UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS (Universidad del Perú, Decana de América)
FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINERA, METALURGICA Y GEOGRAFICA ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL CURSO
:
ALUMNO
:
CODIGO
:
PROFESOR : LIMA – PERU
2017
RESUMEN
En el presente trabajo, fundamentamos conceptos teóricos de cada una de las etapas, en la primera etapa damos a conocer todo los principios, métodos, parámetros, factores que intervienen en el proceso de perforación primaria; en la segunda etapa determinamos los parámetros de voladura, principales modelos matemáticos para calcular el burden, diseño de mallas de perforación y voladura, variables controlables de voladura, características de explosivos; en la tercera etapa consideramos ciclos de carguío de diferentes equipos vinculados al carguío, producción de equipo ,carga útil de cucharón.
INDICE CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL 1.1 Ciclo de minado en Open Pit. 10 1.2 Perforación. 11 1.2.1 Principios de la Perforación 12 1.2.2 Métodos de Perforación. 12 1.2.3 Equipos de Perforación con Tricóno. 13 1.2.4 Parámetros de Perforación. 19 1.2.4.1 Velocidad de Penetración (Penetración Rate). 19 1.2.4.2 Presión Hidráulica o Empuje(Pulldown). 19 1.2.4.3 Velocidad del barrido. 25 1.2.4.4 Velocidad Anular 27 1.2.5 Factores que influyen en el rendimiento de la Perforación. 28 1.2.6 Diseño de Mallas. 29 1.2.7 Determinación del costo de Perforación. 29 1.3 Voladura. 30 1.3.1 Teoría de Voladura. 30 1.3.2 Determinación de Parámetros de Voladura. 31 1.3.3 Principales Modelos Matemáticos para calcular el Burden (b). 31 1.3.3.1 Modelo de R.L.Ash (1963). 32 1.3.3.2 Modelo Richard Ash Modificado. 33 1.3.3.3 Modificado por Lopez Jimeno. 34 1.3.3.4 Modelo Matemático de Konya. 34 1.3.3.5 Modelo de Walter y Konya. 35 1.3.4 Mallas de Perforación y Voladura. 36
1.3.5 Diseño de las Mallas de Perforación y Voladura. 36 1.3.6 Mallas Típicas de Perforación y Voladura. 37 1.3.7 Secuencia de Salida. 39 1.3.8 Técnicas de Cebado. 41 1.3.9 Propiedades más importantes de los Explosivos. 42 1.3.10 Propiedades Físico Químicas del NA en la Performance del ANFO. 44 1.4 Carguío. 46 1.4.1 Estimación del Tiempo de ciclo de Carguío de Retro Excavadora y Palas Cargadoras. 48 1.4.2 Ciclo de Carguío con Retro Excavadora. 48 1.4.2.1 Producción del Equipo. 49 1.4.3 Ciclo de Carguío con palas cargadoras. 50 1.4.3.1 Producción del equipo. 50 1.4.4 Carga Útil del Cucharón. 51 1.5 Transporte. 52 1.5.1 Unidades de transporte. 53 1.5.2 Factores que afectan en la Productividad del Equipo de Transporte. 53 1.5.3 Potencias y Fuerzas Motrices de los Equipos Móviles. 54
CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL
1.1
CICLO DE MINADO EN OPEN PIT.
Durante las últimas décadas la tecnología ha permitido la explotación de minerales con leyes progresivamente más bajas. Como consecuencia, los clavos de mineral que antes parecían ocurrir aisladamente, ahora tienen mayores tamaños y han comenzado a unirse formando franjas ondulantes continúas, esta continuidad puede revelarse muchas veces bajando arbitrariamente la ley de corte.
La explotación de los yacimientos metálicos por el método de explotación a Cielo Abierto en el Perú se inicia aproximadamente en 1953 con la puesta en marcha de los depósitos de Hierro de Marcona, posteriormente siguieron otras Minas porfiríticas tales como Toquepala, Cuajone, Cerro Verde entre otras más. La explotación de los yacimientos minerales por el método de explotación a Cielo abierto tiene muchas ventajas en relación a la explotación Subterránea, tales como: •
Mejor Recuperación de reservas.
•
Flexibilidad en la Operación.
•
Menor Costo de operación por tonelada extraída.
•
Mayor producción por hombre guardia.
•
Mejor control de leyes.
•
Seguridad para el personal y los equipos.
El ciclo de minado en minería superficial consta básicamente de 4 etapas que sigue el siguiente orden. Perforación. Voladura. Carguío. Transporte.
Los que se deben efectuarse en forma eficiente, rápida, segura y al mínimo costo posible. 1.2
PERFORACIÓN
La perforación es la primera etapa del ciclo de operación, en donde se relaciona íntimamente con la voladura para obtener una buena fragmentación la cual influye en los costos de carguío y acarreo. Por lo tanto es importante aplicar un sistema de perforación que proporcione máximas ventajas de producción a bajos costos. Es también definida como el proceso empleado para lograr la penetración a una roca mediante el cual se forman aberturas o taladros, la penetración de la roca se obtiene básicamente por el fracturamiento del material y expulsión de detritus.
1.2.1 PRINCIPIOS DE LA PERFORACIÓN La perforación consiste en la realización de taladros en el macizo rocoso. Para colocar explosivo en la etapa de la voladura, la perforación depende de: De las propiedades físicos mecánicas de la roca. Esfuerzo a la compresión de las rocas. Resistencia de la roca a la penetración. Ocurrencias geológicas, para determinar si se necesita perforar o no; hay rocas que no necesitan perforar si no excavar.
