesgo de que estas dañen y corten los caminos. 2.5 metros Espaciamiento (S) Distribución de los pozos en la porción de roca mineralizada a explotar. Se mide como la distancia entre los tiros de perforación. S= 1.2 x B S= 1.2 x 11.71m= 14.05 metros Pasadura (P) P= Hbanco x 20% P= 16 x 0.2= 3.2metros Altura de Taco (T) T= HPozo x 30% T= 19.2 x 0.3= 5.76 metros Altura Pozo (Hp) Hp= Hbco + P Hp= 16 + 3.2= 19.2 metros. Altura de Carga (Hc) Hc= Hp – T Hc= 19.2 – 5.76= 13.5 metros.
11.- EQUIPOS A UTILIZAR Los equipos mineros a utilizar adaptándome a los datos iniciales entregados (Altura de banco y Ancho de Camión), son los siguientes: PALA CAT 7395
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DIMENSIONES UNIDADES: EE.UU. MÉTRICA Carga útil del balde: 63.5 toneladas Capacidad del balde: 19,1 a 61,2 m3 (25 a 80 yd3) Longitud real de la manija del balde: 10.9 m Largo de la pluma: 19.51 m Longitud total de la manija del balde: 14.3 m DUMPERS KOMATSU 960E-1 Los Komatsu 960E-1 y 960E-1K son los dos últimos dumpers diseñados por los ingenieros de la compañía Komatsu. Cada camión tiene una capacidad de carga de 360 toneladas, siendo el 960-E1 introducido al mercado en 2008 como parte de la primera generación de la serie 960E, que fue seguido posteriormente por el modelo 960E-1K. El peso bruto de ambos dumpers es de 635 toneladas, con una altura de carga de 7,14 m y una anchura de 9,19 m.
Pistas para cruce de camiones o doble vía:
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La distancia de seguridad considera el efecto visual que se produce al conducir un equipo de gran altura, lo cual hace que el conductor perciba los objetos a una distancia menor de la que en realidad se encuentran. Esta distancia de seguridad deberá ser mayor a dicha distancia de percepción. Es el espacio de maniobra para los camiones mineros.
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Ancho mínimo de Carguío:
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AMDC= 2.8 + (2 x 5.97) + 9.19 + (2 x 23.3) + 2.0 AMDC= 72.53 M AR + AMDC= 29.63m+72.53m= 102.16 m.
12.- CUBICACIÓN DE MATERIAL A EXTRAER POR FRENTE. Volumen y Tonelaje: tamaño y peso de la porción de roca que será separada del macizo. En base a los siguientes datos obtendremos los metros cúbicos a excavar. Los datos a ocupar serán los siguientes: Toneladas a extraer = 150.000tn/día ∫= 2.7 Ton/m3 (Densidad) Altura de Banco (Hbco)= 16 m
FORMULA PARA OBTENER METROS CÚBICOS DE 1 FRENTE DE TRABAJO. Toneladas a extraer / densidad 150.000/2.7= 55.556 m3 Con este dato y altura de banco obtenemos los metros cuadrados: 55.556 m3 / 16 m= 3.472 m2 Las dimensiones del cubo son: 15
13.- CÁLCULOS PARA FACTOR DE CARGA (Fc) En base a nuestra berma y espaciamiento determinaremos los m3 por poso: B x S x ∫ x Hbco = 11.71m x 14.05m x 2.7 ton/m3 x 16m= 7108 ton Fc= gr Explosivo / Toneladas calculadas. 240 gr/Ton= gr explosivo / Ton. Gr explosivo= 240 gr x 7108 Ton Gr explosivo= 1.705.920 gr / 1000 para llevarlo a Kilogramo. Kilogramo de explosivo= 1705.92 kg. 14.- DENSIDAD (∫) DEL EXPLOSIVO. (Lo aporta el fabricante) ∫ Del explosivo= Kg explosivo / Hc. ∫ Del explosivo= 1705.92 Kg / 14.2 metros. ∫ Del explosivo= 120.14 Kg/m.
