UNIVER SIDAD DE ATACAMA ATACAMA FACULTAD DE D E INGENIERIA INGENIERIA DEPARTAMENTO DEP ARTAMENTO DE MINAS MINAS
“ESTUDI “ES TUDIO O DE FACTIBILIDAD TECNICA PARA
RECUPERACION RECUPERACIO N DEL CASERON 1 CUERPO CUERPO DEL 10 ADRIANA”
CRISTOBAL PATRICIO CORNEJO CORN EJO CARVAJAL 2017
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UNIVER SIDAD DE ATACAMA ATACAMA FACULTAD DE D E INGENIERIA INGENIERIA DEPARTAMENTO DEP ARTAMENTO DE MINAS MINAS
“ESTUDIO DE FACTIBILIDAD
TECNICA PARA
RECUPERACION RECUPERACIO N DEL CASERON 1 CUERPO CUERPO DEL 10 ADRIANA”
“TRABAJO DE TITULAC TITULAC ION PRESENTADO EN
CONFORMIDAD A LOS REQUISITOS PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO EJECUCION EN MINAS”
PROFESOR PROFES OR GUIA: GUIA: SR. LIVER ROJAS R OJAS
CRISTOBAL PATRICIO CORNEJO CORNE JO CARVAJAL 2017
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Índice CAPITULO CA PITULO 1: RESUMEN RES UMEN EJEC EJ ECUTIVO UTIVO ............. .................... .............. .............. .............. .............. .............. ............. ........... .....5 1.1 Introducción .................................................................................................. 5 1.2 Objeti Ob jetivo vo general ge neral ............. .................... .............. ............... .............. ............. .............. ............. .............. ............... .............. ............. ............ ...... 5 1.3 Objeti Ob jetivo vo espec esp ecíífico ............. .................... ............. .............. ............... .............. ............. ............. ............... .............. ............. .............. ........... 5 1.4 Alcances ............................................................................................................ 5 1.5 Marco de estudio est udio .............. .................... ............. ............... .............. ............. .............. .............. .............. .............. .............. ............. ........... ..... 6 CAPITULO CA PITULO 2: A NTECEDENTES NTECED ENTES GENE RALES S.C.M. CAROLA CA ROLA ....... .......... ....... ....... ...... ...7 2.1 Rese ña históric histór ica a ............. .................... .............. ............... .............. ............. .............. ............. .............. ............... .............. ............. ............ ......7 2.2 Ubicaci Ubic ación ón y acceso acc esoss ................... .......................... .............. .............. .............. ............. ............. ............... ............... ............. ............. .......8 2.3 Clima .................................................................................................................. 9 2.4 Adminis Ad ministraci tració ó n y perso per sonal nal....... .............. ............. ............. ............... ............... ............. ............. .............. .............. .............. .......... ...9 2.5 Recurso Rec urso hídrico ............. .................... .............. .............. .............. .............. .............. ............. .............. ............... .............. ............. ............. .......9 2.6 Energ Ene rgíía Eléc trica tric a .............. .................... ............. ............... .............. ............. .............. .............. .............. .............. .............. ............. .........10 ...10 2.7 Abastecimientos e insumos..........................................................................10 2.8 Infraestr Infrae struct uctura ura....... .............. .............. ............. .............. ............... .............. ............. ............. ............... .............. ............. .............. ..............10 .......10 2.9 Planta Pla nta de benefi be nefici cio o ............. .................... ............. .............. ............... .............. ............. ............. ............... ............... ............. ............10 ......10 CAPITULO CA PITULO 3: MARCO MARC O GEOLOGICO GEOLO GICO ............ .................. ............. ............... ............... ............. ............. .............. ..............12 .......12 3.1 Geolog Geo logíía genera ge nerall .............. .................... ............. ............... .............. ............. .............. .............. .............. .............. .............. ............. .........12 ...12 3.2 Geolog Geo logíía local loca l .............. ..................... ............. .............. ............... .............. ............. ............. ............... .............. ............. .............. ..............12 .......12 3.3 Estruc Es tructuras turas ............. .................... .............. .............. .............. .............. .............. ............. .............. ............... ............. ............. ............... .............13 .....13 3.4 Compos Co mposic ició ión n mineralóg mine ralógic ica............ a.................. ............. ............... .............. ............. .............. .............. .............. .............. .........15 ..15 3.5 Tipos Tipo s de minerali mine ralizaci zación ón ............. .................... ............. .............. ............... .............. ............. ............. ............... ............... ...........15 ....15 CAPITULO 4: METODO DE EXPLOTACION .....................................................19 4.1 El E l método S ub-level ub-leve l Stoping S toping tradicional tradici onal (SLS) (SLS ) ....... .......... ...... ....... ....... ....... ....... ...... ....... ....... ...... ....19 .19 4.2 Sub-le Sub -level vel Stopi Sto ping ng L.B.H. L.B .H. ............ ................... .............. .............. .............. .............. ............. ............. ............... ............... ...........20 ....20 4.3 Operacio Opera cio nes Socie So ciedad dad Contractual Contrac tual Minera Carola Caro la ....... .......... ...... ....... ....... ...... ....... ....... ....... ....23 23 4.4 Perfora Pe rforaci ció ó n ............. .................... .............. .............. .............. .............. .............. ............. .............. ............... ............. ............. ............... .............26 .....26 4.5. 4.5 . Tronad Tro nadura ura .............................................. ............................................................................................... .........................................................30 ........30 4.6 Polvorín ............................................................................................................32 4.7 Cargu Ca rguío ío y Transpo Tra nsporte rte....... .............. ............. ............. ............... .............. ............. .............. ............. .............. ............... .............. .........33 ..33 2
4.9 Ventilación .......................................................................................................39 4.10 Drenaje y aguas industriales......................................................................42 4.11 Equipos de Apoyo y Servicios S.C.M. CAROLA ....................................43 CAPITULO 5: MARCO TEORICO .........................................................................46 5.1 Conceptos de dilución ...................................................................................46 5.2 Sobre excavación...........................................................................................51 5.3 Perforación y tro nadura.................................................................................52 5.4 Propiedades de las rocas que afectan a la perforación...........................56 5.5 Diseño de diagrama de perforación ............................................................59 5.6 Explosivos .......................................................................................................61 5.7 Trituración de rocas .......................................................................................72 5.8 Factor de carga y factor de energía de los explosivos ............................75 CAPITULO 6 CASERON 1 CUERPO 10 .............................................................77 6.1 Problemá ticas Caserón 1..............................................................................77 6.2 Información geológica general del cuerpo 10 Adriana.............................78 6.3 Generalidades del proyecto de explotación del Caseron 1 .....................82 6.4 Diseño caserón 1 cuerpo 10 ........................................................................84 6.5 Dimensiones de galería y acceso................................................................85 6.6 Estudio de Geomecánica Caserón 1 ..........................................................86 CAPITULO 7 : METODOLOGIA DEL ESTUDIO.................................................89 7.1 Importancia de la perforación y tronadura .................................................89 7.2 Estudio de prefactibilidad técnica caserón 1 cuerpo 10 Adriana ...........90 7.3 Recopilación de datos para el índice de volabilidad ................................93 7.4 Índice de volabilidad de lilly caserón 1 .......................................................94 7.5 Burden y espaciamiento con factor de carga por indice de volabilidad de lilly ......................................................................................................................95 7.6 Explosivos y accesorios de producción......................................................98 7.7 Explosivos de banqueo .................................................................................98 7.8 Explosivos de abanico................................................................................ 101 7.9 Accesorios .................................................................................................... 103 7.10 Configuracion de carga de tronadura .................................................... 110 3
7.11 Factor de carga por corrida de abanico ................................................ 112 7.12 Propuestas ................................................................................................. 114 7.13 Software JKSimblast ................................................................................ 118 7.14 Resultados simulació n ............................................................................. 131 CAPITULO 8: ANALISIS DE RESULTADOS ................................................... 135 8.1 Análisis de Calibración de JKSimblast .................................................... 137 8.2 Análisis de simulación de co nfiguración de tronadura actual .............. 137 8.3 Análisis de simulación con tiros cercano a las cajas sin carga explosiva .............................................................................................................................. 138 8.4 Analisis de diseño de configuración de carga con explosivo de menor densidad en tiros ce rcanos a las cajas y taco intermedio de aire ............. 139 8.5 Análisis de áreas de influencia de sobre excavación actual y propuesta .............................................................................................................................. 140 8.6 Analisis General .......................................................................................... 140 8.7 Análisis de costo propuesta con mejores resultados ............................ 142 CAPITULO 9: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES .......................... 143 9.1 Conclusiones ............................................................................................... 143 9.2 Recomendaciones ...................................................................................... 147
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CAPITULO 1: RESUMEN EJECUTIVO
1.1 Introducción
1.2 Objetivo general El objetivo genera de este estudio es efectuar mediante mejoras en operaciones unitarias de perforación y tronadura, la recuperación del caserón 1 del cuerpo 10 Adriana y presentar estas mejoras en los caserones que están por desarrollarse en dicho cuerpo. Con esto se espera minimizar la sobre excavación del caserón 1 y obtener mejores resultados en los porcentajes de dilución que son bastante altos, así mismo se espera tener mejores resultados operacionales en las futuras explotaciones de los caserones del cuerpo.
1.3 Objetivo específico El objetivo específico tiene como propósito superar los problemas de sobre excavación en el cuerpo 10. La sobre excavación tiene una gran cantidad de efecto desfavorables para la minería, como el desprendimiento de rocas del macizo (bolones y planchones), demoras en los tiempos de extracción del mineral tronado, impacto en los costos operacionales, baja de leyes. 1.4 Alcances De acuerdo con los antecedentes disponibles se definieron los siguientes alcances del estudio:
Identificar factores que debían ser analizados y evaluados con mayor interés. 5
Revisar el actual diseño en forma completa, con el fin de conocer las prácticas que se utilizan para producción.
Proponer modificaciones a las prácticas operacionales de perforación y tronadura.
Realizar pruebas de simulación de las propuestas y del diseño final.
Comparar la línea base con los resultados de las pruebas realizadas y selección de la mejor propuesta.
Análisis de los resultados obtenidos.
1.5 Marco de estudio La realización de este estudio se hizo en combinación de terreno y gabinete en operaciones en general de Sociedad Contractual Minera Carola lo que es desarrollo, servicios mineros y producción en el periodo de 02 de Marzo del 2017 al 02 de Septiembre del 2017.
Principalmente el estudio en terreno tuvo una duración de 16 semanas y el estudio en gabinete de 8 semanas.
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CAPITULO 2: ANTECEDENTES GENERALES S.C.M. CAROLA 2.1 Reseña histórica Actualmente se tienen antecedentes de la explotación que se realizaba en el distrito de punta del cobre, en el siglo XVII y a principios del siglo XVIII realizados por los expedicionarios españoles, aunque ya había evidencias de trabajos mineros cercanos realizados por los pueblos originarios del sector. En el siglo XVIII la mina actualmente conocida como SCM Carola, poseía el nombre de mina Agustina. En el año 1840 nacen los primeros laboreos de mina Agustina y luego de haber pasado más de un siglo, exactamente el 26 de junio de 1956 tiene origen la formación de la “Compañía Minera Agustina”, soci edad que conto
con un total de 70 accionistas con participación variada. Su explotación consistía en los métodos de explotación de shrinkage, sub level stoping. En 1988 es adquirida, llamándola “Sociedad Contractual Minera Carola”,
SOCOMICA, en la actualidad su explotación se realiza por el método sub level stoping long blasting hole. Este fue implementado en el año 1999, con la finalidad de incrementar la producción. Minera Carola alcanza una producción de 120.000 ton/mes, de las cuales un 98% de la extracción es por parte de producción y el 2% por desarrollo. Se presenta una ley media de 1,20% de sulfuros de cobre, que se mandan a planta cerrillos, la cual mediante un proceso de flotación se tiene una recuperación de unas 5000 toneladas de concentrado de cobre con una ley promedio de un 25%.
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2.2 Ubicación y accesos SCM Carola está ubicada en el Distrito Minero Punta del Cobre, al Sur de la comuna de Tierra Amarilla, a unos 21 Kilómetros al Sur-Este de la Capital regional Copiapó, Copiapó , en la tercera tercera región regió n de Atacama. A tacama. El acceso principal a la zona se efectúa por la carretera pavimentada, ruta C35, que corre paralela al Río Copiapó, atraviesa la localidad de Tierra Amarilla Amarilla para posteriormente posteriormente continu continuar ar en dirección Este por un camino asfaltado por un trayecto de 1 kilómetro. Las coordenadas U.T.M. de los socavones socavones de Mina Mina Carola C arola de acuerdo al sistema sistema PSAD P SAD56 56 son:
Socavón Carola: Ca rola:N N 6.957.869, E 375.521 cota 526 msnm
Socavón Cobriza: Co briza: N 6.956.745, E 375.671 cota 532 msnm
Socavón Soca vón Meléndez: Meléndez: N 6.960.977, 6.960.977 , E 377.437 377.43 7 cota 602 msnm msnm
Las coordenadas geográficas son 27° 30’ latitud Sur y 70° 15’ longitud Oeste,
con una cota media de 540 m.s.n.m., sus coordenadas U.T.M. son 6.957.885 N y 375.515 E. lustració lustración n 2.1
Mapa ubicación ubicaci ón
SCM Carola
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2.3 Clima El clima del sector corresponde a una zona desérticas-áridas, con microclimas que se desarrollan al interior del valle, sus principales características son las elevadas temperaturas durante el día, ausencia de nubosidad y precipitaciones. La temperatura anual media corresponde a 15° C y la humedad tiende a desaparecer en la medida que penetra hacia el interior de los valles y cordones de cerros transversales. Las temperaturas en verano son cálidas durante el día, con temperaturas máximas normales comprendidas entre los 26 y 29 °C, y superando en ocasiones los 32 °C, mientras que durante la noche en esta época del año bajan hasta llegar regularmente a los 11 °C, aproximadamente. En la época invernal se producen durante la noche temperaturas de 0 a 5 °C y en el día puede llegar fácilmente hasta los 21 °C. 2.4 Administración y personal La organización de la Sociedad Contractual Minera Carola está compuesta en base a subgerencias, superintendencias, departamentos y jefes de área y jefes de turn turno, o, que operan en las áreas de operación, operac ión, área administrativa, administrativa, área de servicios servicios y área de staff. staff. El área de operaciones, dirigida por la gerencia de operaciones, opera con la superintendencia de minas, superintendencia de geología, superintendencia de ingeniería, ingeniería, superintendencia de mantención mantención y jefes de turno. turno. 2.5 Recurso hídrico El agua potable que se ocupa en la faena es extraída mediante un pozo captador, que se ubica en Planta Cerrillos a 11 Kilómetros al Sur-Este de la Mina, estas aguas son cloradas en la misma planta para luego, ser transportadas a través de camiones aljibes. 9
El agua industrial que se utiliza en los trabajos en interior mina, se obtiene de la recirculación de las aguas de los bolsones confinados que se drenan en los distintos niveles en la mina previo paso por los pozos decantadores. 2.6 Energía Eléctrica La energía eléctrica necesaria que requiere la faena es proporcionada por EMELAT a través del SIC (sistema interconectado central) la que entrega una tensión de 23.000 voltios, esta es recepcionada en la subestación eléctrica situada en Agustina, luego es transportada a interior mina por una línea de 4.160 voltios, la que es recepcionada por varios transformadores de 200 y 500 KVA. Cada uno entregando una tensión de 380 voltios a los diferentes diferentes equipos mineros. 2.7 Abastecimientos A bastecimientos e insumos insumos El abastecimiento básico de insumos se realiza en la tercera región, principalmente en la ciudad de Copiapó y Tierra Amarilla, mientras que los insumos y repuestos con menor stock, más específicos, particulares y costosos son encargados a la ciudad de Santiago, para este fin existe un departamento departamento encargado de realizar las cotizaciones cotizaciones y adquisici adquisiciones. ones. 2.8 Infraestructura Minera Carola cuenta con la infraestructura básica para poder realizar sus operaciones las cuales están divididas en dos sectores, uno es la Mina ubicada a un costado de la comuna de Tierra Amarilla y la Planta Coemin la que se ubica a 11 Km. al Sur – Este de la mina, ambas cuentan con talleres, bodegas, oficinas, baños, comedores y otros. 2.9 Planta Planta de beneficio beneficio La Sociedad Contractual Minera Carola tiene una producción de 120.000 ton/mes. La cual se distribuye a Planta Cerrillos perteneciente a COEMIN,
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situado a unos 15 Kilómetros de la mina que tiene una capacidad de tratamiento de 125.000 ton/mes. Planta COEMIN, es una planta de tratamiento de flotación, en la cual se procesan sulfuros primarios de calcopirita, con una ley media de 1,2% de Cobre, que permite obtener alrededor de 5.000 toneladas de concentrado de cobre con una ley promedio de 25%. Figura 2.2 Planta COEMIN
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CAPITULO 3: MARCO GEOLOGICO 3.1 Geología general En la zona se reconocen rocas estratificadas volcánicas y sedimentarias con características marino-continentales distribuidas en franjas continuas y semicontinuas, en el sector oriental y sur. También se encuentran rocas metamórficas y cuerpos intrusivos en la parte media occidental, todas estas rocas se encuentran cubiertas por sedimentos cuaternarios de terrazas, aluvios y coluvios. Figura 3.1 Mapa geologico regional
3.2 Geología local En la constitución geológica participan rocas sedimentarias, volcánicas y volcano-sedimentarias estratificadas y rocas ígneas intrusivas consolidadas a nivel sub-volcánico, formando pequeñas apófisis, domos, y diques. Las rocas predominantemente volcánicas agrupadas en la formación Punta del Cobre, constituyen la base de la columna estratigráfica de la zona. Sobre esta base se han depositado, en condiciones submarinas de profundidad 12
variable, rocas sedimentarias agrupadas por criterios lito-estratigráficos en las formaciones Abundancia, Nantoco, Totoralillo y Pabellón. El límite entre la Formación Punta del Cobre y las formaciones que la cubren marca una importante discontinuidad entre dos medios con parámetros físicos
y
geomecánicos
muy
diferentes.