1.2.2 METODOS DE PERFORACIÓN La perforación en minería superficial es tomada sobre diversas bases esto incluye: Tamaño del taladro. Modelo de montaje (sobre orugas y neumática).
Tipo de potencia, energía, etc. a. Perforación a percusión.-Es el método mas común, en donde la energía del sistema es transmitida desde la perforadora, a través de la barra hasta el inserto, y de esta hasta la roca. La broca de tipo cincel o en cruz impacta a la roca en una dirección axial y de manera pulsatoria; las pequeñas rotaciones que se aplican operan en el rebote de ella. - La fuente de energía es el aire comprimido. b. Perforación por rotación.-La energía que se aplica en este método es suministrada por dos fuerzas una axial que presiona constantemente la broca con la roca y la otra rotacional .La energía puede ser diesel o eléctricas. c. Perforación por roto percusión.-El submétodo que combina separadamente la acción percusiva y rotacional obteniéndose fuerza de impacto a presión axial y de torque, la rotación de la perforación es suministrada por motores externos.
Estos equipos se clasifican en dos grupos, según donde se encuentre colocado el martillo: Martillo en cabeza. Martillo en fondo.
Las acciones en la perforación rotopercutiva son: 1. Percusión. 2. Rotación. 3. Empuje. 4. Barrido.
1.2.3 EQUIPOS DE PERFORACIÓN CON TRICONO. Estos equipos están constituidos básicamente de: Fuente de energía. Baterías de barras o tubos, conectadas en una serie que transmitan el o peso, la rotación y el aire de barrido. Broca con dientes de acero o de inserto de carburo de tungsteno. La parte de montaje y sistema de propulsión generalmente los hay de dos sistemas:
Sobre orugas Sobre neumáticos
Los factores que influyen en la elección son debido a las condiciones del terreno y al grado de movilidad que se requiere.
a. Fuentes de energía. - Generalmente son de:
Motores diesel.
Motores eléctricos.
b. Sistema de rotación. -Con el fin de hacer guiar las barras y transmitir el par, las perforadoras llevan un sistema de rotación montado generalmente sobre un bastidor que se desliza a lo, largo del mástil de perforación.
c. Sistema de empuje y Elevación. -Para obtener una velocidad de penetración en la roca es necesario una fuerza de empuje que depende tanto de la resistencia de la roca como del diámetro del taladro. El peso de la barra no es suficiente para
obtener la carga que se necesita, se hace necesario aplicar las fuerzas adicionales, existen básicamente cuatro sistemas. Cremallera y piñón directo. Cadena directa. Cremallera y piñón con cadena. Cilindro hidráulico.
El más usado es el último por poco peso, absorbe impacto, índica el nivel de desgaste, es fácil de remplazar, estos mecanismos de empuje permite, además de suministrar un esfuerzo de empuje perfectamente controlado, izar las barras que constituyen las sartas de perforación, el peso de todo el conjunto de la máquina actúa como reacción contra el empuje aplicado a la broca, de donde se deduce que el peso de la perforadora debe ser superior y normalmente el doble de la carga máxima que se pretende conseguir. Las velocidades de elevación de la sarta están entre 18 – 21 m/min. d. Mástil y cambiador de barras. -La estructura del mástil que soporta las barras y la cabeza de rotación, debe estar diseñada para resistir las flexiones debidas al peso, el esfuerzo de empujes y las tensiones originadas por el par de rotación, los diseños más comunes son de tipo reticular, de sección completa o tubular.
Los mástiles pueden ser abatibles mediante cilindros hidráulicos o tubos telescópicos, ya que para efectuar los taladros importantes es preciso bajar el centro de gravedad
de la máquina, las máquinas proveen la posibilidad de perforación inclinada y ésta se puede regular entre 0º a 30º con intervalos de 5º grados. La perforación inclinada puede ser perjudicial por los esfuerzos de fatiga a los que se somete el mástil y las barras, además en la disminución de la capacidad de empuje y dificultad de la evacuación del detritus. Todo esto se traduce en una disminución de la productividad que puede llegar hasta un 20% en rocas duras. e. Cabina de mando.-La cabina de mando, presurizada y climatizada, contiene todo los controles de panel e instrumentos requeridos en las maniobras de la unidad durante la perforación normalmente, esta ubicada cerca del mástil, permitiendo observar todo los movimientos realizados en las barras durante el trabajo. f. Sistema de evacuación de detritus.-Se realiza con aire comprimido que circula por un tubo desde el compresor al mástil y de este, por mangueras flexibles protegidas, a la cabeza de rotación de donde pasa al interior de la barra de perforación que lo conduce hasta la broca, saliendo entre los conos para producir la remoción de los detritus elevándolos hasta la superficie aire comprimido además de la elevación de los detritus cumple la función de: Enfriar y lubricar los cojinetes del tricóno. Limpiar el fondo del taladro.
g. Sarta de perforación. - Está conformado por: Acoplamiento de rotación. -Transmite la par derogación desde la cabeza hasta la sarta que se encuentra debajo. Barra. - La longitud de las barras se toma de acuerdo a la longitud del taladro. Sirven para transmitir el empuje sobre la roca y para canalizar por su interior el
aire comprimido necesario para la limpieza del taladro y el enfriamiento de los cojinetes. Son construidos de acero con un espesor de paredes entre 25 y 38mm. Estabilizador. - Se coloca por encima de la broca de perforación y tiene la misión de:
Hacer que el tricóno gire correctamente según el eje del taladro.
Impedir que se produzca una oscilación y pandeo del varillaje.
El estabilizador debe de tener un diámetro de 3mm más pequeño que el tricóno. Existen de dos tipos: Las de aletas. Las de rodillos.