Según las densidades de carga de explosivos ENAEX , con un diámetro 15 ” la densidad de explosivo a utilizar es 1.10 gr/cc En base a esto, re calculamos la cantidad (Kg) de explosivos según la tabla ENAEX Φ151.25 gr/cc.=125.41 kg. ∫ Del explosivo= Kg explosivo / Hc. 125.41= Kg explosivo / 14.2 metros. 16
Kg explosivo= 125.41 x 14.2 metros. Kg explosivo= 1780.82 Kg. 6. CANTIDAD DE POZOS (Cp) Las toneladas a remover son 150.000 diarias. Cp= Toneladas a remover / Toneladas totales calculadas de la malla. Cp= 150.000Tn. / 7108Tn. Cp= 21.10 ≈ 22 Pozos.
15.- DIAGRAMA DE PERFORACIÓN.
Calculamos en base al área de perforación las toneladas finales que extraeremos: 17
El área de perforación es 3.472,011 m2 La altura de banco es de 16 m. La densidad es de 2.7tn/m3
3.472,011 m2 x 16 m x 2.7tn/m3= 150.000 ton/dia. Por Frente de trabajo.
16 PLAN MINERO. Reservas: Las reservas calculas para el inicio de faenas el año 2000 alcanzaban las 1.139,7 millonesde toneladas con una ley media de 0.74% de Cu, 0.0192% Mo, 0.028 gpt Au y 1.15 gpt Ag.Las reservas calculadas para el 2009 se calcularon en 1.502,6 millones de toneladas con unaley media del 0,64% de cobre, 0,018% de molibdeno, 0,03 gpt de oro y 0,93 gpt de plata. Recursos: Son de 6.164,9 millones de toneladas estimadas con una ley de 0,52% de cobre, 0,011% de molibdeno, 0,03 gpt de oro y 0,83 gpt de plata y una ley de corte del 0.4%. Este recurso esta ubicada en la FASE 5 de la expansión.
5
18
La extracción de mineral se realizara desde los bancos superiores utilizando 2 frentes de trabajo, de los cuales el ingreso será el siguiente:
Rampa 2
Botadero Rampa 1
Rampa y Botadero.
Rampa 1
Rampa 2 19
Secuencia de extracción:
BANCO 1 DESDE RAMPA 2
BANCO 2 BANCO 3
20
DESDE RAMPA 1
SECUENCIAS PARA EXTRACCIÓN DE BANCOS POR FASES:
Desde rampa 2
1 3
5 4
2
Desde rampa 1
Planta expansión fase 3.
BANCO 1
BANCO 2
21
BANCO 3
17.- PLAN TRONADO Y EXTRAÍDO DIARIO: Dias
Fase
Desde
1 2 3
Rampa 1 Rampa 2 Rampa 1
150.000 150.000 150.000
4 5
Rampa 2 Rampa 1-2
150.000 300.000
1
Rampa 1
150.000
2 3 4
Rampa 2 Rampa 1 Rampa 2
150.000 150.000 150.000
6
5
Rampa 1-2
7
1 2
1 Banco 1
300.000
0
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
300.000
Rampa 1 Rampa 2
150.000 150.000
300.000
300.000
Rampa 1 Rampa 2 Rampa 1-2
150.000 150.000 300.000
300.000
300.000
9
3 4 5
300.000
300.000
10
-
-
-
0
300.000
Ton. Totales
2.700.000
2 3 4
Banco 2
Banco 3
Ton. Tronadas Ton. Tronadas/dia Ton. Extraidas/dias
5
8
Rafael no son 1.500.000 tons de mineral en vez de las 900.000 tons???