El
relleno
del
espacio
correspondiente a esta discontinuidad lo representa una brecha polimictica conocida en terminología local como el “sedimento rojo”.
Las rocas estratificadas (sedimentarias, volcano-sedimentarias y volcánicas) y las rocas ígneas intrusivas están cortadas por fallas de diferentes rumbos y órdenes de magnitud (locales, distritales y regionales), varios sistemas de fracturas, diaclasamientos y fisuras. Los principales sistemas de fallas corresponden a las fallas de rumbo N10-30⁰W con manteo variable pero predominante hacia Oeste y N 30-45⁰ E con manteo variable. Los principales sistemas de fallas, acompañados por zonas de debilidad geomecánica, con espesores desde 5 a 10-15mts, han generado una tectónica de bloques en teclado (horst - graben) que ha controlado el flujo de los fluidos hidrotermales, la depositación de la carga útil, la morfología de los cuerpos mineralizados y la redistribución post - depositación de la masa mineralizada. 3.3 Estructuras La totalidad de las rocas del distrito se encuentran afectadas por plegamientos y fallamientos de distintas magnitudes, siendo la más sobresaliente la falla Paipote y el Anticlinoriúm de Tierra Amarilla. La falla Paipote está ubicada a lo largo del extremo occidental del distrito. Su traza controla la dirección del valle del río Copiapó, en dirección NS en aproximadamente 16 kilómetros, se trata de una falla del tipo normal que produjo el descenso del bloque oriental, por casi 50 metros. El fallamiento cumple un factor fundamental en la zona, ayudándola emplazamiento de los 13
cuerpos intrusivos y, sobre todo, en el control de la mineralización. Este fallamiento a su vez ha sido dividido en pre-mineralización y postmineralización, distinguiendo como estructuras mineralizadas aquellas con rumbo NS y NW-SE, y como no mineralizadas a la con rumbos NE-SW, NNW-SSE y EW. A su vez dentro de las estructuras mineralizadas, se aprecia el emplazamiento local, de diques lamprofíricos y silíceos (ácidos), los cuales son algunas veces sub-horizontales. El Anticlinoriúm de Tierra Amarilla, está localizado en el extremo superior del distrito. Su eje pasa por el centro de la comuna de Tierra Amarilla y tiene una dirección N35ºE. Su flanco oriental, afecta las rocas de las formaciones Punta del Cobre y Abundancia. Existen flexuras de menor importancia en los flancos de este Anticlinal que hacen variar el rumbo y las inclinaciones entre los N30ºE a N85ºW e inclinaciones de 26ºE a 82ºE. Toda la zona se encuentra afectada por pliegues menores, micropliegues, flexuras, que tienen un carácter local. Figura 3.2 Perfil transversal
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3.4 Composición mineralógica La mineralización está constituida por súlfuros y óxidos de hierro, como principales minerales metalíferos. Entre los metales metalíferos se han identificado minerales pertenecientes a las clases de súlfuros, sulfosales, óxidos y elementos nativos, a continuación, se presentarán algunas de las características
que
controlan,
en
gran
medida,
el
comportamiento
mineralógico del mineral procesado para su concentración y valorización. 3.5 Tipos de mineralización Los tipos de mineralización presentes en el sector 3 Tránsito se detallan a continuación.
Súlfuros:
Calcopirita (CuFeS2): Es el principal componente entre los súlfuros, representando a su vez el principal componente útil de la mineralización. Su participación cuantitativa se ha estimado a 9-10 % aproximadamente.
Pirita (FeS2): Este es segundo súlfuro desde el punto de vista cuantitativo, con una participación de 6-7 % aproximadamente.
Esfalerita (ZnS): Es el tercer súlfuro según la participación cuantitativa, es el componente principal de la mineralización maciza de los súlfuros, dando a la mineralización un carácter polimetálico. Ya que un concentrado
de
Esfalerita
aportaría
un
margen
operacional
suplementario en el balance financiero del proceso de valorización.
Galena (PbS): Aunque la participación de la Galena (0,2%), es netamente subordinada a los súlfuros, ya presentados, sin embargo, este súlfuro ha sido encontrado en muchos cortes pulidos 15
representando
tanto
la
mineralización
súlfurosa,
como
la
mineralización de óxido de Hierro.
Covelina (CuS) y Bornita (Cu5FeS4): Están presentes en cantidades trazas, la Covelina se presenta en pequeños granos (0,0110 mm), en vetillas y playas de calcopirita. La Bornita forma inclusiones (0,020,015mm), en ganga carbonosa encapsula granitos de Calcopirita.
Pirrotina (Fe1-xS): Es bastante frecuente, pero en cantidades trazas. Se presenta como inclusiones ovoidales o micro playas más extensas (0,022-0.012 mm).
Sulfosales.
Tetraedrita (Cu, Fe) 12Sb4S13: En cantidades trazas asociadas a la esfalerita, a la calcopirita (0,041004 mm.) o como inclusiones irregulares (0,0251002 mm.) asociadas al Oro y la Galena (0,011007).
Proustita (AgAsS3) - Piriargita (Ag3SbS3): En vetillas de Galena más Calcopirita en microplayas (0,032 – 0,035) intercedidos con Galena.
Elementos Nativos.
Estudios microscópicos han evidenciado la presencia de elementos nativos, representados por Oro nativo y probable combinación con Au-Ag y/o Au-Hg. Separables por el color amarillo intenso en el caso del oro y amarillo blanco en el caso de las aleaciones de Oro con la Plata y el Mercurio. En SCM Carola el mineral que predomina es el Sulfuro de Cobre Calcopirita.
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Figura 3.3 Muestra sulfuro de cobre Calcopirita
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CAPITULO 4: METODO DE EXPLOTACION 4.1 El método Sub-level Stoping tradicional (SLS) Este método consiste en arrancar el mineral desde sub niveles horizontales mediante
diagramas
de
disparo
efectuados
en
planos
verticales
perpendiculares a ellos. La preparación se inicia con la construcción del nivel base, el cual contempla la elaboración de la galería de transporte (GT) cuya sección es de 6 x 4 [m], paralela a ésta se construye la galería de perforación o Undercut de 5 x 4 [m] para la construcción de la futura zanja recolectora, posteriormente estas dos galerías se unen a través de cruzados cada 16 [m]. Estos cruzados servirán para extraer el mineral tronado desde la zanja recolectora La preparación del nivel superior consiste en construir la cara libre del primer disparo de producción, para ello se construye una chimenea de corte la cual posteriormente se desquinchará lateralmente a lo ancho de la mineralización. Una vez efectuado este ciclo de trabajo se procede a la socavación del block en una altura de entre 30-50 [m], dependiendo de la diferencia entre niveles, sobre toda la potencia del cuerpo mineralizado. Luego, desde cada sub nivel se perforan en forma ascendente tiros radiales que van entre 15 a 25 [m] hacia arriba (abanicos) de tal forma, que la explotación comienza con la tronadura de dichos tiros, el mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por la zanja receptora creada con tal objeto, abarcando toda la base del caserón. El realce por sub-niveles al igual que la explotación por cámaras y pilares es un método en que las cámaras quedan permanentemente vacías, una vez que se ha extraído el mineral tales formas tienen con frecuencia grandes dimensiones especialmente en altura. El método en sí mismo sólo se utiliza en yacimientos verticales o de fuertes pendientes.
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Figura 4.1 Resumen grafico de método Sublevel Stoping tradicional
Minera Carola en la actualidad implementa el método conocido con el nombre de Sub-level Stoping Long Blasting Hole que es una variación del SLS tradicional. 4.2 Sub-level Stoping L.B.H. El método Sub-level Stoping L.B.H. aplica los principios de la tronadura en bancos a cielo abierto a la explotación subterránea. Consiste en el arranque del puente entre dos niveles con perforación D.T.H en sentido descendente. En este sistema se establece un único nivel base para varios sub-niveles superiores, ya que la secuencia de explotación es inversa al sistema tradicional (en el L.B.H. se mantiene más adelantado el nivel inferior). La preparación se reduce al desarrollo de frontones horizontales y paralelos en el techo del cuerpo mineralizado (o en sub niveles intermedios). Las labores superiores son separadas por un pilar tipo muro en toda su longitud. En el nivel base de extracción, se prepara construyendo inicialmente dos galerías paralelas, que cumplen la función de galería de transporte y galería 20
inferior de perforación. Estas labores se conectan con estocadas de carguío. Secuencialmente se construye la zanja recolectora la que se perfora ascendentemente desde la galería de perforación con disparo en abanico. En este método el caserón se divide en tres sectores claramente diferenciados. El undercut que cumple la función de crear la zanja receptora del mineral quebrado y de liberar el fondo de los tiros de gran diámetro. La zanja se perfora a partir del nivel base. El corte que sirve como primera cara libre vertical para la tronadura tanto del undercut como del sistema L.B.H. Es la chimenea con sistema V.C.R., la cual posteriormente se desquinchará a lo ancho del cuerpo mineralizado. Los sub-niveles se componen de frontones construidos con equipos de perforación horizontal como el Rocket Boomer, cuya separación y diseño depende de la geometría de la tronadura.El nivel base está provisto de la zanja receptora y galerías de extracción comunicándose ambas por estocada.
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Figura 4.2 Resumen grafico de método sublevel Stoping Long Blast Hole
Ventajas
Gran seguridad en los trabajos y regularidad en la producción.
Altas productividades y rendimientos de arranque por metro lineal perforado.
Grandes alturas de banco, de hasta 70 [m]; Que posibilitan disparar tronaduras de gran tamaño. (en Mina Carola el máximo es de 35 [m]).
Menores daños a la roca remanente, al disponer las tronaduras de dos caras libres y poder diseñar los barrenos con cargas desacopladas.
Posibilidad de cargar un 80% de volumen de roca arrancada sin control remoto. 22
Menores costos de perforación y tronadura.
Buen control de las leyes y baja dilución del mineral.
Limitaciones
Necesita mucha preparación.
No es selectivo (vetas con gran potencia).
Grandes caserones permanentemente abiertos, la recuperación del pilar no va más allá del 60%.
Produce un apelmazamiento del material después de la tronadura, por la caída del mismo desde gran altura.
4.3 Operaciones Sociedad Contractual Minera Carola 4.3.1 Desarrollos De acuerdo con la ubicación de los cuerpos mineralizados se proyectan labores por las cuales se puede acceder a estos cuerpos. Los desarrollos tienen como objetivo delimitar en forma espacial los cuerpos mineralizados, a partir, de las labores que forman parte de la infraestructura de la mina, para ello se construye una rampa para dar acceso a la parte superior del cuerpo y otra para acceder al nivel base o de extracción. Estas labores por lo general son construidas en estéril, de tal forma, que puedan ser reutilizables para futuros proyectos.
En Minera Carola existen 3 diferentes secciones de las labores: Sección 5 x 4.
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Galería de Perforación: En este nivel se realizan las perforaciones de banqueo la que luego de ser tronada, por escurrimiento llega al nivel de producción.
Galería Undercut o Zanja: La zanja es una labor destinada a recepcionar el material obtenido de las tronaduras de producción, a este se accede por medio de los cruzados.
Cruzados (CZ): Los cruzados de producción unen la zanja con la galería de transporte y es aquí donde los cargadores frontales acceden al material ya tronado para luego realizar la operación de carguío y transporte.
Sección 6 x 4.
Galería de Transporte (GT) y Accesos: Estas galerías son utilizadas para el tránsito de los camiones y accesos a los diferentes niveles.
Sección 6 x 5
Rampas Principales: Existen tres rampas principales en Minera Carola:
Rampa
Carola,
Rampa
Cobriza,
Rampa
Meléndez.
Actualmente ya no se siguen desarrollando. 4.3.2 Producción La preparación tiene relación con todas las galerías necesarias para la explotación del cuerpo, todas estas labores presentan problemas de estabilidad en la medida que avanza la explotación, siendo la menos dañada la galería de transporte al final del proceso. Este método necesita de una amplia preparación que incluye:
Galería de transporte en la base del rajo, de 6x4 [m]. 24
Rampas de accesos para los niveles superiores, de 6x5 [m].
Sub-niveles de perforación presentes en el interior del cuerpo.
Formación de una zanja receptora del mineral o undercut, 5x4 [m].
Cruzados de extracción, 5x4 [m] - evacuación del mineral, a 90º.
Crear un espacio al ancho del diseño que permita contener el material de la tronadura.
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Operaciones unitarias La operación unitaria se define como el desarrollo de distintas tareas que se realizan en una faena las cuales se clasifican y se pueden tratar de forma individual como los es el Perforación, Tronadura, Carguío y Transporte y otros. 4.4 Perforación La perforación es realizada por equipos de alta tecnología y de diferentes características según su utilización. Se pueden distinguir dos grupos de equipos utilizados para la perforación:
Equipos de perforación de Desarrollo.
Equipos de perforación de Producción.
4.4.1. Perforación de Desarrollo Los requerimientos actuales de Mina Carola en cuanto a desarrollo, es de 450 metros mensuales. Para cumplir con estas exigencias la empresa cuenta con 3 equipos de perforación Jumbo modelo Rocket Boomer 282 de marca ATLAS COPCO, estos poseen dos brazos para perforación frontal y desquinche con perforadoras modelos COP 1838 de ATLAS COPCO, son de accionamiento electrohidráulico, montado sobre dos ruedas, tiene un largo de la barra de perforación de 4.2 metros. La perforación efectiva promedio es de 3.8 metros de longitud con un diámetro de bit de 45 mm para todos los tiros de las secciones existentes, dos tiros vacíos de escareados utilizando un escariador de 102 mm de diámetro.
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Figura 4.3 Imagen de Rocket Boomer 282 Atlas Copco
4.4.2 Perforación de Producción La perforación de producción es realizada con equipos que permiten dar inclinación a los tiros, que se pueden perforar de forma ascendente o radial y descendente o también llamado banqueo. El requerimiento actual de Mina Carola en cuanto a producción es de 12.000 metros mensuales.
4.4.3. Perforación Ascendente Para la perforación radial, Mina Carola requiere de 8.400 metros mensuales, para aquello la empresa cuenta con 4 equipos Simba, marca ATLAS COPCO, los modelos de los equipos son:
Simba H-1254
Este equipo solo perfora de forma ascendente con diámetros que va de las 2” a 3½”, generalmente en Mina Carola realiza perforaciones de 3” de diámetro. Emplea barras de 1.8 metros de largo, utiliza el
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sistema de perforación de martillo en la cabeza (Top Hammer). La empresa cuenta con 2 unidades.
Simba M7C
Este equipo perfora de forma ascendente y descendente, en forma radial lo hace con un diámetro de 3½” y en banqueo lo hace con un diámetro de 4”. Cuenta con un brazo telescópico que mejora la
operación, emplea barras de 1.5 metros de largo, utiliza el sistema de perforación de martillo en la cabeza (Top Hammer). Generalmente Mina Carola ocupa este equipo para las perforaciones radiales ya mencionadas. La empresa cuenta con 1 unidad.
Simba M4C T.H.
De la misma manera que el equipo de perforación Simba M7C, el equipo Simba M4C perfora de forma ascendente y descendente, en forma radial lo hace con un diámetro de 3½” y en banqueo lo hace con un diámetro de 4”. Emplea barras de 1.5 metros de largo,
utiliza el sistema de perforación de martillo en la cabeza (Top Hammer). Al igual que la Simba M7C, Mina Carola ocupa este equipo para las perforaciones radiales ya mencionadas (ambos equipos presentan características de trabajo similares. La empresa cuenta con 1 unidad. La malla de perforación en realce es de 2.2 metros de burden por 3 metros de espaciamiento e inclinación que puede ser desde 75° a 90°. El número de tiros por abanico o perfil de perforación dependen básicamente del área a arrancar y de la malla de perforación empleada, se tienen 10 tiros como promedio. El largo máximo de los tiros actualmente es de 30 metros y 16 metros de longitud promedio. El índice de perforación es de 12 toneladas por metro perforado. 28
Figura 4.4 Diagrama de perforación abanico
4.4.4. Perforación Descendente Para la perforación de banqueo Mina Carola requiere de 3.600 metros mensuales, la perforación es realizada por los mismos equipos empleados en tiros ascendentes con excepción de los equipos Simba H-1254 que solo perforan tiros radiales, además para aquello la empresa cuenta con 2 equipos Simba fijos para la perforación de banqueo, marca ATLAS COPCO, los modelos de los equipos son:
Simba M4C I.T.H.
