UNIVERSIDAD NACIONAL DE ANCASH “SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO”
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS, GEOLOGIA Y METALURGIA CONTROL DE ACTIVIDADES MINERAS TEMA: Almacenamiento provisional en la mina Casapalca DOCENTE: ING. QUIÑONEZ POMA, Juan ALUMNA: CALAZAN PALMA Janet……………..01.0466.1.AM
HUARAZ - 2006
ASPECTOS GENERALES •
Antecedentes: –
Afines del siglo pasado, la compañía Backus y Johnston inicio el desarrollo y explotación sistemática de las estructuras mineralizadas del distrito, posteriormente en 1921, la Compañía Cerro de Pasco Corporation, adquirió la mayoría de las acciones. Centromin-Perú al haber adquirido a partir del 1º, de Enero de 1974 todas las propiedades de la compañía Cerro de Pasco. Sin embargo la extracción de minerales de plomo y zinc con alto contenido de plata y algo de cobre, se remonta a los años de la colonia.
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La empresa Minera Yauliyacu S.A. al adquirir a partir del día 02 de Mayo de 1997, las propiedades de Centromin – Peru, esta empresa esta realizando trabajos de expansión, siendo de entre todas las mas importante el proyecto de Profundización de rampa del nivel 3900 al nivel 4500 De esta forma aumentar la calidad de Producción y el incremento de reservas. Y la implementación del Programa de Seguridad y Control de Pérdidas, NOSA.
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Ubicación y Acceso:
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Descripción de la Mina: –
La mina está dividida en dos zonas principales, la zona alta y baja, así mismo 22 niveles operativos. Se explotan vetas angostas y cuerpos formados por la unión de vetas.
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El mineral en la zona alta llega al nivel principal de extracción por gravedad mediante un Ore Pass, y el de la zona baja mediante izaje por medio del WInche ASEA, que ha sido construido totalmente en el interior de la mina. En está unidad se aplican diversos métodos de explotación, el almacenamiento provisional en la zona alta, y el metodo de corte y relleno ascendente aplicado a la zona baja.
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Descripción de la Mina:
PERFIL, UNIDAD MINERA CASPALCA, EMPRESA MINERA YAULIYACU
GEOLOGÍA GENERAL DEL YACIMIENTO: •
El yacimiento es del tipo relleno de fracturas mediante soluciones mineralizantes de gran profundidad, las vetas atraviesan una variedad de tipo de rocas presentando una concentración y disposición especial; a veces forman cuerpos de reemplazamiento de zonas favorables o intersección de fracturas.
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La mineralogía es simple y se manifiesta en tres etapas, esta representada por una mesa abundante de esfalerita, galena, tetrahedrita, tenantila y algo de calcopirita, siendo los minerales de ganga, la pirita, calcita, rodocrocita y calcita manganifera.
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La mineralización se presenta en vetas y cuerpos que tienen como características principales, buzamiento entre 60º y 70º, potencia en las vetas entre 0.1 a 1.5 m y en los cuerpos entre 3m y 12m siendo la Calidad de la Roca del tipo competente. ALMACENAMIENTO PROVISIONAL, “SHIRINKAGE”
Condiciones de Aplicación: •
Se requieren las siguientes características del yacimiento:
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El yacimiento debe tener un buzamiento mayor de 60°, para permitir que el mineral fluya con facilidad; debe tener rumbo y potencia uniforme de l a 30m.
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Consistencia del mineral relativamente firme, para mantener el techo sin sostenimiento y solo con desquinche parcial.
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El cuerpo mineralizado debe ser regular en cuanto a su forma, de otra manera el mineral queda en las rocas encajonantes, o presenta alta dilución.
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Las rocas encajonantes deben ser relativamente estables.
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El mineral debe tener ley uniforme.
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El mineral no debe ser afectado en el almacenamiento. Ciertos minerales se oxidan y se descomponen cuando son expuestos al aire y esto es inconveniente. ALMACENAMIENTO PROVISIONAL, “SHIRINKAGE” “SHIRINKAGE” - CONVENCIONAL
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Niveles, Los niveles generalmente se desarrollan a intervalos de 35 a 150 m; el intervalo puede ser mayor. La máxima altura del tajeo esta determinada por el control de hundimiento, ya que los tajeos mayores de 60 a 100 m tienden a hundirse erráticamente. Si dos tajeos están siendo desarrollados uno encima de otro entre dos niveles, entonces el intervalo máximo entre niveles se recomienda de 150 a 200 m. Hasta donde se tenga confianza en la consistencia del mineral, los niveles deben ser ejecutados en la caja piso, entendiéndose que la veta será lo suficientemente recta.