22
2.700.000
Días
TON. Extraidas
Mineral
Esteril
ley Cu %
Recu %
0
0
0
0
0
0
1
300.000
0
300.000
0,215
0
2
300.000
0
300.000
0,215
0
3
300.000
300.000
300.000
0,515
85,981
4
300.000
0
300.000
0,215
0
5
300.000
0
300.000
0,215
0
6
300.000
300.000
0
0,515
85,952
7
300.000
0
300.000
0,215
0
8
300.000
0
300.000
0,215
0
9
300.000
300.000
0
0,515
85,946
10
0
0
0
0,215
0
2.700.000
900.000
2.100.000
Estimado Rafael haz resuelto los temas comentados a continuación, Felicitaciones. El plan establece la extracción de lastre los primeros dos día, sin abastecer de mineral a la planta. El tercer día se producen dos días de mineral para alimentar a planta, idem el sexto y noveno día. Los días 4,7 Y 10 SE ALIMENTA DE UN STOCK PILE NO INDICADO, EL CARGUIO Y TRANSPORTE SE INCREMENTA A 450.000 TON DÍA?? El día 3 se contabilizan 300.000 ton de esteril tronada no planificada??? Faltó producir 600.000 ton de alimentación planta( 1.500.000 tons en 10 días), los días 4 y 7 se alimenta de stock pile las 150.000 ton por día lo que incrementa el transporte total a 450.000 ton día, no se revisa la capacidad de la flota para cumplir dichos requerimientos. Los día 1,2,5, y 8 no se abastece de mineral a planta. ERROR EN SECUENCIA DE PLANIFICACIÓN DE LA EXTRACCION
18.- DISEÑO DE LA EXPANSIÓN El diseño de expansión determinó extraer en forma simultánea los tres bancos cantidad de material igual en cada uno de ellos con un desfase de extracción de 70 metros. Para ello se debió considerar algunos parámetros básicos para la operación tales como:
19.- Parámetros básicos considerados para el diseño de la expansión
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Para lograr realizar la expansión se consideraron los equipos que deben operar a fin de cumplir con el programa de producción, equipos los cuales deben operar efectivamente después de realizar la tronadura, por lo que también se debió definir un ancho Mínimo de expansión. Por otro lado se consideró que en función de la operación simultanea de equipos en distintos bancos, se debió definir una distancia como derivada de la actividad de la tronadura (área total de la tronadura), a la cual se adiciono las distancias de posicionamiento de los equipos de carguío (palas, cargadores y área libre de maniobras)
20.- Extracción del material Estas son mis consideraciones para una alternativa al diseño original para lograr las necesidades y metas la extracción mineral debe ser considerada en una relación de (1.500.000 Ton/10 días) rendimiento el cual debe ser semejante en todos los frentes de trabajo, para ello es necesario considerar que los frentes de extracción al menos deberían ser 3 en forma simultánea, extracción referida en la siguiente tabla. Día
Ton. a Extraer
Estéril (ton)
Mineral
Nº Frentes Simultáneos
1
450.000
300. 000
150.000
3
2
450.000
300. 000
150.000
3
3
450.000
300. 000
150.000
3
4
450.000
300. 000
150.000
3
5
450.000
300. 000
150.000
3
6
450.000
300. 000
150.000
3
7
450.000
300. 000
150.000
3
8
450.000
300. 000
150.000
3
9
450.000
300. 000
150.000
3
10
450.000
300. 000
150.000
3
24
Totales
4.500.000
3.000. 000
1.500.000
Ok entiendo, buen trabajo¡¡¡
21.- PROGRAMA DE PRODUCCIÓN En consecuencia deberá ser re-planificada la extracción desde los bancos de manera de cumplir con las metas de producción diaria.