Tricónos.- Existen dos tipos de tricónos: De Dientes. - Generalmente se usan para rocas blandas y su costo es más barato más o menos la quinta parte del inserto.
De Insertos. - De carburo de tungsteno generalmente se usan en las rocas de medias duras a duras.
Ver en la Figura Nº 1.1 Características y partes de una Broca Tricónica.
h. Elementos auxiliares. - Dentro de los otros elementos en el equipo se tiene:
Colector de polvo.
Gatos de nivelación. Inyector de aceite y grasa.
Muestreador.
|
1.2.4 PARAMETROS DE PERFORACIÓN.
1.2.4.1
Velocidad de Penetración (Penetratión Rate)
Esta depende de muchos factores externos: Características geológicas, propiedades físicas de las rocas, distribución de tensiones, estructura interna, entre otros. La velocidad se expresa en metros por hora (m/hr) y/o pies por hora (pies/hr). Con la siguiente formula empírica (Bauer -1971) se puede estimar la velocidad de penetración. “9; Unidad II, Pág. 19”
Donde: Sc: Resistencia a la comprensión uníaxial (en miles de psi). W/Ø = Peso (Pulldow) sobre broca (en miles de lb) RPM = Revoluciones por minuto. VP = Velocidad de penetración en (pies/hora).
1.2.4.2
Presión Hidráulica o Empuje (Pulldown)
Cuando la perforación es llevada por el método de rotación y trituración, la fuerza de avance es utilizada para presionar constantemente los insertos contra la roca. Consecuentemente en perforación con brocas Tricónicas se requiere una fuerza de avance muy grande. La presión hidráulica aplicada sobre el tricóno debe ser suficiente para sobrepasar la resistencia a la compresión de la roca pero no debe ser excesivo para evitar fallas prematuras o anormales del tricóno.
a) Empuje sobre la Broca.- El empuje aplicado sobre la broca debe ser suficiente para sobrepasar la resistencia a compresión de la roca, pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuros o anormales del tricóno. La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje, hasta que se llega a un agarrotamiento del tricóno contra la roca por efecto del enterramiento de los dientes ó insertos, (Fig.1.2e), ó hasta que por alta velocidad de penetración y el gran volumen de detritus que se produce no se limpia adecuadamente el barreno.
En formaciones duras, un empuje elevado sobre la broca, puede producir roturas en los insertos antes de presentarse un agarrotamiento o un defecto de limpieza. También disminuye la vida de los cojinetes. ”5; cáp.4, Pág.82”
El empuje se compensa con la velocidad de rotación RPM, a mayor empuje menor RPM y a menor empuje mayor RPM. Se presentan las siguientes etapas de perforación en relación al peso
en
la Broca (Presión de empuje – Pulldow).
Fig. 1.2 a. Fase o etapa de Abrasión. Peso
insuficiente,
insertos
sujetos a abrasión y no hay penetración en roca.
Fig. 1.2 b. Fase o etapa de Fatiga. Más
Peso,
penetración
insuficiente en la
Fig. 1.2 c. Fase o etapa de Trituración. Peso optimo, penetración máxima del inserto en la roca.
Fig. 1.2d. Etapa de consecuencia de Trituración.
Fragmentos grandes de la roca suelta, es el resultado de la máxima eficiencia en Perforación.
Fig. 1.2e. Etapa de Enterramiento. Peso excesivo en la broca, los insertos son enterrados como consecuencia se tiene una pérdida de eficiencia en la perforación.
Cuando se perfora una roca, los tricónos pueden trabajar en tres situaciones distintas. Figura Nº 1.3: Efecto del empuje sobre la velocidad de penetración.
a: Empuje insuficiente. b: Avance eficiente. c: Enterramiento del útil. El “empuje mínimo”, por debajo del cual una roca no es perforada, puede estimarse con la siguiente ecuación:
Donde: Em = Empuje mínimo (libras). Rc = Resistencia a compresión de la roca (Mpa). D = Diámetro del tricóno (Pulgadas). El “empuje máximo”, por encima del que se produce el enterramiento del tricóno, se considera que vale el doble del valor anterior.
El “empuje limite”, que soporta un tricóno es función del tamaño de sus cojinetes, que a su vez, depende del diámetro del tricóno:
Donde: EL = Empuje límite del tricóno (libras). D = Diámetro (Pulgadas). Cuadro Nº 1.1. Valores límites para tricónos de diferentes diámetros. DIAMETRO DEL TRICONOEMPUJE LIMITE ( pulg)
( libras )
5 1/8 6¼ 6¾ 7 7/8 9
21.000 31.000 37.000 50.000 65.000
9 7/8 12 1/4
79.000 121.000
Fuente: Manual de Perforación y Voladura de rocas (instituto Tecnológico GeoMinero de España, 2004).
b) Velocidad de rotación.- La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación en una proporción algo menor que la unidad, hasta un limite impuesto por la evacuación de detritus.
Figura Nº 1.4: Efecto de la velocidad de rotación sobre la velocidad de penetración. Las velocidades de rotación varían desde 60 a 120 RPM para los tricónos con dientes de acero y 50 a 80 RPM para los de insertos de carburo de tungsteno. Ver tabla 1.2. Cuadro Nº 1.2. Velocidades de rotación adecuadas para diferentes Tipos de Rocas. TIPO DE ROCA
VELOCIDAD DE ROTACIÓN ( RPM)
Blanda
75 - 160
Media
60 - 80
Dura
35 - 70
Fuente: Manual de Perforación y Voladura de rocas (instituto Tecnológico GeoMinero de España,
2004).