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Chimeneas.- El acceso vertical a los tajeos se realiza a través de chimeneas entibadas en veta o chimeneas convencionales en la caja piso. El avance es en forma vertical o inclinado; al realizar el disparo toda la carga va al piso de la chimenea o a buzones preparados adecuadamente; para posteriormente ser extraídos hasta los echaderos de mineral o desmonte, siendo el ciclo perforación,
disparo, ventilación y transporte; las maquinas perforadoras que se utilizan son de tipo "stoper" pero generalmente se utiliza "jackleg". Las chimeneas pueden están divididas en dos compartimientos, uno para servicio y escalera y otro puede ser equipado con un "skip". •
Subniveles y "box holes".- El propósito de la preparación del tajeo es el de construir las facilidades necesarias para la extracción del mineral. La preparación del tajeo se inicia con la división de los bloques por medio de niveles y chimeneas. El sistema mas satisfactorio es el uso de los subniveles desarrollados a partir de las chimeneas sobre veta, dejando un puente sobre el nivel principal de acarreo; en la caja piso de este subnivel se construye los dedos o chutes, para luego equiparlos con madera para convertirlos en buzon o tolva de extracción de mineral; en la Figura Nº 3.2 se aprecia los detalles. Algunas desventajas de este método es el alto requerimiento de madera, alto costo de mantenimiento y peligro de planchoneo una vez que el mineral haya sido extraído.
PREPARACIÓN PARA TAJEOS, “SHIRINKAGE” – CONVENCIONAL
“SHIRINKAGE” - CONVENCIONAL
Minado, Una vez que los bloques hayan sido preparados se inicia el tajeo, cuyo avance es relativamente hacia arriba conservando el techo piano. Cada corte se inicia con una salida estándar para dar una cara libre mas; la altura de corte depende del tipo de equipo a emplearse, en nuestras minas es de 1,5 a 2,5m. El ciclo de minado consiste en perforación, disparo, ventilación y extracción o jale (en la figura Nº 3.3 se observa la secuencia de minado). La perforación se realiza generalmente con equipos "jackleg" o "stoper" en forma ascendente vertical o inclinada; en otras ocasiones puede realizarse la perforación horizontal, en este caso el disparo es inmediatamente después de la perforación. En muchos tajeos el disparo se realiza en una sola etapa, una vez concluida la etapa de perforación de toda la franja, pero esto no es una regla, ya que el mineral derribado se puede requerir en la planta para lo cual el disparo se puede realizar parcialmente, con el fin de realizar el jale inmediato de la zona disparada. En el jale durante la etapa de tajeado se debe tener mucho cuidado; cuando se realiza la extracción en exceso, la altura de la plataforma y el techo quedara muy distanciando, por lo que no se podrá perforar normalmente; en tales casos es necesario colocar andamios para perforar el techo. Si la extracción se torna errática o el material se cuelga durante el jale en el tajeo, se puede intentar bombear agua o plastear para solucionar el problema SECUENCIA DE MINADO SHIRINKAGE
Esquema de Explotación, Shirinkage Convencional
Este método tiene las siguientes ventajas: •
Poco trabajo preliminar de perforación
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No necesita sostenimiento al momento de tajear. El mineral roto se comporta como sostenimiento.
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No necesita mantener y construir "ore pass" de mayor dimension en los niveles de los tajeos.
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No necesita manipuleo del mineral en del tajeo.
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Los tajeos admiten mantener gran cantidad de reservas de mineral para alimentar progresivamente la necesidad de la planta concentradora.
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Se puede obtener bajos costos de perforacion, desarrollo y ventilacion.
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Si la roca encajonante es buena, el tajeo puede quedar vacio, en consecuencia no necesita relleno.
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Se necesita escaso enmaderado.
Las desventajas relevantes son: •
No es aplicable a depósitos que producen gran dilución de sus paredes.
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Solo se dispone de un 30-40% de mineral fragmentado en forma inmediata.
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Es bastante difícil hacer una explotación selectiva cuando la veta es irregular, cuando no conservan su buzamiento y definida la estructura mineralizada.