DIAS BANCO Nº 1 1
BANCO Nº 2
2 3
BANCO Nº 3 4 BANCO Nº 4 5 BANCO Nº 5 6
Pto. Extracción Fase Nº 1 Fase Nº 2 Fase Nº 3 Fase Nº 4 Fase Nº 5 Fase Nº 1 Fase Nº 1 Fase Nº 2 Fase Nº 3 Fase Nº 4 Fase Nº 5 Fase Nº 1 Fase Nº 1 Fase Nº 2 Fase Nº 3 Fase Nº 4 Fase Nº 5
Tonelaje por Pto. Extracción 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000
25
Ton. Removido
450.000 450.000
450.000
450.000
450.000
450.000
BANCO Nº 6 7 BANCO Nº 7 8 BANCO Nº 8 9 BANCO Nº 9 10 BANCO Nº 10
Fase Nº 1
150.000
Fase Nº 1 Fase Nº 2 Fase Nº 3 Fase Nº 4 Fase Nº 5 Fase Nº 1 Fase Nº 1 Fase Nº 2 Fase Nº 3 Fase Nº 4 Fase Nº 5 Fase Nº 1
150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 150.000 4.500.000
450.000
450.000
450.000
450.000
Bonita planificación de la extracción, me agradó tu secuencia y su recompensa será a parte de la nota, lo comentado en el mail que te envié.
22.- PLAN MINADO DIARIO. Día 0. Se realiza perforación de fase 1 y 2.
Día 1.
Primer día, se realizara tronado de fase 1 y 2, perforación de fase 3 y 4. Día 2.
26
Segundo día, se realiza tronado de fase 3 y 4 junto a la extracción de fase 1 y 2, perforación fase 5. Día 3.
Tercer día, se realiza tronadura fase 5, extracción fase 3 y 4, perforación fase 1 y 2, segundo banco. Se repite secuencia.
27
Cronograma:
28
Proce so
di a 0
di a 1
di a2
di a 3
di a 4
dia 5
di a 6
di a 7
dia 8
di a 9
di a 10
Perforacion Fase 1
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 2
Tronadura Extraccion Perforacion
Banco 1
Fase 3
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 4
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 5
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 1
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 2
Tronadura Extraccion Perforacion
Banco 2
Fase 3
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 4
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 5
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 1
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 2
Tronadura Extraccion Perforacion
Banco 3
Fase 3
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 4
Tronadura Extraccion Perforacion
Fase 5
Tronadura Extraccion
La zona de botadero se encuentra cercana a las operación minera, la cual ha sido ubicada muy cuidadosamente evitando estar muy cerca del tajo para posibles ampliaciones y no muy lejos para evitar el aumento del costo al momento del acarreo. 23.- CÁLCULOS DE PRODUCCIÓN Y EQUIPOS En esta nueva etapa de la mina se contará con 2 frentes de trabajo, y para el cumplimiento de la explotación de mineral y del desmonte se contara con los siguientes equipos para el área de operaciones mina. 24.- ÍNDICE de ASARCO
Tipo
N°
963 E-1
1
% Disp. Fisica % Utilidad % Efici. Operativa Hora Trabajada Rendimiento TON Producción TON/DIA 90
90
83
29
17,02
1857,225
21251,382
Este valor (17,02) corresponde a las horas efectiva establecidas en algún otro informe y debieran ser las horas hábiles de operación (21,5) el valor que se debe incluir en este cálculo, valor que multiplicado por 0,9*0,9*0,83*21,5= 14,45 hrs que son las horas efectivas de éste trabajo. La producción día por lo tanto será igual a:14,45 hrs Efect* 1857,23 tph (valor que no preenta respaldo)=26.845,24 tpd El número de camiones será: 150.000/26.845,24=5,58 camiones
En base a estos datos determinamos la cantidad de camiones: 150.000 Tn/día. / 21763.464 Tn/día. = 6.89 Camiones ≈ 7 Camiones por frente de trabajo = 7 * 2 FRENTES = 14 camiones. Productividad equipo de Pala Cat 7395. Tiempo de Ciclo Carga Carga de Balde Giro Cargado Descarga de Balde Giro Descargado Total
0,06 0,08 0,06 0,08 0,28
min min min min min
Capacidad Promedia del balde: capacidad colmada del balde x factor de carga. Productividad Nominal: capacidad promedio del balde x (60 min/hr / Tiempo ciclo (min)) Productividad Real: Productividad Nominal x Factor de Eficiencia.