Este equipo perfora de forma descendente, lo hace con un diámetro de 4½” en pozos de banqueo y con diámetro de 6½” para pozos de
abertura de cara libre para chimenea tipo V.C.R., utiliza el sistema de perforación D.T.H. (down the hole). La empresa cuenta con 2 unidades.
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La malla de perforación en banqueo es de 4 metros de burden por 3.3 metros de espaciamiento, los ángulos de los tiros varían de 0° a 90°, desde la horizontal a la vertical, perforados generalmente en forma vertical. El número de tiros depende del área a arrancar y de la malla de perforación usada, usualmente el promedio es de 8 tiros. El largo de los tiros depende principalmente del área de arranque. Actualmente la longitud máxima de perforación alcanza los 50 metros, con un promedio de 33 metros. El índice de perforación es de 21 toneladas por metro perforado. Figura 4.5 Diagrama de perforación banqueo
4.5. Tronadura La Tronadura es la fragmentación instantánea que se produce en la roca por efecto de la detonación de explosivos depositados en su interior. En Mina Carola se trabaja con un sistema de 2 turnos por día, el cual se trabaja 12 horas por turno, en cada turno existen cuadrillas de cargadores de tiros para desarrollo y producción, estas están conformadas por personas experimentadas en este proceso. La tronadura se realiza al final de cada turno.
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4.5.1. Tronadura de Desarrollo Los diagramas de tronadura varían en cuanto a la disposición de los tiros y su número dependiendo de la sección de las labores. La tronadura contempla el uso de ANFO como explosivo secundario y emulsión como explosivo primario en el caso de que los tiros se encuentren secos, si se encuentra en presencia de agua se utiliza una emulsión encartuchada en los tiros (generalmente zapateras). En los tiros de corona y caja se utiliza Softron como explosivo para producir una tronadura más controlada debido que contiene menos potencia que el ANFO y la Emulsión. 4.5.2. Tronadura de Producción Desde que Mina Carola comienza con el sistema de explotación Sub level Stoping se han usado dos variantes del mismo. En un principio la mina comenzó con la variante Sub-level Stoping con perforación ascendente para la cual se usaba una perforadora Simba. Este método dio resultado hasta que la compañía decide aumentar su producción debiendo de esta forma cambiar de variante ya que con el método de perforación ascendente la cantidad de material tronado por cada disparo era demasiado pequeña, en promedio 2,500 toneladas, por lo que se debía tronar constantemente para satisfacer la demanda del mineral. La variante Sub-level Stoping banqueo de perforación descendente permitió tronar una mayor cantidad de mineral logrando una tronadura más eficiente y al mismo tiempo un abastecimiento del mineral continuo. 4.5.3. Tronadura Primaria Ascendente Este tipo de tronadura está relacionada con la perforación radial, el explosivo usado como carga de columna es ANFO, el cual es confinado en el tiro a través del equipo AnfoLoader, equipo diseñado para el carguío de explosivo a granel, este equipo tiene una capacidad de 500 kilogramos, también cuenta con un canastillo telescópico con una capacidad de 500 kilogramos y una 31
altura de levante de hasta 5 metros. En el fondo del tiro se utiliza como explosivo iniciador APD cilíndrico de 225 gramos. 4.5.4 Tronadura Primaria Des cendente Este tipo de tronadura se encuentra familiarizada a la perforación de banqueo, el explosivo usado como carga de columna es ANFO, explosivo cargado a granel directamente por los cargadores de tiros ya que aprovecha el efecto de la gravedad hacia el interior del pozo, cuando existe presencia de agua se utiliza emulsión encartuchada de 3½”, como explosivo iniciador se utiliza APD cilíndrico de 450 gramos.
4.5.5 Tronadura Secundaria La tronadura secundaria o también llamada cachorreo, tiene como objetivo reducir el tamaño de los bolones generados por la tronadura primaria ya sean efecto de parámetros mal calculados, diagramas mal diseñados o factores geológicos y estructurales. Esta operación se hace a través de perforación manual o mecanizada con equipo Rocket Boomer 282. 4.6 Polvorín Mina Carola cuenta con un polvorín en el interior de la mina en el nivel 266, en el cual se encuentran los explosivos que provee la empresa ORICA, además esta empresa es la encargada de administrar el polvorín y distribuir las cargas explosivas hacia los niveles donde se haya programado la tronadura en interior mina. Figura 4.6 Polvorín interior mina SCM Carola
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4.7 Carguío y Transporte En toda faena minera optimizar de buena manera la operación de carguío y transporte es elemental debido a que el costo de esta operación es uno de los más altos dentro de las operaciones unitarias. En Mina Carola la flota de carguío y transporte es una combinación entre cargadores frontales y camiones articulados. El ciclo de carguío y transporte comienza al entrar en la rampa la cual tiene una longitud de aproximadamente 4 kilómetros hasta los cuerpos que actualmente se están explotando. Al llegar a las estocadas de carguío los camiones son cargados por los cargadores frontales donde realizan un giro y suben nuevamente por la rampa para dirigirse la cancha de acopio la cual se ubica a 20 metros del portal mina. El ciclo más extenso actualmente tiene una duración de aproximadamente 55 minutos. El estéril que produce el desarrollo de las labores y la preparación de los cuerpos es depositado en un botadero al costado del portal mina el cual está debidamente facultado y normado para esta operación además de la utilización de caserones como botaderos en interior mina.
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En el interior de la mina Carola cuenta con 2 botaderos activos que están en el Nivel 13 y Nivel 50. Minera Carola cuenta con una flota de 10 camiones articulados 2 de apoyo, 9 cargadores frontales para disposición. 4.7.1 Carguío Desa rrollo El ciclo de carguío en el área de desarrollo comprende en transportar el material tronado de la frente (marina) con equipo L.H.D. hasta un punto de acopio, luego ahí comienza el ciclo nombrado anteriormente. En Mina Carola los equipos de carguío (L.H.D.) destinados a desarrollo son los siguientes:
Scooptram ST-1020
Equipo de carguío marca ATLAS COPCO, modelo del esquipo Scooptram ST-1020, la capacidad nominal del balde de la pala es de 10 toneladas métricas. La empresa cuenta con 2 unidades.
Scooptram ST-1030
Equipo de carguío similar al Scooptram ST-1020, la diferencia que existe entre ambos modelos, se encuentra en el tipo de motor. La empresa cuenta con 1 unidad. Figura 4.7 Scooptram ST-1030
4.7.2. Carguío Producción 34
El ciclo de carguío en el área de producción comprende en transportar el material tronado desde la zanja recolectora (undercut), transitando por el cruzado de extracción y destinado hacia una estocada de carguío común del caserón o de los cruzados, luego ahí comienza el ciclo nombrado en el inicio. En Mina Carola los equipos de carguío (L.H.D.) destinados a producción son los siguientes: Scooptram ST-14 Equipo de carguío marca ATLAS COPCO, modelo Scooptram ST-14, la capacidad nominal del balde de la pala es de 14 toneladas métricas. La empresa cuenta con 4 unidades. Figura 4.8 Scooptram ST-14
4.7.3. Transporte La operación unitaria del transporte del material tronado en interior mina, ya sea mineral al chancado y/o el estéril hacia el botadero es realizado por camiones articulados, marca Volvo A40D y A40E, que tienen una capacidad nominal de 40 toneladas y una capacidad promedio efectiva de 38 toneladas. La empresa cuenta con 10 unidades. Figura 4.9 Camión Volvo A40E
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4.8 Fortificación Los sistemas de fortificación son utilizados en la minería subterránea con el objetivo principal de ayudar al macizo rocoso que se auto soporte y con esto principalmente resguardar la seguridad de los trabajadores y evitar pérdidas de equipos y producción. La fortificación está a cargo de la empresa mandante. Los sistemas de fortificación se pueden clasificar en dos tipos: fortificación activa y fortificación pasiva. 4.8.1 Fortificación activa. Son aquellas que refuerzan y movilizan la resistencia inherente del macizo rocoso como son: Pernos de acero, pernos de fibra, cables, etc. A esto se le puede señalar que es un refuerzo del macizo rocoso. A continuación, se describe los tipos de fortificación activa que se utilizan en Minera Carola:
Pernos de acero helicoidales.
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Este sistema está conformado por una barra de acero laminado en caliente, con una sección transversal ovalada y resaltes en forma de hilo helicoidal de amplio paso. Estos actúan de manera complementaria con una placa de acero perforada o con un diseño piramidal y una tuerca de fundición nodular, diseñadas especialmente para reforzar y preservar la resistencia natural que presentan los estratos rocosos. La inyección de concreto en la perforación del estrato que se introduce en la barra sirve de anclaje, actuando la rosca como resalte para evitar el desplazamiento de la barra. Su sistema de instalación permite definir una zona de anclaje y un sector tensado. Estos son utilizados en las diferentes labores que se tienen en la faena.
Pernos Split Set.
Los pernos de fricción mejoran la estabilidad de la roca y los factores de seguridad al apretarse al macizo rocoso cuando ocurren movimientos laterales de los estratos. Consiste en un tubo compresible ranurado longitudinalmente, posee un extremo conificado para hacer más fácil su inserción al interior de la perforación y el otro extremo lleva un anillo soldado para mantener la platina. Este sostenimiento es considerado temporal. Esta fortificación se desarrolla con equipos boltec H-235 SCM Carola cuenta con 2 equipos. Figura 4.10 Equipo Boltec H-235 en instalación de pernos Split SetMalla
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4.8.2. Fortificación pasiva Son aquellos elementos o sistemas de soporte que no aplican ninguna carga externa al momento de la instalación y solo trabajan cuando el macizo roco experimenta alguna deformación o cuando son solicitados estáticamente. Dentro de los sistemas de fortificación pasiva que encontramos en Mina Carola tenemos: Malla de acero. La malla de acero tiene como principal objetivo el sostener el macizo rocoso cuando este se deforme, este sistema es muy eficiente en la retención de bloques pequeños inestables, provocados por eventos sísmicos, activaciones estructurales y otros. La principal característica de las mallas es su alta flexibilidad y capacidad de absorber importantes cantidades de energía, dependiendo de su instalación. En minería hay dos tipos de mallas que son utilizadas; las mallas electrosoldadas y las mallas de bizcocho. Su instalación es apegada a las paredes de la labor, siendo afirmadas con pernos de anclaje o con lechada. 38
Shotcrete
Este método de fortificación consiste en la proyección de hormigón o shotcrete el cual es concreto reforzado con varillas de acero o fibras, este material es transportado a través de una manguera, que se lanza neumáticamente, a alta velocidad, contra la superficie de la labor, con el objetivo de resistir esfuerzos de tensión. La fuerza con que hormigón llega a la superficie hace que la mezcla se compacte logrando que esta se sostenga a sí misma, sin escurrir. En Minera Carola es muy escaso el uso del Shotcrete en las labores de desarrollo y producción, debido a la buena calidad que presenta el macizo rocoso. Este es utilizado principalmente en el Barrio Cívico, Estación de Rescate, Sub-estaciones de energía y en labores puntuales que presente una mala calidad de roca. 4.9 Ventilación Actualmente Minera Carola tiene una ventilación hecha en sistema diagonal, utilizando 2 ventiladores principales aspirantes a las extremidades del campo minero. El aire entra en la zona central del campo y es extraído a las extremidades. El régimen de trabajo de los ventiladores, irán en concordancia con las necesidades de aire según el programa de trabajo. Cabe mencionar, que cada ventilador cuenta con un variador de frecuencia, lo cual permite elegir varios regímenes de funcionamientos (referido a los caudales) cambiando la rotación de los motores (lo cual cambia la frecuencia de corriente). Con un funcionamiento del 100% de su capacidad (50Hz), los ventiladores son capaces de aspirar un caudal total de 365m3/s (215m3/s por el ventilador de Batea y 162m3/s por el ventilador de Carola Norte). La infraestructura exclusiva de ventilación está constituida por: 39
Ventilador Batea: conjunto chimeneas y aerovías de 6 x 4.5 metros en plan horizontal que conectan las chimeneas para desplazar el punto de aspiración en los sectores de producción, más tapados, puertas de acceso y reguladores de flujo.
2 Chimeneas RaiseBorer 3.1m de diámetro y 250m de largo desde cota 575(superficie) a 325.
2 Chimeneas RaiseBorer 3.1m de diámetro y 70m de largo desde cota 320 a 254.
2 Chimeneas RaiseBorer 3.1m de diámetro y 39m de largo desde cota 230 a 191.
2 Chimeneas RaiseBorer 3.1m de diámetro y 51m de largo desde cota 174 a 123.
1 Chimenea VCR de 20m2 y 41m de largo desde cota 109 a 68.
1Chimenea VCR de 20m2 y 48m de largo desde cota 60 a 12.
VCR de 50 m que conecta el nivel 50 con el nivel 0
VCR de 50 m que va conectar el Nivel 0 con el Nivel < 50.
Para aprovechar al máximo posible de este ventilador se va construir un portón de ventilación con regulador de flujo a la entrada de Rampa Carola Norte y de esta manera la Rampa Carola Norte va a servir como una aerovía de extracción de aire viciado. En este caso la rampa no puede servir más para transporte de personal (la velocidad va estar de 5.2m/s) sino que solo para el traslado de los equipos o en caso necesario para transporte de mineral hacia superficie. Minera Carola cumple con todos los requerimientos de ventilación de acuerdo a la legislación vigente con el objetivo de satisfacer los siguientes requerimientos:
Proporcionar aire fresco a todas y cada uno de las frentes de trabajo. 40
Diluir la concentración de polvo suspendido a niveles permisibles.
Diluir la concentración de los gases provenientes tanto del escape de las maquinarias diésel, como de los generadores de las tronaduras.
Mantener los niveles de temperatura dentro de los rangos permitidos.
Caudal de aire por persona que trabaja en interior mina, superior a 3 m3/min
Velocidad promedio mínima del aire de 15 m/min (Art. 138).
Velocidad promedio máxima del aire de 150 m/min (Art. 138).
Perdidas por filtraciones de aire de 10%.
Minera Carola consta con dos ventiladores principales de 100 hp c/u, el circuito existente es de tipo aspirante y capaz de evacuar por la chimenea sur un caudal de 5.000 m³/min, suficiente para diluir los gases de escape de 7 equipos diésel de 320 hp c/u (75% de utilización), considerando 2 caserones en producción en forma simultánea. El aire limpio ingresa simultáneamente por la chimenea norte y por la rampa principal, el aire viciado se extrae por medio de conexiones con los caserones existentes y chimeneas auxiliares de 2,5 x 2,5 mts² que comunican el nivel 270 con el nivel 200. En caso de emergencia se cuenta con un plan de evacuación de la mina, además de los refugios en caso de no hacer abandono de la mina.
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Figura 4.11 Esquema de ventilación VENTSIM
4.10 Drenaje y aguas industriales. Minera Carola de acuerdo a su ubicación geográfica y a la profundidad actual a cotas de nivel 0 respecto de nivel de mar, tiene presencia de afloramientos subterráneos de agua proveniente de bolsones confinados de agua, lo que obliga a mantener un sistema de drenaje desde los niveles inferiores hasta las piscinas ubicadas en superficie por medio de un conjunto de estaciones de acumulación y bombeo en distintos niveles de la Mina. El sistema de drenaje está compuesto por estaciones de drenaje principal, pozos auxiliares, bombas instaladas en las distintas frentes de perforación y obviamente una red de drenaje que permita la descarga del agua bombeada en los lugares indicados. En SCM Carola existen 5 estaciones de drenaje principal, la función de este conjunto de pozos es evacuar el excedente de agua hacia piscinas superficiales y en ellas almacenarlas a la espera de ser usadas como agua industrial. La red de agua industrial nace en los piscinas superficiales ubicadas en el sector de cobriza, en estas piscinas está instalada una bomba Máster H que tiene como función alimentar un estanque, este estanque abastecerá de agua industrial hasta el nivel 300 de la mina, desde este nivel, específicamente del nivel 12, otra bomba Máster H instalada en el pozo de 42
agua limpia de la estación principal de drenaje del mismo nivel, alimenta a otro estanque que abastecerá de agua industrial a los niveles inferiores. La capacidad total del sistema es de aproximadamente 19.200 m3. La mayor parte de esta agua es utilizada como agua industrial distribuida por medio de redes a interior Mina destinada para la perforación, regadío de pistas y cierto porcentaje no evaluado se evapora desde las piscinas de superficie. El sistema está compuesto por la siguiente infraestructura:
5 estaciones de acumulación y bombeo (pozos principales) en interior mina.