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Se requieren "chutes" y "draw points" con espaciamientos cortos para lograr una buena eficiencia de extracción.
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Se pueden producir atoros en los "chutes" debido a los grandes pedazos de mineral.
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No es flexible, es decir que no se puede cambiar fácilmente a otro método.
MINADO POR ALMACENAMIENTO PROVISIONAL EN LA UNIDAD MINERA CASAPALCA EXPLICACIÓN GENÉRICA DEL MÉTODO •
El método de explotación utilizado es almacenamiento provisional, iniciándose a partir del nivel de explotación con cortes de 1.5m, utilizándose perforadoras del tipo Jackleg y/o Stoper, para la voladura, dinamita SEMEXSA y ANFO hasta alcanzar una altura de Tajeo de 2.5m extrayendo el exceso de 30% por esponjamiento para establecer el nuevo piso de perforación, continuando la secuencia de minado entre perforación, voladura, evacuación del mineral. Terminada la Rotura hasta el nivel superior del block dejando un puente de 4m, se efectúa la evacuación total del mineral roto.
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En el siguiente esquema se presenta las diferentes vistas del Método de Explotación usado en Casapalca.
Minado por Shirinkage en Casapalca:
PARAMETROS DEL METODO DE EXPLOTACIÓN •
Productividad en el Tajeo: 11.2 T / HG
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Consumo de Explosivos: 0.23 Kg / T
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Metros de Taladros Perforados: 1.1 m / T
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Labores Preparatorias: 8.4 m / 1000 T extraídas
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Producción de Labores Preparatorias: 15%
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Dilución: 20 – 70%
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Recuperación de las Reservas Geológicas: 85%
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Establecimiento del Equilibrio del Macizo Rocoso: Vacíos abandonados y Puentes.
OPERACIONES UNITARIAS APLICADAS EN LAS LABORES: Labores de Desarrollo: Galerías: Dentro de las Galerías encontramos dos Niveles Principalespara delimitar el Bloque; El nivel inferior (nivel de extracción) y el nivel Superior; - Perforación: Calculo Del Número De Taladros.- Como primera consideración de la perforación tomamos el cálculo del número de taladros por frente como sigue:
Donde: R: Perímetro de la Sección del tnel en m d: distancia promedio entre los taladros periféricos, en mts. S: Sección del Frente, m2 C: Coeficiente o Factor de roca. Luego:
R= 4 (S)1/2 Mayormente d y C, se obtienen de:
Entonces el área total será: •
S = 5.93 m2
Por tratarse de una roca buena se considera al valor de C = 2.00 y d = 0.55 Reemplazando tenemos: Nº TALADROS = 30 tal Cálculo De Malla De Perforación.- Es de suma importancia el cálculo y diseño geométrico de la malla de perforación por que de ella depende la eficiencia de la voladura que posteriormente se ejecutará por ende tenemos las siguientes consideraciones para su respectivo cálculo y diseño:
Diseño de Trazos de Voladura y Esquema de Salidas
Voladura: •
Cálculo del número de taladros: 30 taladros por frente
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Diseño de la columna explosiva:
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Para el arranque
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Diámetro de taladro: 2.7cm.
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Longitud de taladro perforado: 1.5 m.
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Longitud de columna explosiva: 1.0 m.
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Longitud de taco: 0.5 m.
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Espaciador: 5(7/8’’).
Chimeneas: La chimenea de desarrollo, es aquella que comunica a ambos niveles antes descritas, con la finalidad de realizar una cubicación por block de explotación, para lo cual se han desarrollado dos chimeneas de iguales características, y realizadas en paralelo, con perforadoras tipo STOPER, para la perforación vertical que se realiza, la sección de estas chimeneas son de 1.5m x 1.5m, con longitud de 57m, a continuación se realiza una descripción detallada de cada una de las operaciones unitarias que se realizaron durante la ejecución de estas labores de desarrollo. •
Teniendo en consideración la tabla de valores tanto para d como para C, procedemos a la realización del respectivo cálculo del número de taladros por frente, para lo cual en el gráfico se presenta la sección real del nivel.