Capacidad Colmada del Balde Factor de Carga (Buena Fragmentación) Capacidad Promedio del Balde Factor de Eficiencia Tiempo de Ciclo Productividad Nominal Productividad Real
61 60 69 90 0,28 14785,714 13307,143
30
m3 % Ton % min Ton/hr Ton/hr
25.- Distancia mineral Extraído.
BOTADERO
FR
BOT
IR
BOT
B IR FR
RAMPA 2
RAMPA 1
1005 M 85 M
955 M
60 M
RAMPA 1 Tramo
Distancia m. % Pendiente Velocidad Km/hra Velocidad m/min Movimiento
B-IR IR-FR FR-BOT BOT-FR
60 80 955 955
0 10 0 0
32 25 32 40
533,333 416,667 533,333 666,667
0,113 0,192 1,791 1,433
FR-IR IR-B
80 60
-10 0
37 40
616,667 666,667
0,130 0,090 3,747
EL CAMION DEMORAR POR LA RAMPA 1: 3.747 minutos.
31
RAMPA 2 Tramo B-IR IR-FR FR-BOT BOT-FR FR-IR IR-B
Distancia m. % Pendiente Velocidad Km/hra Velocidad m/min Movimiento 85 125 1005 1005 125 85
0 10 0 0 -10 0
32 25 32 40 37 40
533,333 416,667 533,333 666,667 616,667 666,667
0,159 0,300 1,884 1,508 0,203 0,128 4,181
EL CAMION DEMORAR POR LA RAMPA 2: 4.181 minutos. Equipo de Transporte 960E-1 por rampa n°1: Tiempo de Ciclo Camion Tiempo de Viaje Tiempo de Carga Tiempo de De scarga Tiempo de Espera
3,75 2,5 1,5 1,5
min min min min
Total
9,25
min
Capacidad nominal del Equipo Factor de Esponjamiento Densidad del Mineral Productividad Tasa de Remosion de Volumen Insitu
360 40 2,7 2335,893 21,63
N° de Passes Capacidad del Camion
5 345
Horas dias 2 turnos Ciclos Tiempo de Ciclo N° de Ciclo Camion Dia Ton Dia Camion Numero de Camiones
17,02 33 3,569 60,740 20955,1963 7
Ton % Ton/m3 Ton/hr m3/hr Ton hra
Ciclos/dias Ton/Dia Camiones
CALCULO DE CAMIONES, SEGÚN CICLOS DE TRANSPORTE, según análisis trabajo en clases: 50/9,25=5,405 ciclos por hora 5,405*14,45=78,108 ciclos por día 5*63,5*78,108=24.779,32 ton/ día camión. 150.000/ 24.779,32=6,05 camiones Sería conveniente relacionar este cálculo con los resultados de Indices ASARCO, para ello debes determinar como se origina el rendimiento en tph, usado en la fórmula de cálculo de producción diaria, antes comentada.