1.2.4.3
Velocidad del barrido (Bailing Velocity)
En el principio, la remoción del detritus en la perforación con rotación y trituración, se lleva a cabo en la misma forma que en los otros métodos de perforación. Con aire de barrido a veces conjuntamente con agua, es inyectado a través de los tubos de perforación, las partículas son sopladas para fuera por entre los tubos y la pared. Para que el barrido sea efectivo, el aire precisa tener una velocidad suficientemente alta, cuando se perfora con menor aire que el necesario para limpiar con efectividad el barreno, se produce los siguientes efectos negativos:
Disminución de la velocidad de penetración.
Requiere aumentar el empuje (Pull down) para perforar.
Desgaste prematuro del barreno, estabilizador y tricóno.
Las siguientes ecuaciones permiten calcular la velocidad de barrido:
Donde:
Va = Velocidad ascensional mínima (m/min). ρr = Densidad de la roca (g/cm3). dp =Diámetro de la partícula(mm).
El caudal necesario se calcula mediante la siguiente expresión:
Donde : Qa = Caudal de aire necesario (m 3 / min). Ab = Área de la corona circular entre la barra y la pared del barreno (m 2). Va = Velocidad ascensional mínima (m/min). D = Diámetro del barreno o taladro. d = Diámetro de la barra. Estás formulas son usadas en casos en los que no se puede obtener mediciones en el campo, tal es el caso de estar empezando un proyecto y se necesita calcular este parámetro. Figura Nº 1.5: Remoción de Detritus.
1.2.4.4
Velocidad Anular.- Experimentalmente la velocidad de aire anular en pies por minuto puede ser calculada usando la siguiente expresión matemática.
Donde: Vm = Velocidad anular (ft / min).
ρ = Densidad del detritus en lb/ft3
d=
diámetro del detritus en pulgadas. Una velocidad anular de 6000 pies por minuto es normalmente adecuada para suspender detritus de ½ pulgada de diámetro.
1.2.4.5
Eficiencia, disponibilidad y utilización de las perforadoras
i.
Eficiencia: Está dado por la siguiente expresión.
ii.
Disponibilidad y Utilización: Se calcula con la información que ingresa de campo(reportes de campo), a partir de estos se origina los reportes diarios en el cual
deben de estar
las horas programadas, horas trabajadas, demoras
,utilización, disponibilidad, metros perforados, acumulados de cada uno de estos mensual y anual. Se calcula con las siguientes expresiones:
Donde:
PTD = Posible tiempo disponible. DM = Demoras mecánicas. TOD = Tiempo operativo disponible. RO = Restricciones operativas. MP = Movimiento de la perforadora.
DP = Demoras Personales. O
= Otros.
1.2.5 FACTORES QUE INFLUYEN EN EL RENDIMIENTO DE LA PERFORACIÓN. a) Factores variables: comprende. Perforadora. Barra, de acuerdo a su Tamaño. Broca, que dependerá del tipo de roca (fracturada, competente, abrasiva). Flujo e barrido. b) Factores Geométricos: Comprende. o Diámetro de taladro. o Longitud. o Rectitud y/o inclinación.
c) Factores de Perforabilidad: Del macizo rocoso comprende. o Propiedades físico mecánicas. o Características geológicas, petrológicas, estratificación, fallas, etc. o Tensiones internas, presión del recubrimiento, presión de
fluidos, etc. d) Factores de servicio y operación: comprende. o Montaje y tamaño de máquina. o Condiciones climatológicas. o Formación del personal (capacitación en cuanto al uso de la máquina). o Tipo de energía disponible. o Supervisión. o Tamaño de operación. o Organización del trabajo. o Mantenimiento y conservación de campo. o 1.2.6 DISEÑO DE MALLAS. La malla de perforación más adecuada solo se obtiene realizando cantidades de pruebas en el campo hasta lograr una que nos de los mejores resultados. Primero se ubicara el área de perforación, donde se mide la altura de banco, luego se determinara, el tipo de roca a perforar, con estas características parámetros con los que se tendrán
se obtienen los
tales como espaciamiento, burden, sobre
perforación y número de taladros.
1.2.7 DETERMINACIÓN DEL COSTO DE PERFORACION. El costo por metro perforado muestra la performance económica de la operación, se estima con la siguiente ecuación.
Donde: CTP: costo por metro de avance ($/m). B: Costo de Broca ($). D: Costo horario de equipo ($/m). VP: Velocidad de penetración en metros/hora. M: Vida de la broca en metros. o Como se aprecia el calculo de costo requiere el costo de equipo por hora, costo de broca, vida de brocas en horas y en metros perforados. o En la ecuación anterior el costo total por metro perforado esta influenciado por la velocidad de penetración, a mayor velocidad menor costo. o El costo horario del equipo está formado por:
- Costo directos.- Incluye mano de obra accesorios de perforación costos de energía, mantenimiento y reparación. - Costos
indirectos.-
Supervisión,
inventarios,
impuestos,
depreciación, otros. 1.3
VOLADURA.
1.3.1 TEORIA DE VOLADURA La teoría de voladura envuelve diferentes disciplinas científicas como: físicas, termodinámicas, interacción de onda de choque y mecánica de rocas, dicho de otro modo la fragmentación de roca involucra la acción de un explosivo y la respuesta de la masa de la roca circundante en los aspectos de energía, tiempo y masa. No hay ninguna teoría sencilla que haya sido completamente aceptada que explique el
mecanismo de rompimiento de la roca, aplicable a cualquier condición del par explosivo - roca. Las teorías generales se han basado en:
Energía de los frentes de onda comprensiva y de tracción.