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El área total será:
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Por tratarse de una roca buena se considera al valor de C=0.65 y K=1.5
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Malla De Perforación.- Es de suma importancia el cálculo y diseño geométrico de la malla de perforación por que de ella depende la eficiencia de la voladura que posteriormente se ejecutará por ende tenemos las siguientes consideraciones para su respectivo cálculo y diseño:
Voladura: Cálculo del número de taladros: 13 taladros por frente Para el arranque Diámetro de taladro: 2.7cm. Longitud de taladro perforado: 1.5 m. Longitud de columna explosiva: 1.0 m. Longitud de taco: 0.5 m. Espaciador: 5(7/8’’).
LABORES DE PREPARACIÓN SUBNIVELES -Perforación –
Cálculo de la malla de perforación
Longitud de los taladros = 5’ = 1.52 m. El diseño de malla de perforación será de la siguiente manera:
Análisis De Acarreo: –
Condiciones generales: La longitud de acarreo interior mina es desde 0 hasta 1120m, con una gradiente de 2 por mil; y una vía que va a planta de 500m con la misma gradiente.
CHIMENEAS •
- PERFORACIÓN
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Cálculo de la malla de perforación
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Longitud de los taladros = 5’ = 1.52 m.
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La malla de perforación será la siguiente:
BUZONES - Perforación Cálculo de la malla de perforación Longitud de los taladros: variable (desde 0.81 – 2m)
El diseño de la malla de perforación será la siguiente: Vista en planta de la malla de perforación Sección de la malla de perforación
PROCESOS PRODUCTIVOS – UNIDAD MINERA CASAPALCA 1.
PERFORACION 1.1.
Calculo de la malla de perforación.
a. Calculo de Burden: Según Konya 2 * SG e B = 0.012 + 1.5 * De SG R
Donde: SGr: densidad de la roca 2.8 gr/cm3 SGe: densidad del explosivo SEMEXSA45 1.8 gr/cm3 De: diámetro del explosivo 7/8 pulg =22.225mm Reemplazando estos valores se tiene: B= 0.75 m Por tanto el diseño de malla será el siguiente:
b. Calculo del espaciamiento (E):
(H + 2B) / 3, E= 2B;
SI, H<4B ;
SI, H>4B
donde: H = Long. De taladro (pies) = 6 = 1.8288 m B = Bourden (pies) Como H < 4B, Entonces E = (H + 2B)/3 = 3.64 Pies = 1.1096 m 1.2.
Determinación del tiempo de perforación Tenemos: •
Velocidad de penetración : 0.40m/min
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Ciclo operativo Extracción del barreno = 0.25 min Movimiento del equipo = 0.5 min Ubicación de la perforación (enboquillado) = 0.5 min Ciclo total = 1.25 min
Tiempo de penetración por taladro: Longitud de perforación =1.8m Tiempo de penetración Tp = 1.8m/0.4m/min = 4.5 min -
Tiempo de perforación por taladro Tper. = 4.5 min + 1.25 min = 5.75 min/Tal. Perforado
-
Velocidad de perforación por taladro Vper. =1.8 m/5.75min =0.31m/min
1.3.
Velocidad de Producción. -
Calculo de Producción por Taladro
1) Volumen Movido por Taladro Vol/Tal = B*E*Lt = (0.75*1.1*1.8) = 1.49 m3/TAL 2) Producción Nominal por Taladro Dr = 2.8g/cm3 = 2.8 TN/m3 (Densidad de la Roca) P/TN = (Vol/Tal)*Dr = (2.8 * 1.49) = 4.17 TM/Tal 3) Velocidad de Producción por Taladro V/TAL = (P/TN) / T perf = 4.17 TM/Tal / (5.75 min/tal) V/Tal = 0.73 TM/ min 1.4.
Programa de Perforación -
Determinación del Tiempo Efectivo por Guardia
1) Horas Nominales por Guardia = 08 Hrs 2) Rendimiento del equipo = 80 % 3) Mantenimiento Promedio = 0.15 Hrs 4) Movilización promedio por disparo = 0.25 Hr TE / gd = 8*0.8 – (0.15 + 0.25) = 6Hrs/gd = 360 min/gd -
Calculo de la Producción por Guardia PN/gd = (V/tal)*(TE/gd) = (0.73TM/min)(360min/gd) = 262.8 TM/gd
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Calculo de la Producción Nominal por día: de acuerdo a la mina establecido en este caso (UNIDAD MINERA CASAPALCA), trabajan tres guardias por día. Tenemos: PN / dia = (P / gd)*3 = 262.8 TM/gd * 3gd/dia = 788.4 TM / dia.