32
Equipo de Transporte 960E-1 por rampa n°2: Tiempo de Ciclo Camion Tiempo de Viaje Tiempo de Carga Tiempo de Descarga Tiempo de Espera
4,18 2,5 1,5 1,5
min min min min
Total
9,68
min
Capacidad nominal del Equipo Factor de Esponjamiento Densidad del Mineral Productividad Tasa de Remosion de Volumen Insitu
360 40 2,7 2231,174 20,66
N° de Passes Capacidad del Camion
5 345
Horas dias 2 turnos Ciclos Tiempo de Ciclo N° de Ciclo Camion Dia Ton Dia Camion Numero de Camiones
17,02 35 3,615 61,533 21228,8503 7
Ton % Ton/m3 Ton/hr m3/hr Ton hra
Ciclos/dias Ton/Dia Camiones
Revisar cálculo siguiendo procedimiento desarrollado en clases y explicado en tabla anterior 26.- RESULTADOS Los resultados en base a los cálculos determinados en el informe son los siguientes: Angulo cara de Banco Angulo Inter rampa Ancho de Camión Altura de Banco Densidad Esponjamiento Diámetro de perforación
75° 45° 9,19 m 16 m 2,7 ton/m3 1,8 ton/m3 15"
33
Factor de Carga Altura de Neumático Berma Berma de Seguridad Espacio de Seguridad Zanja Drenaje Espaciamiento Pasadura Altura de Taco Altura de Pasada Altura de Carga Longitud de Rampa Ancho Mínimo de Camión Kilogramos de Explosivos por frente de trabajo N° de Pozos
240 gr/ton 3,7 m 11,71 m 2,78 m 5,97 m 2,5 m 14,05 m 3,2 m 4,8 m 19 m 14,2 m 29,63 m 102,16 m 1780,82 Kg 22
Para la expansión se utilizaran los siguientes equipos: Rampa N°1: 1 Pala Cat 7395. 7 camiones 960 E-1
Rampa N°2 1 Pala Cat 7395. 7 camiones 960 E-1
Total:
2 Palas Cat 7395 14 Camiones 960E-1
1) El problema de programación minera de corto plazo es de gran complejidad. La integración de procesos de mina y de planta en un mismo plan, el elevado nivel de detalle necesario, tanto productivo como operacional, y las metas productivas impuestas por la planificación de largo plazo influyen en incrementar dicha dificultad. 2) En base a los parámetros calculados obtendremos la construcción de los pozos o tiros de perforación, en los que se colocará el explosivo que más tarde será detonado, supone la ejecución de la siguiente secuencia de actividades: El número de pozos a perforar, la ubicación y características de cada uno de estos, respecto a los otros, definen una malla o diagrama de perforación. Las perforaciones 34
en el banco deben realizarse a distancias regulares entre sí, generalmente entre 8 y 12 m y de manera que atraviesen toda la altura del banco para que, al introducirse los explosivos, la detonación permita fragmentar la roca. Por lo tanto cada pozo queda definido por su longitud, su diámetro y su inclinación. Estas características dependen de las especificaciones propias de cada faena las cuales guardan relación con las características de la roca, la infraestructura de la mina y los equipos disponibles. 3) A su vez, calculamos el área superficial delimitada por el largo de la frente, el ancho multiplicado por la altura de banco, se obtiene el volumen de la roca que será volado. 4) El volumen de la roca a producirse por voladura estará dependencia del régimen de trabajo de explotación que requiere la cantera para cumplir la producción establecida. Considerando en todo momento la maquinaria a ser utilizada. 5) Se clasifican los pozos según su posición en el diagrama de perforación. Los pozos de “Primera corrida”, son aquellos que cuentan con al menos una cara libre para su salida, no están afectados por restricciones y su salida es necesaria para generar una o más caras libres a otros tiros. Estos tiros deben garantizar su salida antes de que cualquier otro pozo dependiente de ellos y por lo general se rellenan con un factor de cargan mayor (más potentes). Los tiros de “Tercera o Última Corrida”, en cambio, sí se encuentran afectados por restricciones de potencia (por ejemplo cerca del muro). Su salida genera la cara libre del banco siguiente, de futuras tronaduras (atrás o al lado) o la cara del muro del rajo (pit final por ejemplo). Estos pozos o tiros deben garantizar condiciones aceptables de estabilidad a la cara que dejan libre, por lo que se cargan con un factor de carga menor (menos potentes). El grupo de tiros que queda entre los tiros de “Primera Corrida” y el de “Tercera o Última Corrida”, se pueden considerar como tiros de “Segunda Corrida”, los cuales tendrán un factor de carga mayor que los de última corrida y menor o igual a los de primera corrida. 27.- CALCULO DE LA FLOTA (Alternativa) Como alternativa al trabajo original, aquí estimara una nueva de flota de equipos de manera de lograr los plazos y metas de producción. Ton. a
Plazos
remover 4.500.000
Estéril
Mineral
Nº
remover 10 días
3.000.000
Modelo
Palas 1.500.000
35
3
Nº
de
Caex Eléctrica
15
7395
camiones
Modelo Caex CAT 795f.