23 pozos auxiliares.
3 Piscinas superficiales.
Red de drenaje.
Bombas Hega multietapas en estaciones de bombeo.
Bombas portátiles (Máster H, Máster N, Maxi N, Matador N)
4.11 Equipos de Apoyo y Servicios S.C.M. CAROLA En Mina Carola existen diversos equipos y servicios de terceros, que contribuyen a las operaciones unitarias, y así poder cumplir los objetivos y metas de la organización. 4.11.1 Acuñadura mecanizada La acuñadura es una operación elemental y a su vez obligatoria en Mina Carola, esta operación consiste en la acción destinada a eliminar en forma manual y/o mecánica, las rocas sueltas de techo y cajas de galerías y/o excavaciones subterráneas, en donde se debe ejecutar antes, durante y después de cada operación. En Mina Carola se utiliza acuñadura manual y mecanizada, la acuñadura manual la realiza todo trabajador de cualquier índole que observe algún tipo de roca suelta y se realiza con herramientas diseñadas para acuñar como el 43
acuñador, barretilla de seguridad, llaucas. En la acuñadura mecanizada, se utiliza un equipo acuñador mecánico móvil, marca Martimac, modelo Bell 220-A, equipo móvil diesel que cuenta con un brazo hidráulico, que en la parte superior lleva incorporado un martillo picador que realiza el trabajo de acuñadura. La empresa cuenta con 4 unidades.
Equipo Manitou
El equipo Manitou es vinculado al levantamiento de cargas, traslado de materiales y/o herramientas, también para el uso de levantamiento de personal en laboreos de servicios mineros en altura. La empresa cuenta con 5 unidades. Equipo Normet El equipo Normet es ocupado en laboreos del área de servicios mineros. La empresa cuenta con 1 unidad. 4.11.2 Equipo s de Apoyo y Servicios de Terceros Los principales equipos de apoyo de terceros que se ocupan en las operaciones minas son:
Cargador Frontal
Camión Explosivo
Camión Aljibe
Camión Combustible
Mini cargador
Moto niveladora
Camión Agua Potable
Retroexcavadora 44
Camión Barro
Camión Convencional
Camionetas de explosivos
4.12 Bri gada de Rescate y Refugios SCM Carola cuenta con un sistema de Preparación y Respuesta ante Emergencias con una Brigada de Rescate en superficie e interior mina, compuesta con implementación de equipamiento, infraestructura y Personal especializado para el control de emergencias. Ante cualquier emergencia que se presente al interior de la Mina, se cuenta con refugios móviles preparados con equipamiento de primeros auxilios, agua y oxigenación autónoma.
Se cuenta con 16 refugios móviles.
1 Centro Rescate en superficie.
1 Centro Rescate interior mina.
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CAPITULO 5: MARCO TEORICO 5.1 Conceptos de dilución 5.1.1 Definición de dilución
El concepto de dilución puede vincularse a dos indicadores de la calidad de la explotación minera: desempeño y eficiencia. La dilución y recuperación realizadas para un el método de explotación en particular son una medida de la calidad del diseño y de la práctica minera. Un buen diseño es aquel que maximiza la recuperación y minimiza la dilución, teniendo en cuenta que las dos medidas son interdependientes (Es decir, lograr una cierta recuperación sólo puede ser posible a costa de aceptar un cierto nivel de dilución).
La dilución puede definirse como la contaminación del mineral por material no mineral durante los procesos mineros. (Wright, 1983).
Las consecuencias de esta contaminación son las siguientes:
La cantidad real de material extraído será mayor que la necesaria para obtener el mismo contenido de metal equivalente.
El grado del mineral de explotación de minas será inferior al grado in situ estimado.
Scoble y Moss (1994) definen la Dilución Total como la suma de la Dilución
Planificada y la Dilución no planeada, donde: Dilución planificada: Es el material que no es mineral (por debajo de la ley de corte) que se encuentra dentro de los límites del diseño planificado (líneas de minería) según lo determinado por: la selectividad del método minero; La continuidad del cuerpo de mineral a lo largo del rumbo y lo largo del dip. Como también la complejidad de la forma del cuerpo de mineral. 46
Dilución no planificada: es un material adicional no minero (por debajo de la ley corte) que se deriva de la roca o relleno fuera de los límites del paso (líneas mineras). La incorporación de este material se debe a: sobre excavación inducida por la tronadura; Y / o desprendimiento de roca de pared inestable o Relleno. Figura 5.1 Dibujo explicativo de dilucion planificada y no planificada
5.1.2 Costo de dilución La dilución aumenta directamente el coste de producción (es decir, el coste por unidad de peso del metal extraído), sin embargo, es difícil asignar un costo exacto a la dilución, ya que está compuesto por componentes de costos directos e indirectos.
La dilución entra a menudo como material de gran tamaño. Si los puntos de descarga se conectan, pueden producirse retrasos significativos en la producción y costos de tronadura secundaria. 47
Dependiendo de la ubicación del material de gran tamaño sobre el punto de producción, puede que no sea posible una tronadura secundaria. Esto puede resultar en la pérdida de mineral si la sobre excavación ha caído, o, está bloqueando el acceso a mineral. Tratar la sobre excavación y el tonelaje adicional de la dilución disminuye la productividad y alarga el tiempo para completar la limpieza de un punto de producción. Esto afecta el calendario minero y puede requerir cambios en el plan de la mina. Posteriormente, esto puede requerir que Se dedicará más tiempo a la planificación y reorientación de recursos para abordar el problema. En algunos casos, las nuevas áreas se introducen en la producción antes de lo previsto, ocasionalmente a expensas de cierta información. En las secuencias mineras de abajo hacia arriba, el desprendimiento significativo de la pared puede socavar las paredes de los topes superpuestos planeados, lo que potencialmente puede resultar en una mayor dilución cuando estos perfiles se extraen. Desprenderse de las paredes del caserón puede dañar los baldes de los equipos Scoop y de vez en cuando resulta en la pérdida de una balde. Las reparaciones y / o el reemplazo son costosos. La producción puede verse afectada a corto plazo. 5.1.3 Facto res de perfora ci ón y tronadura que influyen en la dilución y la recuperación en minería
Refiriéndose a los factores que influyen en la dilución y recuperación estos se pueden dividir en cuatro fases principales de actividad:
Exploración y delineación del mineral
Diseño General de Minas y Diseño Detallado de Caserón.
Perforación; Tronadura 48
Cuantificar el desempeño del caserón
En la etapa de diseño detallado, algunos factores que pertenecen al diseño de la explosión de tiros largos pueden haber sido ya determinados (es decir, el diámetro del barreno, la longitud del barreno, los tiros paralelos vs. Una nota más relacionada con el diseño general de la mina es que, si es posible, los horizontes de perforación deben diseñarse de tal manera que se puedan perforar tiros paralelos a los contactos del cuerpo de mineral, lo que posibilita la aplicación de técnicas de voladura controlada para minimizar el daño a la pared. Según Morrison (1995), los barrenos que no son paralelos a la pared
deseada generarán un daño excesivo y harán imposible las técnicas controladas de tronadura. Otra nota se refiere a la perforación, si es posible, blast holes deben ser diseñados para la brecha, en lugar de perforación de longitud más corta hacia arriba y hacia abajo. No se debe subestimar la ventaja de poder comprobar las ubicaciones de avance para la precisión de la perforación. Es muy difícil generar la confianza para disparar disparos de gran tamaño si la precisión de la perforación no puede determinarse con fiabilidad. Además, si no se puede verificar la exactitud de la perforación, Minimizar los daños en la pared puede resultar frustrante. Con respecto al diseño real de la explosión, los espaciamientos y las cargas deben diseñarse de tal manera que la distribución de energía explosiva proporcione una fragmentación adecuada con una interacción mínima o sin carga entre los tiros, asegurando así que cada perforación haga su trabajo asignado. Las secuencias de voladura deben ser diseñadas para asegurar una buena geometría de la cara libre y se deben hacer esfuerzos para minimizar el número de perforaciones asignadas a un período de retardo particular. Es una buena práctica de ingeniería verificar periódicamente el rendimiento de la explosión utilizando técnicas de monitoreo de explosiones. El monitoreo de tronadura es una herramienta muy útil para: optimizar los 49
patrones de tronadura; Evaluar el rendimiento de los explosivos y los detonadores; Examinar el potencial de daño por tronadura; Y la evaluación de los métodos de control de la pared de voladura. Para ayudar a minimizar el daño de la explosión, los tiros perimetrales a menudo se desplazan a cierta distancia de las paredes finales (esta distancia se denomina a veces distancia de separación). Se debe considerar cuidadosamente la distancia de compensación ya que la cantidad de daño por explosión estará relacionada con factores tales como:
Diámetro de la perforación.
Calidad de la roca.
Carga de explosivo
Tipo explosivo.
Las distancias de compensación inadecuadas pueden resultar en exceso de sobrecarga (dilución no planificada) o bajo riesgo (pérdida de mineral). El levantamiento topográfico acoplado con la supervisión de la explosión es un medio eficaz para determinar las distancias de compensación apropiadas. Otros factores que pueden influir en la dilución y la recuperación en el proceso de diseño de tiros largos incluyen: la precisión de los contactos de mineral en las secciones de anclaje de tiros largo; Las longitudes diseñadas para el agujero (es decir, no deben exceder la capacidad del taladro), la exactitud de la marca de los tiros. Las secciones anulares de tiros largos deben construirse usando toda la información disponible con respecto a los contactos de mineral y deben actualizarse con la información obtenida durante la fase de perforación real. Las ubicaciones de los cuellos deben diseñarse teniendo en cuenta el tamaño y la maniobrabilidad del taladro de tiros largos (esto es especialmente crítico en los desfiladeros estrechos) y la ubicación de los 50
servicios subterráneos. Las marcas de los tiros deben hacerse bajo estricto control. 5.2 Sobre excavación Se define sobre-excavación como la rotura de la roca más allá del perfil diseñado de una excavación. Esta definición distingue la sobre excavación de otras fuentes de dilución, tales como desbastes, fallas de cuña, etc. El daño por explosión se define como la creación, extensión y / o apertura de discontinuidades geológicas preexistentes en la masa rocosa. Los daños inducidos por la explosión debilitan una masa de roca, lo que puede conducir a problemas de estabilidad cuando se aumenta el tamaño de la excavación (Villaescusa, 2003). Otra definición indica que la deformación o energía de choque es uno de los dos mecanismos de daño por explosión. En rocas de buena calidad, la deformación o energía de choque tiene el mayor efecto sobre el daño, mientras que en el caso de las rocas altamente fracturadas, la energía del gas domina los mecanismos de daño por explosión (Clark, 1995). Villaescusa et al. (2003) determinaron un modelo específico de HolmsbergPersson crítico de PPV o de umbral de daño para los montes de banco de mina de plomo de Mt Isa. Usando el PPV crítico específico del sitio, su análisis predijo que el grado de daño de la explosión de las paredes de suspensión era del orden de 3,6 metros dependiendo de la ubicación del orificio. El daño observado varió de 5 metros a 8 metros. La única discusión de la relación entre el desbordamiento y el daño fue observar que el grado de daño de la explosión generalmente se extiende más allá de los límites del desbordamiento. En un estudio similar realizado en la mina Bousquet por Henning et al. (1997) y reportado por Diakite (1998), las vibraciones de alto impacto en topes primarios se asociaron con un sobreesfuerzo lineal máximo más alto que los topes secundarios con menores niveles de vibraciones. 51
Parece que debido a que la relación entre el daño por explosión y el desbordamiento depende de la roca, no existe un modelo genérico para predecir la sobreexplotación utilizando el modelado de daños por explosión. Sin embargo, las minas individuales podrían comparar la estabilidad de sobreesfuerzos con el modelado de daños y usar esta información en el diseño de explosiones. El valor del modelado de daños por explosión está en la capacidad de comparar el potencial de daño de explosión de los diseños de perforación y explosión alternativos. 5.3 Perforación y tronadura La perforación de la roca es una de las operaciones primaria mas importantes que se realiza en minería subterránea, su finalidad es abrir un hueco con la geometría y distribución adecuada dentro del macizo donde alojar las cargas explosivas y accesorios de iniciación. Los sistemas de penetración de la roca que han sido desarrollados y clasificados por orden de aplicación son: 1. Mecánicos
Percusión
Rotación.
Rotopercusión
2. Térmicos
Soplete o lanza térmica Plasma
Fluido caliente
Congelación
3. Hidráulicos
Chorro de agua Erosión
Cavitación 52
4. Sónicos
Vibración de alta frecuencia
5. Químicos
Microvoladura
Disolución
6. Eléctricos
. Arcoeléctrico
. Inducción magnética
7. Sísmicos
Rayo Láser
8. Nucleares
Fusión
. Fisión
A pesar de la enorme variedad de sistemas posibles de penetración de la roca, en minería y obra pública la perforación se realiza actualmente, de una forma casi general, utilizando la energía mecánica. Por este motivo, en el presente manual se tratarán exclusivamente los métodos mecánicos, pasando revista a los fundamentos, útiles y equipos de perforación de cada uno de ellos.
Los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son: la perforadora que es la fuente de energía mecánica, el varillaje que es el medio de transmisión de esa energía, la boca que es el útil que ejerce sobre 53
la roca dicha energía y el fluido de barrido que efectúa la limpieza y evacuación del detrito producido.
5.3.1 Tipologia de los trabajaos d e perforación e n el arranque co n explosivos
Dentro de la amplia variedad de los trabajos de excavación con explosivos, se han desarrollado un gran número de máquinas que dan lugar a dos procedimientos de perforación: Perforación manual: Se lleva a cabo con equipos ligeros manejados a mano por los perforistas. Se utiliza en trabajos de pequeña envergadura donde por las dimensiones no es posible utilizar otras máquinas o no está justificado económicamente su empleo. Perforación mecanizada: Los equipos de perforación van montados sobre unas estructuras, de tipo mecano, con las que el operador consigue controlar todos los parámetros de la perforación desde unas posiciones cómodas. Estas estructuras o chasis pueden ir montadas sobre neumáticos u orugas y ser automotrices o remolcables. Por otro lado, los tipos de trabajo, tanto en obras de superficie como subterráneas, pueden clasificarse en los siguientes grupos: Perforación de banqueo: Es el mejor método para la voladura de rocas y a que se dispone de una frente libre para la salida y proyección del material y permite una sistematización de las labores. Se utiliza tanto en proyectos de cielo abierto e interior con barrenos verticales, generalmente, y también horizontales, en algunos casos poco frecuentes. Perforación de avance de galerías y túneles: Se necesita abrir un hueco inicial o cuele hacia el que sale el resto de la roca fragmentada por las 54
demás cargas. La perforación de los barrenos se puede llevar a cabo manualmente, pero la tendencia es hacia la mecanización total con el empleo de jumbos de uno o varios brazos o cementado de cables, siendo la perforación la fase previa en tales trabajos. Perforación de producción: Este término se utiliza en las explotaciones mineras,
fundamentalmente
subterráneas,
para
aquellas
labores
de
extracción del mineral. Los equipos y los métodos varían según los sistemas de explotación, siendo un factor común el reducido espacio disponible en las galerías para efectuar los barrenos.
Perforación de chimeneas: En muchos proyectos subterráneos de minería y obra pública es preciso abrir chimeneas. Aunque existe una tendencia hacia la aplicación del método Raise Boring, aún hoy se utiliza el método de barrenos largos y otros sistemas especiales de perforación combinados con las voladuras.
Perforación de rocas con recubrimiento. La perforación de macizos rocosos sobre los que yacen lechos de materiales sin consolidar obligan a utilizar métodos especiales de perforación con entubado. También se emplean en los trabajos de perforación y voladuras submarinas.
Sostenimiento de rocas: En muchas obras subterráneas y algunas a cielo abierto es necesario realizar el sostenimiento de las rocas mediante el lechado de cables, siendo la perforación la fase previa en tales trabajos.
55
5.3.2 Clasificación de las rocas y propiedades principales
La perforación de barrenos se realiza, casi en la totalidad de los casos, en masas rocosas, por lo que es interesante antes de iniciar una obra conocer los diferentes tipos de materiales que se presentan y sus propiedades básicas.
Estas características de las rocas dependen en gran medida de su origen, por lo que a continuación se describen los tres grandes grupos que existen.
Roca ígnea
Rocas sedimentaria
Rocas metamórfica
5.4 Propiedades de las rocas que afectan a la perforación Las principales propiedades físicas de las rocas que influyen en los mecanismos de penetración y consecuentemente en la elección del método de perforación son: o
Dureza.
o
Resistencia.
o
Elasticidad.
o
Plasticidad.
o
Abrasividad.
o
Textura.
o
Estructura. 56
o
Características de rotura
5.4.1 D ureza
Se entiende por dureza la resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro. En una roca es función de la dureza y composición de los granos minerales constituyentes, de la porosidad de la roca, del grado de humedad, etc. La dureza de las rocas es el principal tipo de resistencia a superar durante la perforación, pues cuando se logra la penetración del útil el resto de las acciones se desarrollan más fácilmente. Las rocas se clasifican en cuanto a su dureza por medio de la "escala de Mohs", en la que se valora la posibilidad de que un mineral pueda rayar a todos los que tienen un número inferior al suyo.