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Calculo de la Producción Real Considerando la recuperacion de 90 %: PR / dia = (PN / dia)* 90% = 709.56 TM / dia.
-
Programa de Perforación Consideramos la Producción por Mes, de acuerdo a los datos extraídos del Estudio Técnico realizado por el INGEMMET, de : 8736 TM/mes PP = PP/Mes / (PR/dia) =(8736 TM /mes) /( 709.56 TM/dia) PP = 12.31 dias / mes*(3 gd/dia) = 36.95gd/mes
2.
VOLADURA 2.1.
Cálculo del Nº de Taladros Nº Tal = (PR / dia)/ (P/TN) = (709.56 TM / dia) / (4.17 TM/Tal) NºTal =170.16 Tal/dia = (170.16 Tal/dia)*(12dias/mes) ≈ 2094.67 Tal/mes
2.2.
Cálculo del Programa de Carguío -
Ciclo de Carguío por taladro Limpieza de taladro
= 0.5 min
Carguío del cebo
= 0.25 min
Carguío de cartuchos
= 1.25 min
Taco
= 0.257 min Ciclo Total = 2.25 min
-
Tiempo Total de Carguío de los Taladros TtCTal = (NºTal)x(TC/tal) = (2094.67 Tal/mes)*(2.25 min/tal) TtCTal =4713 min /mes = 78 hrs/mes ) =3.27dias/mes
2.3.
Asumiendo 1 guardia para la ventilación, por cada guardia de voladura; tendremos como programa de Ventilación: PV = 3.27 dias/mes ≈ 3 días/mes
3.
LIMPIEZA EN EL TAJO 3.1.
Análisis de las Consideraciones Técnicas – Programa de Carguío
a. Producción Neta Horaria de la SCOOP TRAM PN = (Ccxtxfcxef xρisxfG ) / ciclo .operativo
Cc = capacidad de Cucharón:1.5 y3 = 1.147 m3 t = Valor de Conversión del ciclo operativo t = 3600seg/h = 60min/h fc = Factor de Cucharon = 85% ef = Eficiencia del carguío 80% fG = factor de Giro = 77.80% (70º) ρis = 2.80 ton/m3 -
Ciclo Operativo
1. Estacionamiento
= 10
seg
2. carguío
= 15
seg
3. Desplazamiento hacia atrás = 5
seg
4. Traslado al ore pass
= 22.5 seg
5. Vaciado al ore pass
=5
seg
CICLO TOTAL = 57.5 seg Reemplazando PN = 106.65 TM/hora b. Calculo de la Producción por día Considerando que las horas efectivas de operación por guardia de 6 horas y se trabaja 3 guardias por día, entonces: PN/día = (PN /h)(6h/ gd)(3gd / dia) ≈ 1919.7 TM/dia c. Programa por Carguio PC = (8736 TM/mes)/ (1919.7 TM/día) = 4.55 días/mes. 1. PROGRAMA DE ACARREO: Tomemos en cuenta que se utilizara una locomotora eléctrica con 7 carritos y cuya velocidad con carga es de 5Km/hora y su velocidad sin carga es de 7Km/hora.y la capacidad de los carritos es de 2 m3 •
PROGRAMA DE CARGUIO
Determinación del tiempo de carguio: Tiempo de abertura de la compuerta del chut
: 30 segundos
Tiempo de llenado al carrito
: 5 min
Tiempo de traslado de chut a chut
: 20 segundos
Tiempo de cerrado del chut
: 40 segundos
Ciclo total
: 6.5 minutos por carrito 6.5 min
min
horas
Tiempo de llenado del convoy = 7carritos * carrito = 45 convoy = 0.8 min Calculo de producción neta horaria (PN/H) Eficiencia de carguio: 90% Densidad insitu: 2.8 TM/m3 Tiempo de ciclo operativo: 4505 min/convoy
Producción del convoy = 7carritos * Por lo tanto PN/H=
5m3 =35m3 carro
7 * 2 * 0.9 * 2.8 TM = 44 .1 0 .8 H
Calculo de producción neta por guardia TM
H
TM
PN/G= 44 .1 H * 6 gd = 264 .6 gd
Programa de carguio Pc = (8736 TM/mes * 0.3) / (264.6 TM7gd) = 9.93 gd/mes (9.93 gd/mes)/(3 gd/dia) = 3.31 dias/mes •