Reflexión de ondas de choque en una cara libre.
Comprensión de gases en la masa de roca circundante.
Ruptura por flexión.
Ondas de cizalle.
Liberación de carga.
Enucleación de fracturas en fallas y discontinuidades.
Colisión en vuelo de partículas.
Típicamente la voladura en todo lugar tiene un requerimiento particular, como puede ser el control de la fragmentación control de leyes, control de medio ambiente, control de vibraciones, etc.
1.3.2 DETERMINACIÓN DE PARAMETROS DE VOLADURA. El objetivo de una buena voladura es fragmentar la roca de forma que satisfaga para los requerimientos del resto del ciclo de minado (carga, transporte, trituración). Su performance depende de varios factores entre ellos podemos citar.
Tipo de material a fragmentar. Estructuras geológicas existentes.
Relación burden / espaciamiento definido por la secuencia de encendido.
Tipo de explosivo utilizado.
Tiempo de retardos utilizados.
Sobre perforación y longitud de atacado.
1.3.3 PRINCIPALES MODELOS MATEMÁTICOS PARA CALCULAR EL BURDEN (B). Como se ha mencionado anteriormente, muchos investigadores considerando que el Burden (B) es la variable aleatoria más importante y crucial de determinar, han propuesto varios modelos matemáticos para su cálculo, a continuación se citan algunos de ellos propuestos por dichos investigadores.
1.3.3.1
MODELO DE R.L.ASH (1963). R.L.Ash propuso el siguiente modelo matemático para el cálculo del Burden (B).
Donde: B:
Burden (pies).
De:
Diámetro de explosivo (pulg.)
Kb: Constante que dependerá del tipo de roca del explosivo a ser usado.
Cuadro Nº 1.1. Valores de Kb para algunos tipos de roca y explosivos para calcular el Burden (B). Además R.L.Ash ha desarrollado otros cuatro estándares básicos o relaciones adimensionales para determinar los demás parámetros de diseño de un disparo primario y estos son los siguientes:
TIPO DE ROCA TIPO DE EXPLOSIVO 3 Baja densidad (0.8 – 0.9) g/cm .
Baja potencia
Densidad media (1.0 – 1.2) 3g/cm . Potencia media Alta densidad (1.3 – 1.4) g/cm3. Alta potencia
Blanda
Sobreperforación :
Espaciamiento:
25
20
35
30
25
40
35
30
Ks = 2
Para iniciación simultanea.
Ks = 1
Para periodos de retardos largos.
Ks = 1-2 Para periodos de retardos cortos. Ks = [1.2 – 1.8] como promedio.
Taco
Dura
30
Profundidad de taladro:
Media
.
1.3.3.2
Modelo Richard Ash Modificado
Para lo cual tendremos que introducir los siguientes datos como son:
Donde:
1.3.3.3
Modificado por Lopez Jimeno
1.3.3.4
Modelo Matemático de Konya El modelo matemático Konya establece que el burden puede determinarse mediante la siguiente relación:
Donde:
Además establece los siguientes criterios para determinar el espaciamiento y el taco: Para el espaciamiento (s): Para los taladros de una fila de salida instantánea:
Para los taladros de una fila de salida secuencial:
Para el Taco (T):
S = {B;
roca masiva
T = {0.7Broca estratificada.
1.3.3.5
Modelo de Walter y Konya.
En este modelo el parámetro más importante es el diámetro de la carga expresado en pulgadas formulada en 1985 bajo la siguiente ecuación:
1.3.4 MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA. Con respecto a las mallas de perforación y voladura para minería a tajo abierto en el Perú se ha diseñado y se siguen diseñando en base a: •
La experiencia personal.
•
Los estándares postulados por R. L. Ash en 1963.
1.3.5 DISEÑO DE LAS MALLAS DE PERFORACION Y VOLADURA Como se sabe el área de la Mina a ser perforada y disparada, se determina de acuerdo al Planeamiento Mina y este a su vez es función de los requerimientos de producción, del radio de desbroce, del equipo con que se cuenta, etc. El avance y el Planeamiento Mina se van ajustando mensualmente. Reiterando nuevamente, se debe decir que los factores más importantes que deben tenerse en cuenta para diseñar las mallas de perforación y voladura en minería a tajo abierto son:
•
Tipo de roca (deben conocerse los valores físico-mecánicos de esta).
•
Tipo de explosivo: (deben conocerse todas sus propiedades físicoquímicas y termoquímicas de este).
•
La geología regional y local.
•
La geología estructural (contactos, discontinuidades, etc.).
•
Las variables de diseño, de las cuales la más importante es el diámetro del taladro (BHO).
Con la cual y las mencionadas anteriormente se puede calcular el Burden (B). Conociendo el Burden (B) prácticamente se puede calcular todas las otras dimensiones de la geometría de disparo. En algunas operaciones mineras con macizos rocosos muy complicados se planifica y se hace un diseño para cada disparo, el cual muestra las mallas de perforación y voladura, las caras libres, las conexiones y la secuencia de salida, etc. 1.3.6 MALLAS TIPICAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA.
En la actualidad las mallas de perforación y voladura mas comúnmente usadas en Minería a tajo abierto son las siguientes: •
Cuadrada (ejemplo: B X S = 6.0 x 6.0 m).
•
Rectangular (ejemplo: B X S = 5.0 X 6.0 m).
•
Alternada (al tres bolillo) (ejemplo: B X S = 6.0 X 8.0 m).
El uso de estas mallas de perforación y voladura dependerá siguientes: •
Tipo de roca.
de los factores
•
Labor minera a dispararse (si esta tiene una o más caras libres).