5.4.2 Resistencia
Se llama resistencia mecánica de una roca a la propiedad de oponerse a su destrucción bajo una carga exterior, estática o dinámica. Las rocas oponen una resistencia máxima a la compresión; comúnmente, la resistencia a la tracción no pasa de un 10 a un 15% de la resistencia a la compresión. Eso se debe a la fragilidad de las rocas, a la gran cantidad de defectos locales e irregularidades que presentan y a la pequeña cohesión entre las partículas constituyentes.
La resistencia de las rocas depende fundamentalmente de su composición mineralógica. Entre los minerales integrantes de las rocas el cuarzo es el 57
más sólido, su resistencia supera los 500 MPa, mientras que la de silicatos ferromagnésicos y los aluminosilicatos varían de 200 a 500 MPa, y la de la calcita de 10 a 20 MPa. Por eso, conforme es mayor el contenido de cuarzo, por lo general, la resistencia aumenta. La resistencia de los minerales depende del tamaño de los cristales y disminuye con el aumento de éstos. Esta influencia es significativa cuando el tamaño de los cristales es inferior a 0,5 mm.
5.4.3 Elasticidad
La mayoría de los minerales constituyentes de las rocas tienen un comportamiento elástico-frágil, que obedece a la Ley de Hooke, y se destruyen cuando las tensiones superan el límite de elasticidad.
5.4.4 Plasticidad
Como se ha indicado anteriormente, en algunas rocas, a la destrucción le precede la deformación plástica. Esta comienza en cuanto las tensiones en la roca superan el límite de elasticidad. En el caso de un cuerpo idealmente plástico tal deformación se desarrolla con una tensión invariable. Las rocas reales se deforman consolidándose al mismo tiempo: para el aumento de la deformación plástica es necesario incrementar el esfuerzo.
5.4.5 Abrasividad
58
La abrasividad la capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más duro, en el proceso de rozamiento durante el movimiento.
5.4.6 Textura
La textura de una roca se refiere a la estructura de los granos de minerales constituyentes de ésta. Se manifiesta a través del tamaño de los granos, la forma, la porosidad, etc. Todos estos aspectos tienen una influencia significativa en el rendimiento de la perforación.
5.4.7 Estructura Las propiedades estructurales de los macizos rocosos, tales como esquistosidad, planos de estratificación, juntas, diaclasas y fallas, así como el rumbo y el buzamiento de éstas afectan a la linealidad de los barrenos a los rendimientos de perforación y a la estabilidad de las paredes de los taladros.
5.5 Diseño de diagrama de perforación 5.5.1. Burden (B) Se define Burden como la distancia más corta de la cara libre, en el instante que un barreno detona. La sección del Burden apropiada es una de las decisiones más importantes en la tronadura ya que en las mayorías de las ocasiones, desde él se calculan el resto de las variables del diseño de tronadura. Si el burden es demasiado pequeño la roca es lanzada a una distancia considerable de la cara libre, los niveles de golpe de aire son altos y la fragmentación puede resultar demasiado fina. Por el contrario, si el 59
burden es muy grande se producirá daño en la hilera posterior, los niveles de golpes de aire y vibración del terreno son altos y la fragmentación puede ser extremadamente gruesa (Calvin (Calvin J. Konya, 1998). 5.5.2 Espaciamiento (S) La dimensión del espaciamiento se define como la distancia entre barrenos de una misma hilera. Si el espaciamiento es muy grande, los gases de la tronadura escapan hacia la atmosfera antes de que penetren completamente en las grietas formadas entre los barrenos. Estas grietas son las primeras que deben desarrollarse y ser presurizadas antes que lo sean las grietas radiales que se dirigen hacia la cara libre. En rocas masivas la relación E/B óptima se aproxima a 2, mientras que cuando existen discontinuidades se recomiendan valores entre 1 y 1,5.
5.5.3. Taco superior El objetivo del taco superior es lograr el confinamiento y contención de la energía del explosivo durante la detonación al interior del barreno. Mientras más tiempo logre ser contenida la energía explosiva mejor será la fragmentación y desplazamiento del material tronado. Figura 5.2 Configuración de columna explosiva con taco superior y taco intermedio. intermedio.
60
5.5.4. Taco intermedio El objetivo de tacos intermedios minimiza el grado y extensión de daño inducido en áreas sensibles como pilares, paredes colgantes del caserón, instalaciones interior mina, etc. La definición del taco intermedio es importante por sus efectos en la fragmentación y los posibles daños al tramo de carga superior por detonación por simpatía, desensibilización de la carga superior, pulverización del iniciador y/o daño al detonador de la carga superior.
Figura 5.3 Grafico diseño taco intermedio intermedio
5.6 Explosivos En los últimos años con el desarrollo de nuevas técnicas de explotación subterránea también se ha avanzado en el tema de nuevas formulaciones 61
explosivas disponibles, se ha aumentado significativamente con la introducción de emulsiones químicamente sensibles y otras mezclas explosivas personalizadas. La selección del explosivo a utilizar depende de muchos factores que incluyen condiciones de la roca, perforación del macizo, propiedades del terreno, presencia de agua, fragmentación deseada, equipos de carga de explosivos, etc. El costo de los explosivos se considera un aspecto importante en la selección del explosivo a utilizar tanto en producción del mineral como en el desarrollo de la mina. 5.6.1 DEF INICION NICION DE EX PLOS IVO Los explosivos son mezclas en meta estable de oxidantes y combustibles. Se descomponen violentamente liberando gran cantidad de energía que se utiliza para romper la roca. La mayoría de los explosivos comerciales utilizan nitratos como oxidantes, siendo el nitrato de amonio el material básico de fabricación. Otros comúnmente usados son el de sodio, calcio, potasio y algunos inorgánicos tales como aminas y hexaminas. Los combustibles básicos para un explosivo incluyen el C y el H, ya que éstos reaccionan con el O para liberar grandes cantidades de energía. En general, existen dos tipos de explosivos: los moleculares y los compuestos. Los moleculares tienen O y combustible dentro de las mismas moléculas; su ventaja es que sus oxidantes y combustibles están en contacto íntimo, de manera que la reacción se lleva a cabo en forma extremadamente rápida y generalmente es completa. El trinitrotolueno (TNT) es un ejemplo de un explosivo molecular.
62
Los explosivos compuestos contienen oxidantes y combustibles en diferentes moléculas o en diferentes compuestos. Debido a que el combustible y el oxidante están muy separados, la reacción de descomposición se lleva a cabo mucho más lentamente que en un explosivo molecular. El ANFO, las emulsiones y los acuageles son todos ejemplos de explosivos compuestos, aunque, ellos son un sistema híbrido ya que el nitrato de amonio contiene tanto combustible H y O en asociación molecular, en adición al combustible separado contenido en el petróleo. (ENAEX, 2013 ) 5.6.2 Características de los explosivos Las características de carácter práctico que son básicas de un explosivo son las que se señalan a continuación: •
Potencia explosiva.
•
Poder rompedor.
•
Velocidad de detonación.
•
Densidad de encartuchado.
•
Resistencia al agua.
•
Calidad de humos
•
Sensibilidad.
•
Estabilidad química.
5.6.2.1. Potencia explosiva
Se define como potencia explosiva la capacidad que posee un explosivo para quebrar y proyectar la roca, se trata de la energía de la misma aprovechada en la tronadura. Esta característica depende fundamentalmente de la composición del explosivo. 63
5.6.2.2. Poder rompedor El poder rompedor es una característica del explosivo que indica la capacidad de quebrantar la roca debida exclusivamente a la onda de detonación y no al conjunto de la onda de detonación más la presión de los gases (que es medida de potencia). El poder rompedor es un parámetro muy importante para los explosivos de uso no confinado o desacoplado, cuyos gases no pueden ejercer grandes presiones. Es el caso de las cargas huecas. 5.6.2.2. Velocidad de detonación
La detonación de una columna continua de explosivo provocará la transformación del explosivo en un gran volumen de gases a elevada temperatura y presión. La velocidad a la que se produce esta transformación se denomina velocidad de detonación, siendo su unidad de medida metros por segundo (m/s). Es importante distinguir entre la velocidad de detonación (de la reacción química) y de la onda de choque (transmisión física). La velocidad de detonación es una característica para tener en cuenta en la elección del explosivo. Se optará por explosivos que detonan lentamente, dando lugar a que su energía se desarrolle de forma progresiva, cuando se vuelen rocas blandas o se requiera una fragmentación gruesa, mientras que se debe escoger explosivos dotados de elevada velocidad de detonación cuando se pretendan fragmentaciones más intensas en rocas duras.
5.6.2.3. Densidad La densidad es una característica muy importante de los explosivos industriales. Depende del tipo de componentes empleados en su fabricación, 64
ya que cuanto mayor es la densidad del explosivo, mayor es la concentración de carga para un diámetro de barreno determinado. La densidad relativa de los explosivos está comprendida normalmente entre 0,8 y 1,5. Existen algunos explosivos de menor densidad con aplicaciones muy determinadas y cuyo uso implica una baja energía por unidad de volumen con aplicación en voladuras de recorte o bien en algunas aplicaciones muy concretas en voladuras de escollera. 5.6.2.4. Diámetro critico Es el diámetro de una carga cilíndrica por debajo del cual la onda de detonación no se propaga o lo hace a una velocidad muy inferior a la nominal. 5.6.2.5. Masa critica Es la mínima cantidad de explosivo que se necesita para que se produzca la detonación por efecto de una llama. 5.6.2.6. Resistencia al agua
Se entiende por resistencia al agua a la característica por la cual un explosivo, sin necesidad de cubierta especial, mantiene sus propiedades inalterables durante un periodo de tiempo en contacto con el agua. Las dinamitas gelatinosas, hidrogeles y emulsiones resisten perfectamente cuando son cargados en barrenos con agua y por ello permiten su utilización en barrenos con agua en su interior. Sin embargo, los productos pulverulentos y Anfos no resisten al agua por el carácter soluble del nitrato amónico.
5.6.2.7. C alidad de los humos 65
Los humos residuales son el conjunto de productos gaseosos resultantes de la reacción de detonación del explosivo entre los que se hallan vapores nitrosos (NOx), vapor de agua, monóxido de carbono (CO) y anhídrido carbónico (CO2).
5.6.2.8. Toxicidad Los glicoles nitrados, como la nitroglicerina, son vasodilatadores y causan dolor de cabeza por inhalación o absorción cutánea. En contacto con la piel, pueden causar diversas alteraciones como dermatitis, decoloración, etc. Es por ello que la manipulación de los explosivos debe realizarse tomando las debidas precauciones. 5.6.2.9. Sensibilidad Se puede definir la sensibilidad de un explosivo como el mayor o menor grado de energía de iniciación que hay que trasmitirle para que se produzca su iniciación y, a continuación, su detonación.
Se pueden considerar
diferentes aspectos relativos a la sensibilidad de los explosivos; unas afectan a la seguridad en la manipulación (fabricación, transporte y utilización) y otras a su iniciación en la voladura:
Sensibilidad al detonador.
Sensibilidad a la onda explosiva
Sensibilidad al choque y al rozamiento.
Sensibilidad al detonador
Los explosivos industriales se inician generalmente mediante la detonación de una pequeña carga de explosivo de alta potencia. Este explosivo puede estar ubicado en un detonador, en un cordón detonante, o en un multiplicador, según el procedimiento que se utilice para la iniciación.
66
Existen explosivos que no son sensibles al detonador. En este caso es habitual provocar su iniciación mediante un multiplicador, consistente en pastilla de explosivo de elevada potencia que es de forma cilíndrica y que si es sensible al detonador. Figura 5.4 Detonador
5.6.2.10 Estabi lidad química La estabilidad química de un explosivo es su aptitud para mantenerse químicamente inalterado con el paso del tiempo. La estabilidad está garantizada si las condiciones de almacenamiento y el periodo de almacenamiento son los adecuados y correctos, permitiendo al usuario tener un producto totalmente seguro y fiable para los trabajos de voladura. 5.6.3 Explosivos industriales A continuación, se darán a conocer las características de los explosivos más comúnmente usados en minas subterráneas, sus ventajas y los criterios que deben utilizarse al momento de decidir su selección. Dinamitas Las dinamitas son altos explosivos que tienen como componente principal la nitroglicerina. Estos productos tienen una densidad de 1,6 g/cc y pueden desarrollar velocidades de detonación de 7.000 m/s. Al ser la nitroglicerina 67
altamente sensible al choque, la fricción y el calor, es necesario mezclarla con elementos inertes para así poder manipularlas. Las dinamitas a su vez, se dividen en dos grupos: las dinamitas granuladas, que utilizan la nitroglicerina como base explosiva, y las dinamitas gelatinas, que son una mezcla de Nitroglicerina y nitrocelulosa, lo que les permite tener una alta resistencia al agua. ANFO (A mmonium Ni trate – Fuel Oil). Consiste en una base de Nitrato de Amonio prill y un combustible derivado del petróleo, desde gasolinas a aceites de motor, este último juega un papel importantísimo sobre las diferentes propiedades del Anfo. Los porcentajes van del 90% al 97% de nitrato de amonio y de 3% al 10% de combustible. Al ser el nitrato de amonio su principal componente NA, el agua es el principal enemigo del Anfo, pues absorbe una gran cantidad de calor para su vaporización y rebaja considerablemente la potencia del explosivo. Existen diversos tipos de Anfos, entre ellos se encuentran:
Anfos.
Anfos Aluminizados.
Anfos AST.
Anfos Livianos.
Anfos Pesados.
Este último es una mezcla de Emulsión y Anfo, reuniendo las principales características de ambos componentes.
Hidrogeles. Los hidrogeles son agentes explosivos constituidos por soluciones acuosas saturadas de nitrato de amonio, a menudo con otros oxidantes como el 68
nitrato de sodio y/o el de calcio, en las que se encuentran dispersos los combustibles, sensibilizantes, agentes espesantes y gelatinizantes que evitan la segregación de los productos sólidos. Sus características más importantes son:
Excelente resistencia al agua.
Gran potencia de detonación.
Gran seguridad en su manipulación.
Dentro de estos explosivos tenemos los slurries y aquageles. Emulsiones. Las emulsiones corresponden a un sistema que contiene al menos dos fases líquidas inmiscibles entre sí, una de las cuales está dispersa en la otra en forma de pequeñas gotas o celdillas. El líquido que se encuentra en forma de gotas se reconoce como fase dispersa y el que las rodea se denomina fase continua, y su tipo o constitución define el comportamiento y características de la emulsión.
Dentro de sus propiedades principales:
Son altamente seguras a la fricción, impacto y fuego.
Son muy resistentes al agua.
Dependiendo de la consistencia pueden ser bombeadas.
5.6.4 Sistemas de iniciación
Los diferentes sistemas de iniciación, conocidos como detonadores, pueden emplearse tanto en voladuras a cielo abierto como en interior y la finalidad es la de iniciar los explosivos dentro del barreno, o bien el cartucho cebo o multiplicador que desencadene la detonación en el interior del mismo. 69
Como se verá más adelante, algunos tipos de detonadores tienen un uso mucho más restringido y en aplicaciones específicas, como es el caso de los detonadores ordinarios. La elección de cada uno de los tipos de detonadores vendrá determinada por las necesidades de secuenciación, características del entorno y facilidad en la realización de la conexión, entre otros factores.
Detonadores a fuego
Detonadores eléctricos
Detonadores no electrónicos
Detonadores electrónicos
5.6.5 C ordón detonante Un cordón detonante es un cordón flexible e impermeable que contiene en su interior un explosivo denominado pentrita, cuya velocidad de detonación es de
7.000
metros
por
segundo;
el
cordón
detonante
se
emplea
fundamentalmente para transmitir a los explosivos colocados en los barrenos la detonación iniciada por un detonador. Algunos tipos de cordón detonante (los de mayor gramaje) pueden utilizarse como explosivo principal para la carga de barrenos de voladura.
5.6.7 Iniciadores APD Los APD (alto poder detonante) son iniciadores de voladura que se utilizan para iniciar explosivos de baja sensibilidad, como pueden ser anfo, hidrogeles o emulsiones, tanto si se emplean en modalidad de encartuchados o a granel. Están compuestos por un cilindro de pentolita que va envuelto con una cubierta de cartón. La pentolita es un explosivo de alta potencia formado a 70
partir de una mezcla de petrita y de TNT, que tiene una velocidad de detonación también alta, situada en torno a los 7.500 m/s El multiplicador lleva unos orificios axiales que van rodeados de pentrita. Es por estos orificios por donde pasan los accesorios que los iniciarán: cordón detonante, detonadores, etc.