PROGRAMA DE ACARREO A PLANTA Longitud de acarreo: 2 Km Longitud de la boca mina hasta la cancha de grueso: 500m Carguio del mineral: 5min Velocidad de salida (cargado): 5Km/hora Tiempo de acarreo: 0.5horas Tiempo de ubicación para descarga: 10segundos Velocidad de retorno: 7KM/hora Tiempo de retorno: 0.36horas = 22min Tiempo de ubicación para carga: 2min Ciclo total 3570segundos =59.5min ≈ 1 hora Velocidad de transporte del convoy (VTc) Capacidad nominal del convoy: 2carritos * Eficiencia del convoy 90% Rendimiento de la locomotora 85% VTc=
39 * 0.9 * 0.85TM TM = 30 1hora hora
2m 3 2.8TM * = 39TM carrito m3
Calculo de producción por guardia 30
TM 6horas TM * = 180 hora guardia gd
Programa de acarreo Pa: Pa = (8736 TM/mes*0.3) / (180 TM/gd) = 14.56 gd/mes Pa = (14.56 gd/mes) / (3 gd/dia) = 4.85 dias/mes
PLANIFICACIÓN DE OPERACIONES: MES: AGOSTO 2007
PLANEAMIENTO POR CUADROS ESTADISTICOS 1.
Producción Planificada = 8736 TM
2.
Planificación de personal por guardia a.
b.
c.
3.
Perforación: -
Operador (l)
-
Ayudante (l)
Voladura: -
Especialista en voladura (l)
-
Cargadores para carga de fondo (1)
-
Cargadores de carga de columna (1)
Limpieza. -
Operador de la Locomotora (1)
-
Chutero (1)
Eficiencia de labor Número de personas requeridas para el mes Nºper/mes = (per/gd)x(3gd/día)x(dias/mes) a.
Perforación Nº per/mes = 2x3x12 = 72 h-gd/mes
b.
Voladura Nº per/mes = 3x3x5 = 45 h-gd/mes
c.
Limpieza Nº per/mes = 4x3x 9= 108 h-gd/mes
d.
Eficiencia de Labor EL= (8736 TM/mes) / (Nºtotal per/mes) = 8736/225 EL = 38.83 TM/h-gd.
4.
Eficiencia de Perforación Nº de taladros por mes = 2094.67 Tal/mes a.
Longitud total perforada durante todo el mes LTP/mes = NºtalxLT = 2094.67*1.80 m/mes = 3770.41 m/mes
b.
Eficiencia de perforación EP = (PP/mes)/(LTP/mes) = (8736 TM/3770.41) = 2.32 TM/m.perforados
5.
Eficiencia de Explosivos o Factor de Potencia Para la Dinamita Semigelatina G5
a.
Calculo de la densidad de carga por taladro: dc = 0.34x(de)2xDe dc = 0.34x(7/8pulg)2(1.16) = 0.302 lib/pie
b.
Longitud Efectiva de Carga LEC = Ltx0.85 = 1.53 m
c.
Consumo de Explosivo por mes CE/mes = LECxNºtalxdcxfp Donde: fp = factor de pérdida por manipuleo del explosivo, por lo general 5% CE/mes = (1.53x2094.67 x0.302x1.05x3.28) = 3333.32 lib/mes
d.
Factor de Potencia FP = (CE/mes)(PP/mes) = 3333.32/8736 = 0.38 lib/TM FP = 0.17 Kg. / TM
6.
Eficiencia de los Equipos de Limpieza a.
Equipo de Acarreo (locomotora). 1.
Horas trabajadas por mes (como en el caso anterior) HT/mes = (4x3x9x1) = 108 hrs/mes
2.
Eficiencia de Acarreo EA = 8736/108 = 80.89 TM/hrs-maq
PLANEAMIENTO POR CUADROS ESTADISTICOS MES: AGOSTO 2007
LABOR PARAMETROS
TAJEO
Eficiencia de labor
38.83 TM/h-gd
Eficiencia de Perforación
2.32 TM/m.perforados
Factor de Potencia
0.17 Kg. / TM
Disponibilidad Mecánica Limpieza
80.89 TM/hrs-maq
OPERACIONES UNITARIAS
PERFORACIÒN
VOLADURA
LIMPIEZA
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12 13
14
DURACION DE DIAS
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24 25 26