•
Tipo de explosivo a usarse.
•
Fragmentación requerida.
•
Secuencia de salida de los taladros, etc.
En la figura Nº 1.3 podemos ver la configuración las mallas de perforación comúnmente usadas en minería a tajo abierto (Cuadrada, Rectangular, Alternada (al tres bolillo)).
Figura Nº 1.3: Configuración de Mallas de Perforación.
1.3.7 SECUENCIA DE SALIDA. Es bien conocido que los accesorios de voladura, retardadores, son usados entre otras razones por lo siguiente:
•
Para obtener una adecuada secuencia de salida de los taladros de tal manera de crear las caras libres correspondientes que permitan que la energía producida por la detonación de la carga explosiva fragmente y desplace convenientemente al Burden (B).
•
Para mejorar la fragmentación del material disparado.
•
Para minimizar:
Rotura hacia atrás.
Sobre rotura.
Vibraciones de macizo rocoso.
Taladros soplados.
Lanzamiento de rocas, etc.
Cabe destacarse que ha habido muchos investigadores que han estudiado la influencia de los elementos retardadores en los resultados de un disparo entre los cuales se puede mencionar a Andrews, el cual después de llevar a cabo muchos trabajos de Investigación de laboratorio y campo, una de las conclusiones a la que llegó fue: “El intervalo del tiempo de retardo entre los taladros de una misma fila”, debe estar entre 1 y 5 ms / Pie de Burden (B)”, etc
Figura Nº 1.4: Secuencias de Salida en Mallas Cuadradas.
1.3.8 TECNICAS DE CEBADO. Aparte de los parámetros citados, los cebos o primers son los que inician la explosión de la columna explosiva, es decir inducen una velocidad de detonación superior a la máxima establecida que la carga explosiva de la columna. Los cebos deben ser sensibles a detonador y generar altas presiones de detonación.
a. Propiedades del cebo.- Se pueden considerar el peso, diámetro, longitud, presión de detonación, el peso mínimo de un cebo esta en función de la presión de detonación del mismo, esta debe ser elevada, el peso del cebo minino para Slurries, bajo condiciones normales de uso, es de 80 a 100 gramos. Algunos investigadores recomiendan que el diámetro del cebo no deba ser menor que la raíz cuadrada del diámetro del taladro, y preferiblemente dos veces el largo, agregando alrededor de 100 gramos al peso del cebo por cada pulgada del tamaño del barreno. b. Ubicación del cebo.- El cebo debe colocarse en el lugar de mayor confinamiento, es decir en el fondo del taladro, en taladros con sobre perforación es recomendable que el cebo se ubique a la altura del piso del banco; así se evitara las vibraciones del terreno y posibilidades de un piso irregular; no existen reglas claras y concisas respecto a la ubicación del cebo en el taladro, es recomendable colocar donde la roca presente condiciones desfavorables de fragmentación. c. Cebo múltiple.- En Minería superficial es necesario usar a veces más de un cebo:
Cuando se emplean cargas espaciadas con tacos intermedios, con el fin de controlar vibraciones, etc.
Para asegurar la fragmentación de un manto de roca dura en la parte superior del banco.
Como factor de seguridad, para asegurar la detonación completa del explosivo a lo largo de la columna.
1.3.9 PROPIEDADES MAS IMPORTANTES DE LOS EXPLOSIVOS Dentro de las propiedades del explosivo y agentes de voladura más usadas en la minería superficial podemos indicar: Agente de Voladura Seco (ANFO).- Es el agente de Voladuras de tipo Nitro carbonato, este es una mezcla de bolillas (prills), porosas de nitrato de Amonio (NA); y según el porcentaje de la mezcla, varían los tipos de ANFO. Calculo de los Parámetros del estado de Detonación.- En esta parte, se efectúa el calculo para el ANFO, y su preparación en las Minas “Superficiales” para una aproximación exacta se puede relacionar el siguiente caso: 50 kg de NH4NO3. 3 kg de Petróleo. Luego los porcentajes en peso de las sustancias componentes son:
NH4NO3----------------50/53 = 94.34%. CH 2 --------------------3/53 = 5.66%. Balance de Oxigeno (BO).- La mayoría de los explosivos comerciales están formuladas para tener un balance de oxigeno aproximadamente igual a cero. Los
elementos constituyentes
son hidrogeno (H), nitrógeno(N), oxigeno(O), y
carbón(C), dentro del explosivo, están proporcionados de tal forma que en los gases resultantes de la detonación sean como: H: Vapor de água H2O. C: Dióxido de carbono CO2. N: Nitrógeno molecular N 2.
Empleando la fórmula general de OB, se obtiene:
Donde: Oo = Número de átomos gramos de oxigeno por unidad de peso. ½ Ho , 2 Co = Moles proporcionados por unidad de peso del explosivo. Si hay suficiente cantidad de oxigeno en la mezcla explosiva como para formar vapor de agua (H2O), y dióxido de carbono (CO2), diremos que se trata de un explosivo balanceado en oxigeno. En cambio, si hay una deficiencia en oxigeno o exceso de combustible, diremos que este explosivo tiene un balance de oxigeno negativo. Si por el contrario existe un exceso de oxigeno o defecto de combustible en la mezcla, diremos que el explosivo tiene un balance de oxigeno positivo. BO = O; Gases ideales: H2O , CO2,N2,O2. BO = +; Exceso de oxidante: NO,NO2. BO = - ; Exceso de combustible: CO.