5.6.8 Mecha lenta La mecha lenta está formada por un núcleo de pólvora negra recubierto con varias capas de hilados y materiales impermeabilizantes que la hacen resistente a la humedad, abrasión y los esfuerzos mecánicos. Habitualmente se utiliza para la iniciación de detonadores ordinarios y de la pólvora de mina. La combustión de la mecha transmite el fuego a una velocidad uniforme de dos minutos por metro lineal. Esta velocidad es la determinada por el fabricante, pero un mal uso o conservación puede provocar que bien sea más elevada o más lenta. La combustión de la mecha lenta se ve influenciada en gran medida por la humedad. Si la mecha lenta está mojada, la velocidad de combustión disminuye, y si está extremadamente seca, puede arder a mucha mayor velocidad de la diseñada.
71
5.7 Trituración de rocas En los primeros instantes de la detonación, la presión en el frente de la onda de choque que se expande de forma cilíndrica alcanza valores que superan ampliamente la resistencia dinámica a compresión de la roca provocando a destrucción de su estructura intercristalina e intergranular. El tamaño del anillo de la roca triturada aumenta con la presión de detonación del explosivo y con el acoplamiento de la carga da las paredes del barreno Según Hagan (1977) este mecanismo de rotura consume casi el 30% de la energía que transporta la onda de choque, colaborando en la fragmentación de la roca con un volumen muy pequeño, del orden del 0.1% del volumen total que corresponde al arranque normal del barreno. Se considera utilizar explosivos potentes que generen tensiones en la roca de las paredes de los barrenos muy elevadas, de ahí que en algunos casos se aconseje el desacoplamiento de las cargas y el aumento de la energía de gases a costa de la energía tensional. 5.7.1 Agrietamiento radial Durante la propagación de la onda de choque, la roca circundante al barreno es sometida a una intensa compresión radial que induce componentes de tracción en los planos tangenciales del frente de dicha onda. Cuando las tensiones superan la resistencia dinámica a tracción de la roca se inicia la formación de una densa zona de grietas radiales alrededor de la zona triturada que rodea al barreno.
El número y longitud de esas grietas radiales aumenta con: 1. La intensidad de la onda de choque en la pared del barreno o en el límite exterior del anillo de roca triturada, y
72
2. La disminución de la resistencia dinámica a tracción de la roca y el factor de atenuación de la Energía de Tensión. Detrás de esa zona interior de intenso agrietamiento, algunas fracturas progresan de forma importante distribuidas aleatoriamente alrededor del barreno. La velocidad de propagación en las grietas es de 0,15 a 0,40 veces la onda de choque, aunque las microfisuras se desarrollan del orden 2ms. Cuando la roca presenta fracturas naturales la extensión de las grietas guarda una estrecha relación con estas. Si las columnas de explosivo son intersectadas longitudinalmente por fracturas existentes, estas se abrirán por efecto de la onda de choque y se limitará el desarrollo de las grietas radiales en otras direcciones. Las fracturas paralelas a los barrenos a alguna distancias de estos, Interrumpirán la propagación de las grietas radiales.
5.7.2 Reflexión de onda de choque Cuando la onda de choque alcanza una superficie libre se generan dos ondas, una de tracción y otra de cizallamiento. Esto sucederá cuando las grietas radiales no se hayan propagado más que una distancia equivalente a un tercio de la que existe desde la carga a esa superficie libre. Aunque la magnitud relativa de las energías asociadas a las dos ondas depende del ángulo de fracturación es causada generalmente por la onda de tracción reflejada. El frente de onda reflejada es más convexo que el de la onda incidente, por lo que el índice de energía de la onda de la tracción es mucho mayor cuando la superficie es cilíndrica, como la del barreno central de un cuele, que cuando se dispone de un plano como sucede en una voladura en banco. Este mecanismo contribuye relativamente poco al proceso global de fragmentación, ya que se estima que la carga de explosivo necesario para producir rotura exclusivamente por reflexión de onda seria 8 veces mayor 73
que la carga normal y si tenemos discontinuidades internas aumenta 15 veces. (C. López Jimeno, 2003).
5.7.3. Extensión y apertura de las grietas radiales Después del paso de la onda de choque, la presión de los gases provoca un campo de tensiones cuasi-estatico alrededor del barreno. Durante o después de la formación de las grietas radiales por la componente tangencial de tracción de la onda, los gases comienzan a expandirse y penetrar en las fracturas. Las grietas radiales se prolongan bajo la influencia de la concentración de tensiones en los extremos de las mismas. (C. López Jimeno, 2003).
5.7.4 Fracturación por liberación de carga Antes de la onda de choque alcance el frente libre efectivo, la energía total transferida a la roca por la compresión inicial varía entre el 60 y 70% de la energía de la voladura. Después del paso de la onda, se produce un estado de equilibrio cuasi- estático seguida de una caída súbita de presión en el barreno, debido al escape de los gases a través del tac, de las fracturas radiales y desplazamientos de roca. La energía de tensión almacenada se libera rápidamente, generándose solicitaciones de tracción y cizallamiento que provocan la rotura del macizo. Esto afecta a un gran volumen de roca, no sólo por delante de los barrenos, sino incluso por detrás de la línea de corte de la voladura, habiéndose llegado a identificar daños varias decenas de metros. (C. López Jimeno, 2003).
5.7.5 Fracturación po r cizallamiento
74
En formaciones rocosas sedimentarias cuando los estratos presentan distintos módulos de elasticidad o parámetros geomecanicos, se produce la rotura en los planos de separación al paso de la onda de choque por las tensiones diferenciales o cortantes en dichos puntos. (C. López Jimeno, 2003).
5.7.6 Rotura por flexión Durante y después de los mecanismos de agrietamiento radial y descostramiento, la presión ejercida por los gases de explosión sobre el material situado frente a la columna de explosivo hace que la roca actúe como una viga doblemente empotrada en el fondo del barreno y en la zona del taco, produciéndose la deformación y el agrietamiento de la misma por los fenómenos de flexión.
5.7.7 Rotura por colisión Los fragmentos de roca creados por los mecanismos anteriores y acelerados por los gases son proyectados hacia la superficie libre, colisionando entre si y dando lugar a una fragmentación adicional, que se ha puesto de manifiesto en estudios con fotografías ultrarrápidas. (C. López Jimeno, 2003).
5.8 Factor de carga y factor de energía de los explosivos 5.8.1. Factor de carga Mediante este término se describe la cantidad de explosivo usado para romper un volumen o peso unitario de roca. El factor de carga se indica mediante unidades de kg/m3 o kg/ton. Algunos también consideran la potencia en peso de explosivo para expresarlo como equivalente a la 75
potencia en peso equivalente al ANFO, o sea, Wteff = Wt* potencia en peso relativa. Otros usuarios prefieren usar un término inverso del factor de carga, para describir el peso de roca quebrada por unidad de peso de explosivo (ton/kg). (Enaex, 2013)
.5.8.2 Factor de energía Este término es similar al Factor de carga, pero la energía del explosivo se expresa en relación al peso o volumen de roca quebrada (o sea. MJ/m3 o MJ/ton o Kcal/ton). El factor de Energía es por eso el producto de Factor de Carga y la energía por peso del explosivo. (Enaex, 2013)
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CAPITULO 6 CASERON 1 CUERPO 10 6.1 Problemáticas Caserón 1
La principal motivación de este estudio fue que en los caserones del cuerpo 10 de Adriana se estaba teniendo problemas con la sobre excavación lo que conlleva a un aumento de la dilución con lo cual se estaban bajando mucho las leyes presentes en los caserones. En el caserón 2 ya finalizada su explotación se estimó que tuvo alrededor de un 41% de dilución lo que se es excesivamente alto. Normalmente en minera Carola se estima que la dilución normal en un caserón bordea alrededor de 10 al 15%. En el caserón 1 que está en explotación actualmente estaba ocurriendo lo mismo que en el 2, se estaba teniendo un alto porcentaje de sobre excavación lo que conlleva a una baja significativa de las leyes de 1.7 – 1.8 % Cut a 0.4 – 0.5 % Cut en promedio de baja. Como consideración el problema de sobre excavación no ocurrió en el caserón 3 que a partir de los estudios geomecánicos que se hicieron anteriormente no estimaba una sobre excavación tan alta algo que en realidad ocurrió sus porcentajes estuvieron dentro de los esperados (15 % de dilución) Actualmente el caserón 1 se encuentra en estudio por los resultados obtenidos hasta ahora en la explotación de este, se tiene aproximadamente un 63% de caserón explotado hasta la fecha, sus trabajos se encuentran paralizados porque las leyes que están en el material ya tronado no cumplen con las planificadas. Uno de los parámetros que se analizaron en un estudio hecho el 2016 fue la calidad geomecánica de la roca que se presenta en los caserones, los 77
resultados arrojan que algunos caserones cuentan con un índice promedio RQD que se considera bajo. En el caso del caserón 1 su RQD promedio es de 26,8 % que para rangos de calidad geotécnica está en el rango de roca débil. Tomando ciertas orientaciones sobre la calidad del caserón los profesionales de geomecánica nos proporcionaron cierta información de este sector, sosteniendo que la calidad de roca era bastante variable y en general mala calidad. 6.2 Información geológica general del cuerpo 10 Adriana El cuerpo 10 de Adriana es un macizo ubicado en el área ESTE de minera Carola entre las coordenadas Norte 6.957.625 y 6.957.077, y Este 377.622 y 377.927, y entre las cotas 274 y -40 msnm, el cuerpo tiene una altura promedio de 138 mts en perfil vertical y 151 mts por inclinación. El ancho del cuerpo mineralizado es variable, entre 7 mts y 15 mts, con un promedio de 11.5 mts y tiene un rumbo N 35º W y manteo de 35º - 50º hacia SW (Valdman, S. 2013). Los accesos al cuerpo son 3: Rampa Meléndez: Es una de las tres rampas de acceso de Mina Carola, cuya entrada se encuentra en el sector de Quebrada Meléndez, al E de la Comuna de Tierra Amarilla. Dicha rampa pertenece al denominado sector Carola Norte y se conecta con Carola Sur.
El Nivel 255, nivel de conexión entre Carola Norte y Carola Sur.
El Nivel 186, nivel de conexión entre Carola Norte y Carola Sur.
78
El Cuerpo 10 presenta un volumen de 2.776.306 m3, tiene un tonelaje de 9.800.360 Tn, considerando un peso específico medio de 3,53 gr/cm3, resultado de 790 determinaciones distribuidas en 15 perfiles de referencia de perforación (Pop, N. et. al, 2008). La ley media es de 1% aproximadamente, según el método de inverso de la distancia. Cabe mencionar, además, que para su explotación el Cuerpo 10 ha sido redefinido en 2 sectores (ver figura 3.2.): Cuerpo 10N: Ubicado entre las estocadas 27E- 30E - Cuerpo 10S. Ubicado entre las estocadas 30E-34E 6.2.1 Caracterización de las mineralizaciones interceptadas por los sondajes y labores mineras En la mayoría de los sondajes ejecutados y en las labores mineras: Rampa Meléndez, Rampa 220, Rampa 150, Estocadas de sondajes, bajo el contacto de las rocas sedimentarias con lavas andesíticas (Kpcli) se encontraron mineralizaciones de varios tipos, aspectos y extensiones. 6.2.2 Morfología de la mineralizació n En los sondajes y las labores mineras desde el punto de vista morfológico se encontraron varios tipos de cuerpos mineralizados: Cuerpos subverticales: se desarrollan en una estrecha relación con las grandes estructuras (fallas). El hábito de la mineralización es variado: impregnaciones débiles o intensas, sulfuros macizos como vetas, vetillas, brechas con matriz de sulfuros y minerales de ganga, stock-work sobre andesita. La particularidad de las mineralizaciones tipo stockwork+brecha es la estrecha relación espacial y estructural con las fallas grande, con el rumbo N20-400W y la inclinación entre 30-450 hacia SW (ver perfiles). 79
- Cuerpos tipo manto: En la cercanía del contacto con el sedimento rojo, en la brecha del techo se desarrolla un manto impregnativo predominante piritoso, acompañado por una intensa alteración feldespato potásica ± sericítica (ver los perfiles). El manto consiste en impregnaciones pirita con la participación de calcopirita en diferentes proporciones, algunas veces con pocas cantidades de óxidos de fiero (especularita). Este tipo de mineralización se desarrolla lateralmente y sub horizontal en comparación con los cuerpos tipo stockwork y tienen una distribución irregular y discontinua. El espesor varía desde decenas de centímetros hasta 8-10 m.
- Vetas: Es el tipo morfológico común, bien representado en casi la mayoría de los sondajes Se presentan como cuerpos macizos de alta ley con desarrollo discontinuo en rumbo y manteo. Los datos de los sondajes revelan espesores variando desde 2 cm a 1.5 m. Se nota una relación directa entre las mineralizaciones y las estructuras tectónicas: fallas, fracturas, zonas con alta fisuración. Las estructuras mejor mineralizadas están ligadas espacialmente a los sistemas intensamente fracturadas, asociadas con las grandes fallas. Generalmente, las vetas se desarrollan bajo el contacto entre la roca sedimentaria y las rocas ígneas (andesitas). Entre los perfiles 27E-29E se encuentran pocas situaciones cuando la mineralización de sulfuros (veta) corta el contacto, atraviesa el sedimento rojo, ascendiendo en la toba de Agustina. Lateral, las vetas pasan a una zona de impregnación intensa o algunas fisuras poli direccionales tipo stockwork. La mineralización de las vetas se presenta por lo general maciza y consiste en una asociación de calcopirita, pirita, con cantidades muy subordinadas de óxidos de fiero (magnetita y/o especularita) con ganga de calcita, cuarzo, feldespatos, actinolita, clorita, yeso, etc. 80
En algunos sondajes es notable la presencia de vetas macizas de magnetita con pocos sulfuros y con ganga principalmente actinolitica. - Cuerpos de brecha mineralizada: se desarrollan en la zona del contacto de las rocas sedimentarias con las rocas andesíticas. También se desarrollan en las rocas andesíticas en relación con las mineralizaciones tipo stockwork. Se relacionan estrechamente con las estructuras de fracturas y vetas que se consideran a ser conductores de fluidos mineralizados. Son compuestos por clastos angulares de lavas andesíticas, de tamaño variable con cemento de sulfuros (pirita + calcopirita), cuarzo, calcita, óxidos de fiero, a veces con alteración feldespato - potásica. - Diseminaciones: las mineralizaciones de tipo diseminaciones se desarrollan en rocas ígneas andesíticas alcanzando leyes bajo 0.5% de CuT. Representan acumulaciones distintas o zonas asociadas con otros tipos morfológicos, donde disminuye fuertemente la frecuencia de los sulfuros. Cuantitativamente se pueden separar varios subtipos de diseminaciones, desde finas hasta intensas. Por lo general, las diseminaciones son constituidas por pirita y/o calcopirita y son presentes como cristales aislados o asociados en nidos o relleno de pequeñas fisuras (pirita) y nidos, playas o ínter crecimientos con pirita y minerales de ganga (calcopirita). 6.2.3 Composición mineralógica Las mineralizaciones atravesadas por los sondajes son esencialmente cupríferas con la participación reducida de Au y Ag, directamente relacionado con las leyes de Cu. También se nota la participación de los óxidos de Fe (magnetita, hematita).
6.2.4 Minerales primarios 81
La asociación mineralógica consiste principalmente en sulfuros con varias razones entre pirita y calcopirita. Los minerales primarios que se han observado en las estructuras mineralizadas corresponden a calcopirita, pirita, marcasita, hematita (especularita), magnetita (mushketovita), con escasas cantidades de esfalerita. Estrechamente ligado de pirita y calcopirita aparece el Au. La distribución del principal componente útil (CuT) en el contorno de los cuerpos es variable tanto en el rumbo, como en el manteo. Entre los perfiles 27E-29E la mineralización se presenta en estado fresco, los procesos de reemplazo por productos secundarios son muy débiles. Los principales minerales no metálicos asociados son: cuarzo, feldespato, actinolita, biotita, clorita, calcita, anhidrita, yeso y con menos frecuencia epidota y turmalina. La mineralización presenta varios tipos de texturas: - maciza: calcopirita + pirita ± magnetita ± especularita ± cuarzo ± calcita ± esfalerita; magnetita + especularita + pirita ± cuarzo ± calcita ± calcopirita. - brechosa: calcopirita + pirita ± magnetita ± actinolita ± cuarzo ± calcita; calcopirita + pirita ± especularita ± anhidrita ± cuarzo ± calcita. - bandeada: calcopirita + pirita ± cuarzo ± calcita ± magnetita ± anhidrita. - diseminación: calcopirita + pirita ± especularita ± magnetita. - geodas: calcita + cuarzo + pirita + calcopirita ± epecularita ± anhidrita.