En el cálculo de flota de equipos, lo más optimo para remover 1.500.000 toneladas de mineral y 3.000.000 toneladas de estéril en 10 días serian 3 palas del tipo eléctrica 7395 y 15 camiones CAT 795f. La cantidad de tonelaje removido por banco es de 1.502.360 toneladas, cumpliendo las metas , las toneladas removidas por la tronadura de buena forma con el objetivo; al igual que el tonelaje removido por tronadura por banco supera los 1.500.000 toneladas).
REPLANTEO DE LA FLOTA A UTILIZAR COMO ALTERNATIVA AL DISEÑO ORIGINAL DE LA EXPANSIÓN.
Cálculos del Tiempos de Ciclos y Número de Camiones mineros por Banco Banco Nº1
36
Tiempo ciclo camión = Tiempo de viaje + tiempo de carga + tiempo de descarga + tiempo de espera. TCC= 4min +3,3 min + 1,5min + 1,5min = 10,3min
Estimación de flota Horas efectivas de operación: 21,5 14,45 hrs (considerando 2 turnos de 12 horas c/u)( ver pag 30) Número de ciclos por hora: 50/TCC = 50/10,3min =4,85 ciclos
Ciclos por días: 4,85 * 21,5 hrs= 104,2 ciclos/días, 70,0825 Toneladas removidas por camión por día: 5 pasadas * 63,5 capacidad pala * 104,2 = 33.083,5 ton; 5*63,5*70,0825=22.251,19 ton día camión Número de camiones: 150.000 ton / 33.083,5 ton = 4,5 = 5 camiones;
150.000/22.251,19= 6,74 camiones Banco N°2,
37
Tiempo ciclo camión = Tiempo de viaje + tiempo de carga + tiempo de descarga + tiempo de espera
TCC= 4,31min +3,3 min + 1,5min + 1,5min = 10,61min
Estimación de flota
Horas efectivas de operación: 21,5 hrs, 14,45 hrs efect (considerando 2 turnos de 12 horas c/u) Número de ciclos por hora: 50/TCC = 50/10,61min =4,71 ciclos Ciclos por días: 4,85 * 21,5 hrs= 101,2 ciclos/días; 4,71*14,45=68,096 Toneladas removidas por camión por día: 5 pasadas * 63,5 capacidad pala * 101,2 = 32.131 ton, 5*63,5*68,096=21-620.522 Ton camión día Número de camiones: 150.000 ton / 32.131 ton = 4,66 = 5 camiones; 150.000/
21.620,522=6,93 camiones, esto implica 7 camiones. Banco Nº3
38
Tiempo ciclo camión = Tiempo de viaje + tiempo de carga + tiempo de descarga + tiempo de espera
TCC= 4,47min +3,3 min + 1,5min + 1,5min = 10,77min
Estimación de flota
Horas efectivas de operación: 21,5 hrs (considerando 2 turnos de 12 horas c/u) Número de ciclos por hora: 50/TCC = 50/10,77min =4,64 ciclos Ciclos por días: 4,64 * 21,5 hrs= 99,76 ciclos/días; 4,64*14,45=67.084 Toneladas removidas por camión por día: 5 pasadas * 63,5 capacidad pala * 99,76 = 31.673 ton; 5*63,5*67,084=21.299,17 ton casmion día Número de camiones: 150.000 ton / 31.673 ton = 4,73 = 5 camiones;
150.000/21.299,17= 7,04 camiones
Total camiones Frente A : 6,74
Total camiones Frente B: 6,93
Total camiones frente C: 7,04 Gran Total=6,74+6,93+7,04=20,71 unidades, 21 camiones
Flota Total del Diseño
3 Palas 39
15 Camiones
Índices de Asarco
Banco Mineral
Tipo de Pala
Número
Electrica 7395
1
Variables %DF 0,89
Eficiencia pala
Número
CAT 795F
1
0,9/ 83
0,9
Hrs efec/día
Cap. Pala (ton/día)
21,5
148876
Prod. Ton/hr 6924,465116