1.3.10 PROPIEDADES FISICO QUIMICAS DEL NITRATO DE AMONIO EN LA PERFORMANCE DEL ANFO.Estas propiedades influyen en el diseño ó formulación, de los agentes explosivos a base del Nitrato de Amonio
a continuación se describen las principales
propiedades. a. Velocidad de Detonación (VOD).- Es la velocidad de reacción del explosivo, ó sea la velocidad de liberación de energía en la detonación. Es la unidad de velocidad con que una onda de detonación se transmite por una columna de explosivo dentro de un taladro u otros espacios confinados. La velocidad de detonación, del ANFO varían en un rango de 2500 a 4500 m/seg dependiendo del diámetro del taladro. La VoD de cualquier mezcla explosiva comercial puede ser incrementada de las siguientes maneras: 1. Proporcionando un buen confinamiento dentro de un taladro. 2. Disminuyendo el tamaño de partícula. 3. Incrementando la densidad (Cuando se tienen densidades excesivamente altos, especialmente en agentes de voladura, podrían reducirse la sensibilidad de dicha mezcla explosiva. 4. Usando un mayor diámetro de carga. 5. Proveer una alta relación de acoplamiento (diámetro de carga/diámetro del taladro). 6. Usando un booster o iniciador grande y adecuado. Existen varios métodos para medir la VoD, dentro los
cuales consideramos los
siguientes: El método de Dautriche. El método electrónico: Time Interval Meter Dorado 222 o el Explomet.
b. Impedancia de detonación.-Es el producto de la densidad del explosivo, por la velocidad de detonación.
Donde: I = Impedancia de Detonación. ρe = Densidad del explosivo. VoD = Velocidad de Detonación. c. Contenido de agua.-La presencia del agua en el ANFO, es perjudicial porque su resistencia al agua es nula, la velocidad de detonación disminuye. d. Contenido de aceite Combustible.- Desde que el calor de reacción, con el contenido de petróleo varia, es de esperar que la velocidad también varíe. El petróleo hasta 5.67% aumenta la energía y después disminuyen, es recomendable un prolongado almacenaje del ANFO, porque el aceite combustible se evapora rápidamente en altas temperaturas. e. Densidad de Carga.- Es la relación entre la masa del explosivo dentro del taladro y el volumen del taladro ocupado por esa masa. Determina la cantidad de explosivo en peso por una unidad de longitud del taladro puede ser kg/m, lb/pie, se calcula a partir de la siguiente ecuación:
Donde: DC = Densidad de Carga (kg/m). ρexp = Densidad del explosivo(g/cm3). Dexp = Diámetro del explosivo (mm). Para carga a granel (ANFO), se refiere al Ø del taladro perforado.
f. Diámetro del Taladro.- Para un incremento del diámetro del taladro hay un aumento en la velocidad de detonación. g. Tamaño de “Prills” y distribución del tamaño de ellos.- Estos tienen una tremenda influencia en la sensibilidad y velocidad de detonación del ANFO es decir; a mayor tamaño de los prills (bolillos), mas lento será la reacción. Pero permite una mayor densidad de Carguío, disminuyendo su sensibilidad, la malla de los prills de Nitrato de Amonio es de -8 a +30.
1.4
CARGUIO.
El Carguío de los materiales producto de los disparos es otra de las etapas importantes en la producción necesaria, las cuales se realizan con equipos como, excavadoras hidráulicas (de carga frontal y las retros), palas cargadoras, etc. En esta operación se relacionan: Pala-Camión, Cargador Frontal-Camión, ExcavadoraCamión, y equipos de apoyo. Como se puede ver en la figura Nº 1.5.
Figura Nº 1.5 Relación: Pala – Camión.
Figura Nº 1.6 Relación: Retroexcavadoras – Camiones.
Figura Nº 1.7 Relación: Pala cargadora - camión.
1.4.1 ESTIMACIÓN DEL TIEMPO DE CICLO DE CARGUÍO DE RETRO EXCAVADORA Y PALAS CARGADORAS El ciclo consta de cuatro partes: •
Carga del cucharón.
•
Oscilación con carga.
•
Descarga del cucharón.
•
Oscilación sin carga.
El tiempo de ciclo de una excavadora y pala cargadora depende del tamaño de la máquina, y de las condiciones de trabajo.
1.4.2 CICLO DE CARGUÍO CON RETRO EXCAVADORA El ciclo de carga de estos equipos depende de de los siguientes factores: Tipo de material. Alcance del equipo. Profundidad de excavación. Longitud de pasada en el fondo de excavación. Altura de descarga. Capacidad de la cuchara.
1.4.2.1
PRODUCCIÓN DEL EQUIPO.
Como en toda máquina para mover material, la producción de una excavadora hidráulica depende de la carga útil medida del cucharón, el tiempo medio del ciclo, y la eficiencia del trabajo. La siguiente relación matemática, se emplea para hallar la producción de la máquina.
1
Existen tablas para estimación de producción, que esta relacionado con el rendimiento teórico en movimiento de tierras de una excavadora en m 3/hr. En el cuadro 1.2 se muestran los valores del Factor de Eficiencia de Trabajo.
1.4.3 CICLO DE CARGUÍO CON PALAS CARGADORAS.
El ciclo de carga de estos equipos depende de de los siguientes factores: Tipo de material. Alcance máximo del equipo. Altura de carga y descarga. Capacidad de la cuchara. El tiempo de ciclo de una pala cargadora depende del tamaño de la máquina, y de las condiciones de trabajo.
1.4.3.1
PRODUCCIÓN DEL EQUIPO
La producción de una pala cargadora a depende de la carga útil medida del cucharón, el tiempo medio del ciclo, y la eficiencia del trabajo. La siguiente relación matemática, se emplea para hallar la producción de la máquina.