6.3 Generalidades del proyecto de explotación del Caseron 1
82
El Cuerpo 10, es un cuerpo vetiforme que presenta una potencia variable y rumbo NW/SE, profundizándose hacia el Sur. Actualmente en el área N del Cuerpo 10, 11 caserones constituyen el proyecto de explotación, formando parte de la corrida mineralizada de Meléndez, que actualmente es la franja más al Este en explotación, ubicada entre las coordenadas 6.9573.620 a 6.957.350 N El caserón 1 está ubicado en el cuerpo 10 de Adriana entre los niveles 240 y 200, cuenta con una ley de 1.18 % de Cu con aproximadamente 117.702 toneladas, el largo aproximado del caserón es de 81 metros de largo, una altura de 40 metros de alto, ancho de 10 metros y una inclinación de 38°. Figura 6.1 Imagen tridimensional Caserón 1 y sus labores
Alto
40 metros
Ancho
10 metros
Largo
81 metros
83
Inclinación
38°
Tonelaje
117.702 toneladas
Ley
1.18% de Cut
6.4 Diseño caserón 1 cuerpo 10
El diseño del método de explotación sub level stoping Lost blast hole está compuesto un nivel de perforación y nivel de zanja, en otras mineras también se le llama nivel techo y nivel Base. Nivel de perforación y Nivel de zanja Los niveles de acceso del caserón 1 son el Nivel 240 al nivel de perforación y Nivel 200 hacia la zanja. nivel de perforación 240 En el nivel 240 se encuentra el nivel de perforación, donde se efectúa la perforación de banqueo del caserón que se efectúan con la Simba M7C con un largo promedio de los tiros en el caserón de 20 m de largo y un diámetro de perforación de 4.5”, esta perforación está en estudio por el problema de la
sobreexcavación del cuerpo. Figura 6.2 Plano de planta nivel 240
84
nivel de zanja 200 En el nivel 200 se encuentra el nivel de la zanja del caserón donde tenemos una Galería de Transporte de 6.5 m una zanja undercut de 4x4 m y los cruzados de producción de 5x4 m, en el nivel undercut actualmente ya se perforaron los tiros de realce de todo el caserón. Figura 6.3 Plano de planta nivel 200 de zanja y sus cruzados
6.5 Dimensiones de galería y acceso
En caserón 1 cuenta con un acceso principal con dimensiones de 6 x 5 m al llamado RAMPA 290 E, la cual conecta con el nivel de perforación del caserón 1 que tiene dimensiones de 5 x 4 m. Mientras que en el nivel 200 el acceso principal con dimensiones de 6x5 m es por la RAMPA 200 E la cual conecta con el nivel de la zanja con dimensiones de 4x4 m y también conecta con la Galería de Transporte el caserón 1 GT Nv 200 con dimensiones de 6x4 m. Los cruzados de producción que conectan GT con zanja son de dimensiones 5x4 m y son 4 cruzados más el cruzado de Cara libre como promedio 85
separados por 20 metros aproximadamente de un cruzado a otro y un largo promedio del cruzado de de 20 m aproximadamente. DIMENCIONES DE LA GALERIAS Y ACCESOS DIMENCIONES LABOR RAMPA PRINCIPAL
6X5m
NIVEL DE PERFORACION
5 X 4m
GALERIA DE TRANSPORTE
6X4m
ZANJA UNDERCUT
5X4m
CRUZADOS DE P RODUCCION
5 X4 m
6.6 Estudio de Geomecánica Caserón 1
En un estudio que se hizo al cuerpo 10 de Adriana anteriormente sobre la estabilidad y dilución en el cuerpo 10 se concluyó que el principal mecanismo o fenómeno físico que permite cuantificar la dilución en Sub level Stoping corresponde a la sobre excavación de las paredes del caserón, esto es caja pendiente y yacente , sin embargo, según la experiencia en mina Carola los techos de los caserones también han presentado una dilución para tener en
cuenta. Figura 6.4 Geometría de un caserón
86
6.6.1 Análisis estudio estabilidad y dilución Caserón 1 . (Labra, 2016)
MAWDESLEY 2002 Según el grafico de mawdesley los resultados para el caserón 1
CASERON 1 CUERPO ADRIANA CAJA
CONDICION
Techo Pendiente Yacente
Falla Falla mayor Falla mayor
Como se puede apreciar se observa que el techo cae en zona de falla y las cajas pendientes y yacente caen en zona de falla mayor.
STEWART Y FORSYTH (1995) Según los gráficos de Stewart y Forsyth los porcentajes de dilución se estiman en: CASERON 1 CUERPO ADRIANA CAJA
% de Dilución
Techo Pendiente Yacente
10-30% > 30% > 30%
Los resultados de los análisis de Stewart y Forsyth se estiman que este caserón tendrá una dilución mayor a 30% en caja pendientes y caja yacente en promedio el caserón tiene una dilución media de 25%. Actualmente el caserón tiene una dilución aproximada de un 40 a un 50% algo bastante alto.
87
Los resultados de predicción de estabilidad y dilución echas en este estudio se estima que el caserón tendrá una inestabilidad alta por la calidad de roca del macizo donde se encuentra el caserón analizado.
En los caserones explotados de este cuerpo se ha cumplido las predicciones de los estudios de estabilidad, han tenido una gran cantidad de dilución y sobre excavación.
88
CAPITULO 7 : METODOLOGIA DEL ESTUDIO 7.1 Importancia de la perforación y tronadura
La importancia del buen diseño de perforación y tronadura es la fragmentación de la roca mineral adecuada a requerimientos del carguíotransporte y chancado. Sus características primordiales son una mínima discontinuidad de la extracción del mineral con sobre tamaño en los cruzados, una buena recuperación del mineral con mínima dilución por sobre quiebre o sobre excavación fuera del límite del caserón, mantener estable las condiciones del terreno cerca del caserón, evitar los daños a equipos por la tronadura, evitar el daño a paredes colgantes y pilares adyacentes al caserón. En este sentido, se hace necesario considerar dos puntos críticos que impactan el diseño de perforación y tronadura, referidos específicamente a la fragmentación y el daño. Es de primordial importancia refinar el diseño de la malla de perforación teórica desde un planteamiento inicial, ya que varían dependiendo de las formas del cuerpo mineral, esto junto a la información geotécnica conlleva una interación o dos desde el diseño original genérico. Complementario a esto el diseño debe evaluarse también en la implementación, para conseguir buenos resultados operacionales ambas deben ser inseparables. El control de longitudes perforadas una vez retirado el equipo de perforación nos permite dos cosas: o
Realizar una nueva simulación de distribución de energía en función de los cambios en la perforación real respecto a la de diseño (excesos o defectos de metros por tiro)
89
o
Ordenar una re-perforación de barrenos en función de un protocolo según dominios geotécnicos, posición del tiro a volar en la cámara o porcentaje de tiros corto.
En la
tronadura los parámetros más importantes a considerar para una
buena calidad de tronadura son el control de la densidad de los explosivos, verificar los niveles de energía explosiva por tonelaje, la consideración de parámetros geomecánicos para las configuraciones de tronadura. las tronaduras en minería subterránea están sujeta a condiciones restrictivas que en la de cielo abierto, el confinamiento, el factor de carga, las mallas de perforación regular, las concentraciones de energía hacen de sus diseños algo laboroso. Todos los esfuerzos en mejoras en perforación y tronadura tienen repercusiones económicas y técnicas como por ejemplo en el ciclo productivo, reducir perdidas de mineral, diminución de sobre excavación. 7.2 Estudio de factibilidad técnica caserón 1 cuerpo 10 Adriana Este estudio está basado en dar mejoras en la parte operacional de perforación y tronadura tratando de adaptarse a los parámetros que Carola usa actualmente en estas áreas. Principalmente para dar una opción a futuro de optimización de los parámetros. Enfocada en el caserón 1 del cuerpo 10 y los caserones que a futuro se explotaran en este cuerpo. Para comenzar el estudio y basado en los resultados que se obtuvo del trabajo “Optimización y Control de calidad de voladuras en anillo (Roberto
Laredo, Benjamín Cebrian (Blast Consult S.L.)”. En este estudio hecho por Laredo y Cebrian, ellos proponen el “índice de volabilidad” para considerar
parámetros geomecánicos y a partir de estos parámetros trabajaron en mejoras de perforación y tronadura principalmente en diseño de malla y configuración de carga de explosivo. Para la evaluación de los cambios una buena herramienta para simulación de la tronadura es el Software JKSIMBLAST tanto para evaluaciones 90
numéricas como visuales. Principalmente se perciben y analizan la distribución lo más homogénea posible de la energía que genera el explosivo en el macizo. 7.2.1 Índice de volabilidad El índice de volabilidad está definido como las características de voladura del macizo rocoso sujeto a un diseño especifico de la voladura, característica del explosivo a utilizar y los sitios específicos para la voladura, es decir el índice de volabilidad indica que tan fácil es volar un macizo sobre condiciones específicas. Se han utilizados muchos métodos para calcular el índice de volabilidad.
Hino (1959).
Bórquez (1981).
Fraenkel (1954).
Hansen (1968).
Sassa & Ito (1974).
Heinen & Dimock (1976).
Ashby (1977).
Langefors (1978).
Praillet R. (1980).
Leighton (1982).
Rakishev (1982).
Lopez Jimeno (1984).
Lilly. (1986,1992)
Ghose (1988).
Gupta (1990).
JKMRC (1996).
Jiang Han, Xu Weiya and Xie Shouyi (2000)
91
De estos estudios de indice de volabilidad, en el que se basara el calculo para el mejoramiento sera el desarrolado por lilly (1986,1992), basado en un studio hecho el año 2010 por Loredo Y Cebrian. 7.2.2 Índice de Volabilidad de Lilly (1986, 1992)
Lilly ha definido su indice de volabilidad a partir de trabajos que tuvo con rocas duras y blandas, Este índice se aplicó por primera vez en las minas de hierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamente blandas Y también rocas masivas muy resistentes.
Para su estudio lilly toma 5 parametros geomecanicos, a partir de la suma de de valores representativos que se le da se obtiene el indice (BI).
BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
El indice nos permite calcular los consumes espesificos de explosivos o los factores de energia para el macizo rocozo.
CE = BI * 0.004 (KgANFO/tonelada)
FE = BI * 0.015 (MJ/tonelada)
Figura 7.1 Grafico calculo de consumes especificos o factores de energia a partir del indice de volabilidad 92
A partir de el indice de volabilidad se puede calcular el factor de carga y factor energia para el macizo rocoso que esta en estudio.
7.3 Recopilación de datos para el índice de volabilidad
Los datos para el análisis de índice de lilly se recopilaron desde el departamento de geomecánica e ingeniera donde se hace un seguimiento minucioso a todas las labores ya sea de desarrollo y producción. En el año 2016 se hizo un estudio del cuerpo 10 norte y sur de Adriana. Los geomecánicos encargados del estudio definieron la descripción del macizo rocoso como diaclasado en bloques, quedo definido el espaciamiento entre plano de juntas como Medio, la orientación de los planos de juntas del caserón como un buzamiento coincidente con la frente, el peso específico que de le dio al caserón por parte de ingeniera fue de 3.3 gr/cc mientras que la Resistencia a la compresión de 100 MPa. 93
Parametros geomecanicos
Calificacion
Calificacion CASERON 1
1.- Descripcion del Macizo rocoso (RMD) Fiable poco consolidado
10
Diaclasado en bloques
20
Poco macivo
50
20
2.- Espaciamiento entre plano de juntas (JPS) Pequeño ( < 0,1 m)
10
Medio (0,1 a 1 m)
20
Grande ( > 1 m)
50
20
3.- Orientacion de los planos de juntas (JPO) Horizontal
10
Buzamiento normal al frente
20
Direccion normal al frente
30
Buzamiento coincidente con el frente
40
40
4.- Influencia del peso especifico (SGI) SGI = 25* SG - 50
32,5
5.- Ratio de influencia de la resistencia (RSI) RSI = 0.05 * RC
5
RC= Resistencia a la compresion = 100 Mpa
7.4 Índice de volabilidad de lilly caserón 1
Formula del BI *BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
BI = 0.05 (20+20+40+32.5+5) BI = 58.75 A partir del Índice de Volabilidad se puede determinar los consumos específicos de explosivo (CE) y los factores de energía (FE), que se calculan con las expresiones siguientes: CE (kg ANFO/t) = 0.235 FE (MJ/t) = 0.881
94
7.5 Burden y espaciamiento con factor de carga por indice de volabilidad de lilly
Antes de calcular los factores de carga de cada corrida de banqueo y abanico, se calculó el burden y espaciamiento con el factor de carga que nos arroja lilly, esto para comparar si se acercan los resultados a los que actualmente tiene Carola. Las ecuaciones para el cálculo del burden y espaciamiento que se ocuparon fueron la de Langefors sacada del libro López Jimeno. Fórmulas para Tronadura de barrenos largos. Para los cálculos de Burden: donde:
Bmax = Piedra máxima (m). D = Diámetro del barreno (mm). f = Factor de fijación S/B = Relación entre Espaciamiento y Piedra. Pe = Densidad de carga (kg/m3). PRP = Potencia relativa en peso del explosivo ₵ = Constante de roca
95
Constante de roca por factor de carga de lilly lilly “c” 7.5.1 Constante
En el caso de la constante de roca, La ecuación de Langefors establece como valor de ₵ solo dos posibles valores en base a si se vuelan rocas
duras o rocas medias. Con el factor de carga obtenido a base del índice de lilly se calcula una relación C, para luego obtener nuestro valor de constante de roca ₵. ((Optimización y Control de calidad de voladuras en anillo Roberto Laredo Benjami n Cebrian Blast Consult S.L.)
c=0.8784*CE+0.0052 CE = Consumo Consumo especifico especific o por índice índice de volabilidad volabilidad de lilly lilly Constante de roca ₵=c+0.75
*C = relación de constate constate de roca Espaciamiento
S = Espaciamie E spaciamient nto o (m) B = Burden (m)
96
Tabla resumen Burden y Espaciamiento para perforación de banqueo BURDEN Y ESPACIAMIENTO CON 0,260 KG/TON 0,8
exp (gr/cm2)
BURDEN Y ESPACIAMIENTO CON 0,235 KG/TON exp (gr/cm2)
0,8
CE
0,260
CE
0,235
C
0,234
C
0,212
¢
0,984
¢
0,962
D (mm)
114,3
D (mm)
114,3
PRP
1
PRP
1
f
0,85
f
0,85
S/B
1,21
S/B
1,21
BURDEN (m )
ES PACI AMI ENTO (m )
CALCULADO CON FACTOR DE CARGA 0.235 (gr ANFO / Ton)
3. 115
3. 894
CALCULADO CON FACTOR DE CARGA DE 0,260 (gr ANFO / Ton)
3. 08
3.85
3. 2
4
OCUPADO ACTUALMENTE EN CAROLA
Como se puede inferir en la tabla de los cálculos que se hicieron del burden y espaciamiento con la formular de Langerfors para barrenos largos, los resultados se acercan bastante a los que se ocupan actualmente en Minera Carola, esto cálculos se hicieron con los rangos mínimos y máximo de carga de explosivo que se propone que serían entre 0,235 – 0,260 (gr ANFO/Ton), por lo que en perforación no se hacen cambios de diseño de diagrama de perforación para pa ra el caserón. caserón. * Observación importante: Se tomó el valor de burden máximo, ya que el burden practico se aleja mucho numéricamente de los burden y espaciamientos actuales que se ocupan en Minera Carola. 97
No se calcularon el burden y espaciamiento de las perforaciones de abanico ya que a la fecha la perforación de abanico está realizada completamente, a diferencia de las perforaciones de banqueo. banqueo.
7.6 Explosivos y accesorios de producción Para el desarrollo de la producción en minería Carola se ocupan una variedad de explosivos y accesorios para la tronadura, es de primordial conocimiento el uso bajo supervisión de los explosivos, los conocimientos necesarios y las medidas legales como contar con carnet de manipulador de explosivos. En general para el carguío de producción se maneja gran cantidad de explosivos en una carga normal de producción aproximadamente 2500 kilogramos de explosivo. Para desarrollo el explosivo que se ocupa actualmente es el ANFO de 2 tipos:
ANFO AMEX AME X
ANFO HUMEDO HUM EDO AMEX AME X UH
7.7 Explosivos de banqueo
7.7.1 AMEX Es una mezcla balanceada entre prills de nitrato de amonio poroso y combustible Diesel. El prill, de color blanco cristalino, es ligeramente coloreado mediante la adición de un tinte rojo en el combustible Diesel. Es adecuado para ser usado en barrenos secos y que permanecerán secos hasta la detonación. puede ser usado como carga de columna en minería
98
cielo abierto, subterránea, canteras y para trabajos de voladuras en general también puede ser vertido o cargado mecánicamente dentro del barreno. Ventajas
Costo de explosivos efectivos para aplicaciones de voladura en barrenos secos.
Este explosivo permite cargas totalmente acopladas para maximizar los resultados de tronadura.
Es fiable y fácil de usar, proporcionando resultados consistentes.
Empacado en sacos, especialmente formulado para uso en minería subterránea, reduce los humos de post tronadura y mejora el tiempo de retorno
Como ANFO a granel, es un producto integrado a los sistemas de entrega a granel, por lo que se puede ser cargado como parte de la columna explosiva a una tasa de producción por sobre los 400 kg/min
Puede ser cargado de forma neumática para incrementar la densidad del explosivo y para que la carga de barrenos pequeños será rápida y eficiente.