Ton. Reales 107324,7084
Variables %DF
%EO
8,87
Eficiencia pala
%UT
Valor recomendado 83%( 50/60)
72,09%
Tipo de Camión
%EO
%UT 0,9
0,9
Hrs efec/día 21,5
Cap. Tolva (ton/día)
Prod. Ton/hr
33083,55556
1538,770026
Ton. Reales 227131,1806
68,65%
Banco N°1
Tipo de Pala
Número
Electrica 7395
1
Variables %DF
%EO
0,9
Eficiencia pala
Tipo de Camión
0,9
Cap. Pala (ton/día)
21,5
Número
Prod. Ton/hr
149730
6964,186047
Cap. Tolva (ton/día)
Prod. Ton/hr
33273,33333
1547,596899
Ton. Reales 110365,983
Variables %EO
%UT
Hrs efec/día
Ton. Reales
1 8,88
Eficiencia pala
0,9
Hrs efec/día
73,71%
%DF CAT 795F
%UT
0,9
68,73%
40
0,9
21,5
228691,6128
Banco N°2
Tipo de Pala
Número
Variables %DF
Electrica 7395
%EO
Cap. Pala (ton/día)
Prod. Ton/hr
Ton. Reales
0,9
0,9
21,5
158365
7365,813953
Cap. Tolva (ton/día)
Prod. Ton/hr
35192,22222
1636,847545
119324,8602
75,35%
Tipo de Camión
Número
CAT 795F
1
Variables %DF 0,91
Eficiencia pala
Hrs efec/día
1 0,92
Eficiencia pala
%UT
%EO
%UT 0,9
Hrs efec/día
0,9
21,5
70,43%
CONCLUSIONES
Como propósito fundamental de la catedra y especialmente con el presente trabajo desarrollado de manera integral, amena y dinámica durante todo el semestre, se logra el objetivo, comprendiendo (haciendo y practicando) las diversas etapas, parámetros e información complementaria que se debe contar para la planificación previa para concretar el diseño de una expansión en una mina a rajo.
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Ton. Reales 24787,2898
A su vez un rol fundamental en estos meses ha jugado el docente, quien ha puesto a nuestra entera disposición sus conocimientos y experiencias en el ámbito profesional, información básica- relevante para la materialización de este trabajo.
Por otro lado, el planteamiento original del trabajo, estimada una producción diaria a remover de 300.000 Ton. Diarias Determinadas en considerando 2 frentes de manera simultanea
Calculo insuficiente para cumplir con el programa de producción. Ante ello se replanteo el problema, surgiendo una alternativa al trabajo inicial, la que resulta en mantener una flota de equipos ( Total 18) 3Palas Electricas y 15 / 21 Caex los cuales nos permitirán extraer en 10 días un total de 4.500.000.-
El cálculo de la cantidad de tonelaje removido por banco será de 1.500.000 toneladas en 10 días cumpliendo con el programa de producción
La tronadura por banco que dio como resultado de 1.524.407 toneladas superando las 1.500.000 toneladas).
En lo personal manifiesto mi
convencimiento
en que si las asignaturas fueran
planteadas y resueltas de la misma manera que esta, la capacidad de aprendizaje, el entrenamiento, la practica adquirida y el conocimiento serian una característica especial de cada alumno de la Universidad, a su vez los cimientos en términos de conocimientos estarían siempre y en todo momento aterrizados a la realidad laboral al cual el alumno estará expuesto años más tarde.
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