Donde: CC =Capacidad de Cuchara (Yd3) E
=Factor de eficiencia (eff.de tiempo).
FC =Factor de carguío (eff.de cuchara). Sf =Factor d expansión (Swell factor). D =Corrección por altura de carguío (altura de corte y la altura óptima del banco). A =Corrección por el ángulo de giro (90º es estándar, 75º es el óptimo). T = Tiempo de ciclo de carguío.
1.4.4 CARGA ÚTIL DEL CUCHARON La carga útil en una excavadora y pala cargadora es la cantidad de material que carga el cucharón en cada ciclo, dependiendo del tamaño del cucharón y de ciertas características del material a cargarse; la carga útil por cada ciclo depende del factor de llenado (Fill Factor).En los cuadros 1.3 y 1.4 se muestra el Fill Factor según el tipo de material a ser Cargado y Equipo a emplear. Cuadro No 1.3. Fill Factor para Excavadoras
1.5
TRANSPORTE
Es la operación unitaria que consiste en trasladar el material, desde el frente de carguío a los sitios correspondientes de acuerdo al mineral. Cuando el mineral a acarrear tiene una densidad baja se elegirán equipos de mayor volumen. El ciclo de Acarreo depende de muchos factores, dentro de ellas podemos indicar: •
Tipo y tamaño de material.
•
Distancia de transporte.
•
Pendiente máxima adversa.
•
Condiciones de la pista.
•
Capacidad de producción.
•
Flexibilidad del sistema.
El ciclo del equipo de carguío y acarreo consta en sí de los tiempos fijos y variables. Tiempos fijos.- Los tiempos fijos se determinan según estudios estadísticos tomados en el lugar de trabajo, estos son: • Tiempo de carga del volquete. •
Maniobras del volquete en la zona de carga (cambio de unidad).
•
Maniobras en la descarga.
•
Tiempo de descarga (incluyendo bajar la caja).
Tiempos variables.- Depende de la distancia a donde se deposita el material, así mismo la velocidad del equipo y las condiciones de la vía de acarreo. El ciclo total del equipo consta de: El ciclo del equipo de carguío y acarreo consta en sí de los tiempos fijos y variables. Tiempos fijos.- Los tiempos fijos se determinan según estudios estadísticos tomados en el lugar de trabajo, estos son: • Tiempo de carga del volquete. •
Maniobras del volquete en la zona de carga (cambio de unidad).
•
Maniobras en la descarga.
•
Tiempo de descarga (incluyendo bajar la caja).
Tiempos variables.- Depende de la distancia a donde se deposita el material, así mismo la velocidad del equipo y las condiciones de la vía de acarreo.
1.5.1 UNIDADES DE TRANSPORTE El acarreo y transporte de materiales en las labores Mineras a cielo abierto, se realiza con el empleo de volquetes, debido a muchas ventajas que presentan. Como en el caso de la operación de carguío, emplean dos tipos de equipos, equipos de gran capacidad para el minado llamados (pesados) y equipos de menor capacidad conocidos como flota menor para el pre-minado.
1.5.2 FACTORES QUE AFECTAN EN LA PRODUCTIVIDAD DEL EQUIPO DE TRANSPORTE. Dentro de los otros factores que afectan la perfomance de los equipos de acarreo, las principales a considerar son:
•
Propiedades del material y de la pista.
•
Fuerza de Jale o tiro del equipo. o Drawbar Pull - Sobre Orugas. o Rim Pull - Sobre ruedas.
•
Resistencia a la rodadura y a la gradiente.
•
Tracción.
•
Corrección por altura y temperatura, etc.
1.5.3 POTENCIAS Y FUERZAS MOTRICES DE LOS EQUIPOS MOVILES.
POTENCIA La potencia útil de un motor se transmite a las ruedas por medio de diferentes órganos de transmisión, entre las cuales está el cambio de las velocidades.
FUERZA MOTRIZ Generalmente se estima la fuerza motriz requerida, la cual es la cantidad en kilogramos fuerza que un motor pueda entregar al punto de contacto de las ruedas motrices en la superficie para poder mover. Los factores que determinan son: a) Resistencia a la Rodadura. -Es la fuerza que se opone al avance del vehículo como consecuencia de la deformación del suelo. La resistencia a la rodadura se estima con la siguiente relación:
Donde: RR = Resistencia a la rodadura en kg/t, lb/t. ó en %. FI = Fricción interna de las ruedas. FN = Flexión de los neumáticos. PN = Penetración de los neumáticos. La fricción interna y la flexión pueden considerarse una constante. Que por cada tonelada corta de peso sobre las ruedas hay que vencer una resistencia de 40
Lb., equivalente al 2% por Ton. corta de peso Bruto de Vehículo. Así mismo se ha observado también que por cada pulgada de penetración (2.5 cm) de los neumáticos crea una resistencia de 30 lb/Ton. corta.
Las condiciones de vías de acceso constituyen un factor importante en la resistencia a la rodadura. Cada material tiene su factor de resistencia a la rodadura (ver el cuadro 1.5).
b) Resistencia a la Pendiente. -Es la fuerza de gravedad que debe vencer un vehículo a medida que ascienda una pendiente.
Factor de Resistencia = 20 lb / ton. corta (1% de inclinación) a la pendiente. Entonces la resistencia total es:
Resistencia Total = Resistencia a la Rodadura + Resistencia a la Pendiente. Cuando el vehículo tiene un recorrido cuesta abajo la resistencia total será:
Resistencia Total = Resistencia Rodadura - Ayuda en Pendiente.