Desventajas
Tiene nula resistencia al agua.
No es adecuado para ser usado en entornos reactivos.
Embalaje Esta embalado en sacos de 25kg de polipropileno con protección adicional interior de plástico de polietileno. Figura 7.2 Anfo AMEX ensacado
99
Carguío de explosivo El AMEX se ocupa principalmente para el carguío de producción de baqueo en minera Carola. El personal encargado del carguío vierte los sacos en los barrenos a granel guiándose por los diagramas de carguío calculados con anterioridad. Almacenamiento El ANFO AMEX se almacena en el polvorín de minera Carola que esta en en nivel 285, con un tiempo de vida de 4 meses y su rango de temperatura va de un rango de -18°C a 32°C. AMEX
DENSIDAD
0.8 (g/cm3)
DIAMETRO MIN IMO BARRENOS
40 (mm)
VOD TIPICO
2.5-5.2 (km/s)
CALOR DE FORMACION
3.64 (Mj/kg)
ENERGIA EFECTIVA
2.3 (Mj/kg)
E N E R G I A R E L A T IV A E F E C T IV A ( R E E )
FUERZA R E L A T IV A E N PESO
100%
FUERZA R E L A T IV A E N VOLUMEN
100%
VOLUMEN DE GASES
965 (l/kg)
CO 2
191 (kg / t)
100
7.8 Explosivos de abanico
En el caso del carguío de abanicos se ocupa explosivo con un porcentaje de adhesión a la roca, Orica abastece con su explosivo de adhesión AMEX UH. 7.8.1 AME X UH Es una mezcla balanceada entre prills de nitrato de amonio poroso y combustible diesel, especialmente formulado para mejorar la retención en barrenos verticales ascendentes, el prill de color blanco cristalino es ligeramente coloreado mediante la adición de un tinte rojo en el combustible Diesel. Es adecuado para ser usado donde los barrenos están secos y que permanecerán secos hasta la detonación. ha sido específicamente diseñado para ser usado en voladuras de producción subterránea. Puede ser vertido o cargado neumáticamente dentro del barreno. Ventajas
Se adhiere perfectamente en barrenos verticales e inclinados ascendentes.
Permite cargas totalmente acopladas para maximizar los resultados de las voladuras.
Es fácil de cargar y mejora la productividad.
Especialmente formulado para usos subterráneos. Ofrece una reducida generación de humos post voladura lo que mejora el tiempo de retorno.
Puede ser cargado de forma neumática para incrementar la densidad del explosivo, y para que la carga de barrenos pequeños sea rápida y eficiente.
Puede ser usado en barrenos de cualquier profundidad practica. 101
También puede ser usado para carguío de banqueos de diámetro minimo 76 mm.
Desventajas
Tiene nula resistencia al agua.
No es adecuado para ser usado en entornos reactivos
Embalaje Esta embalado en sacos de 25 kg de polipropileno con protección adicional interior de plástico de polietileno. Figura 7.3 Anfo AMEX UH ensacado
Carguío de explosivo Actualmente en minera Carola el AMEX UH se esta usando para el carguío de abanico por su retención en tiros verticales, la carga se hace de forma neumática con equipo guía.
Almacenamiento se almacena en el polvorín de minera Carola que está en en nivel 285, con un tiempo de vida de 4 meses y su rango de temperatura va de un rango de -18°C a 32°C. 102
AMEX UH
DENSIDAD
0.8 (g/cm3)
DIAMETRO MIN IMO BARRENOS
40 (mm)
VOD TIPICO
2.5-5.2 (km/s)
CALOR DE FORMACION
3.64 (Mj/kg)
ENERGIA EFECTIVA
2.17 (Mj/kg)
E N E R G I A R E L A T IV A E F E C T IV A ( R E E )
FUERZA RELATIVA EN PESO
94%
FUERZA RELATIVA EN VOLUMEN
92%
VOLUMEN DE GASES
973 (l/kg)
CO2
185 (kg / t)
7.9 Accesorios 7.9.1 Boosters Pentex 450 Y 225 (APD) Es un moderno explosivo que provee un alto poder de iniciación en un amplio rango de aplicaciones. Ha sido desarrollado en base a PETN y TNT como materias primas, lo que le confiere la capacidad de ser un explosivo estable y excelente iniciador de cargas poco sensibles o insensibles, de ahí que tiene como característica principal desarrollar una alta presión de detonación. Aplicación Los boosters Pentex™ CD están destinados a servir como iniciadores de
cargas primarias poco sensibles tales como los nitrocarbonitratos, emulsiones y mezclas a granel en perforaciones de mediano y gran diámetro.
103
Figura 7.4 Pentex CD 450 cilindrico y CD 900 conico
7.9.2 Cordtex P Cordtex W Cordón detonante resistente y flexible, compuesto por un núcleo de PETN recubierto por un tejido de fibra, que a su vez está envuelto por otro recubrimiento que puede ser plástico (Cordte x™P) o de cera (Cordtex™W). El cordón detonante Cordtex™ satisface la mayoría de los requerimientos
tanto en minería, canteras como en obras civiles. Aplicación
Este producto puede ser usado en minería a cielo abierto, minería subterránea, canteras y obras civiles, sus funciones principalmente están referidas a conectar voladuras como líneas troncales, iniciar detonadores no eléctricos y ser utilizado en líneas descendentes.
Entre sus beneficios se cuenta con:
Excelente resistencia a la tracción, abrasión y humedad.
Producto seguro y fácil de conectar.
104
7.9.3 Detonador no eléctrico Corresponde un detonador no eléctrico de alta potencia con intervalos de retardo en milisegundos. Su aplicación está orientada principalmente a secuencias de voladura en superficie. Los detonadores detonadores no eléctricos eléctricos Exel™ MS están compuestos principalmente por 4 elementos:
Cápsula Cáp sula de aluminio, aluminio, compuesta por po r una una carga carg a primaria de explosivos, una carga secundaria y un tren de retardo.
Tubo Tubo de d e señal de color naranja, naranja, componente que transmite transmite la señal a la cápsula de retardo. En el momento que el tubo es iniciado, transmite interiormente una onda de choque de baja energía la cual inicia los mixtos mixtos de retardo. Esta señal es capaz de desplazarse a través del interior del tubo, sin afectar a ningún agente explosivo u otro accesorio con el cual esté en contacto directo.
Etiqueta de retardo, elemento que indica i ndica el número número de serie MS, su tiempo nominal, el largo del tubo y el número de lote asociado a su fecha de fabricación, entregando al usuario la confiabilidad del proceso de rastreo y/o trazabilidad trazabilidad para cada cad a detonador.
Conector J, dispositivo dispos itivo que une une el tubo tubo de señal a la lílínea troncal de cordón detonante.
Aplicación El detonador Exel MS provee una serie de tiempos aplicables a voladuras de minería a cielo abierto como subterránea, dado el alto rango de tiempos que caracteriza a esta serie. Este producto inicia directamente tanto boosters como explosi explosivos vos encartuchados, encartuchados, contándose entre sus beneficios: benefici os:
105
Mayor control de la la voladura voladura a través través de una una baja dispersión. dispe rsión.
Producto seguro se guro y fácil de utilizar. utilizar. Figura 7.5 Deton D etonadores adores Ex E xel MS
7.9.4 Sistema I-kon El sistema Premium de Orica i-kon II es el sistema de electrónico de voladura más sofisticado del mercado. Los detonadores electrónicos de i-kon II tiene múltiples características de seguridad que son inherentes en el diseño del producto, incluyendo spark gaps, resistencias de entrada y de salida, y el propio propi o chip. chip. se usa en conjun conjunto to con:
Logger i-kon
Blaster 400 o 2400S i-kon
Blaster 3000 i-kon
Sistema remoto de voladu voladura ra de superficie superficie de i-kon (equipo (equipo SURBS).
Sistema centralizado electrónico de voladuras ikon incluyendo lock box y caja de control remoto de voladuras (equipo CEBS).
Aplicación Los detonadores i-kon II son los detonadores detonadores electrónicos electrónicos más avanzados que hay en el mercado y son particularmente adecuados el timing de precisión de 0.005%, reduce la posibilidad de una detonación fuera de
106
orden y aumenta la capacidad de controlar exactamente cuando los detonadores detonarán.
El aumento del tiempo de retardo máximo desde 15 hasta 30 segundos, permite que puedan diseñarse diferentes tipos de voladuras.
El conectar tiene dos ranuras donde va el cable permitiendo el empalme, para voladuras de alto valor y complejas, en grandes operaciones en superficie y subterráneas y en los medioambientes más desafiant desa fiantes es Benef B eneficios icios Clav C laves es
La cubierta de cobre- zinc reduce los errores producto de las presiones dinámicas en el pozo. • El desarrollo del ASIC y del PCB fue
hecho en conjunto con un socio aeroespacial que normalmente desarrollan chips para satélites y equipos para la exploración espacial, aseguraran la fiabilidad del diseño. di seño. Almacenamient Almacenamiento o Almacenar Almacenar los detonadores detonadores i-kon II en e n un lugar adecuado ad ecuado y que cumpla cumpla con las leyes vigentes. Los detonadores i-kon™ II tiene una vida útil de cinco años si están adecuadamente almacenados. Figura 7.6 Deton D etonadores adores elect e lectrónicos rónicos de sistema i-kon
Loggers Los Loggers y Blasters i-kon se usan solo con los detonadores i-kon y i-kon II. Los Loggers i-kon son inherentemente seguros para el proceso de registro 107
o Logging, prueba y diagnóstico en la malla de voladuras. Los distintos Blasters i-kon difieren en sus métodos de aplicación y capacidades de voladuras. Todo el equipo para voladuras i- kon™ puede ser actualizado para funcionar con los detonadores de nueva generación ikon™ II con
actualizaciones de firmware. Beneficios Claves
• Se consiguen voladuras seguras y confiables con la familia de hardware i -
kon™ II resistente y probada en terreno; los retardos en voladuras por problemas con el equipo, son extremadamente raros. • Los Loggers i -kon™ tienen varios modos de operación, incluyendo el modo eficiente “Log-on-Connect” en el que los detonadores van quedando Iniciador Electronico i-kon
El Sistema de Iniciación Electrónica i- kon™ II, líder de la industria se caracteriza por avanzadas funcionalidades que permiten voladuras seguras, precisas y confiables. Beneficios Clave
Se logra mayor fiabilidad, precisión y conveniencia con esta robusta familia de hardware i-kon™ II ya comprobada en las distintas operaciones. Rápida programación. Menos de 2 minutos por Logger I (200 detonadores) con firmware actualizado. Aproximadamente 5 minutos por Logger II (500 detonadores). Múltiples modos de registro, incluyendo los modos SHOTPlus™ 5,
AutoLog,
manual, retardos numerados
y pre-logging que permiten
conexiones más fáciles. Se pueden crear mallas de voladura usando el software de diseño SHOTPlus™ 5, líde r de la industria.
108
Comunicaciones remotas encriptadas aseguran que los detonadores sólo puedan ser controlados por el Blaster designado, proporcionando así mayor seguridad y protección. La tecnología de voltaje dual permite que todas las operaciones en la malla de voladura se realicen usando un voltaje inherentemente bajo y seguro. Los sistemas CEBS, SURBS y Blaster 3000 permiten una voladura remota fácil, desde un punto de control conveniente y seguro. La gran flexibilidad de los Blaster 3000 les permite operar en forma independiente, como Maestro, Controlador, Esclavo o Repetidor. Hasta siete Blaster 3000 (en modo Remoto, Sincronizado o Remoto Sincronizado) pueden disparar hasta 21.000 detonadores en una misma iniciación (con Logger II). La función Repetidora de los Blaster 3000 permite aumentar la distancia entre los Controladores y la Caja Remota. Permite detonaciones fuera de la línea de visión. entre Controladores y Remotos. El Blaster 3000 incluye una pantalla LCD a color más grande que facilita su uso en las operaciones, y más capacidad de memoria para almacenar datos de la voladura. La interfaz USB permite que los datos post voladura sean descargados y también cargar el nuevo software vía una memoria extraíble USB. Figura 7.7 Accesorios de sistema i-kon
109
7.10 Configuracion de carga de tronadura
Normalmente la configuración de un tiro para una columna de banqueo lo hace el departamento de operaciones de producción, con explosivo normalmente ANFO AMEX para la columna de un banqueo y ANFO AMEX UH, con APD Booster 450 en caso de banqueo y Booster 225 en caso de abanico como iniciador de carga, la cantidad de APD dependerá del largo de la columna de ANFO, un detonador no eléctrico EXEL MS y el cordón detonante que queda amarrado a la mecha de fuego. Figura 7.8 Configuracion explosiva de banqueo
110
Figura 7.9 Perfil de carguío de voladura abanico
Figura 7.10 Perfil de carguio de voladura banqueo
También se ha estado implementando el sistema de iniciación electrónico IKON para algunos casos, la configuración de tronadura y configuración de salida del explosivo se hace a través del proveedor de Explosivos de minera Carola ORICA estos cuentan con técnicos especializados para las tronaduras los cuales se encargan de configuración.
111
7.11 Factor de carga por corrida de abanico Para comparar los factores de carga que se ocupan en el caserón se calculó para cada banqueo su factor, minera Carola define el índice de carga para cada banqueo por la cantidad de explosivo que se carga en cada banqueo y la cantidad que se van a tronar en producción. Orica entrega un formulismo para calcular la cantidad de explosivo por diagrama: Longitud de carga
L= largo de tiro T= taco
Carga por metro perforado
Dp = densidad explosiva
Kilogramo de explosivo por pozo
Factor de carga
Con este formulismo y los tonelajes que se sacan del cuadro de planificación (Adjuntado en el anexo) , se estimaron los valores de factor de carga por
cada corrida, el detalle es que el caserón esta explotado hasta la corrida 22 112
en banqueo y en los abanicos se tronó hasta el 18 correspondiente al 63% del total de tonelaje del caserón.
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE BANQUEO CASERON 1
kilogramos de explosivo por Banqueo
Tonelaje (Ton)
Factor de carga por corrida (Kg Anfo / Ton)
662,00
1819,83
0,364
493,05
1567,02
0,315
52,51
431,29
1371,66
0,314
8
52,37
430,14
1293,61
0,333
8
53,52
439,58
1258,55
0,349
63,39
8
55,39
454,94
1234,57
0,368
18
62,68
8
54,68
449,11
1319,17
0,340
19
60,89
8
52,89
434,41
1333,01
0,326
20
61,64
8
53,64
440,57
1207,82
0,365
21
58,6
8
50,6
415,60
1068,76
0,389
22
57,8
8
49,8
409,03
976,25
0,419
CZ
Perforacion - Tacos (m)
Perforacion total (m)
Taco (m)
12
94,6
14
80,6
13
72,03
12
60,03
14
60,51
8
15
60,37
16
61,52
17
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE ABANICO CASERON 1
AB
Perforacion total (m)
Taco (m)
Perforacion - Tacos (m)
kilogramos de explosivo por Banqueo
Tonelaje (Ton)
Factor de carga por corrida (Kg Anfo / Ton)
19
152,86
26
126,86
463,090
1724,239
0,269
20
152,86
26
126,86
463,090
1657,244
0,279
21
153,41
26
127,41
465,097
1651,614
0,282
22
150,67
26
124,67
455,095
1645,310
0,277
23
150,67
26
124,67
455,095
1598,579
0,285
24
150,72
26
124,72
455,278
1586,722
0,287
25
147,38
24
123,38
450,386
1570,871
0,287
26
147,38
24
123,38
450,386
1559,248
0,289
27
148,22
26
122,22
446,152
1577,335
0,283
28
150,12
26
124,12
453,088
1591,964
0,285
29
150,12
26
124,12
453,088
1598,310
0,283
30
154,45
26
128,45
468,894
1650,856
0,284
31
155,43
26
129,43
472,471
1639,596
0,288
32
155,43
26
129,43
472,471
1576,710
0,300
33
156,1
26
130,1
474,917
1581,327
0,300
34
148,56
26
122,56
447,393
1558,563
0,287
35
148,56
26
122,56
447,393
1534,458
0,292
36
144,59
26
118,59
432,901
1502,241
0,288
En los 2 casos tanto en banqueo como abanico, se aprecia que los factores de carga están por sobre el factor de carga que se propone en algunos casos en abanico la cantidad sobrepasa casi el doble de lo propuesto. En los factores de carga de abanico la cantidad de explosivo por tonelaje está cercana a la propuesta por índice de volabilidad. 7.11.1 Di seño de configuración de carga actual En los diseños de configuración de carga del caserón 1 se estaba ocupando Anfo AMEX de la empresa abastecedora ORICA, la configuración habitual de carga se ocupaban tacos superiores solamente. Y con largos de carga de 113
explosivo aproximadamente de 18 metros promedio con iniciadores intermedios.
7.12 Propuestas Como recomendaciones de varios profesionales entendido en el tema de perforación y tronadura, se enfocan en bajar el factor de carga para disminuir el daño y la generación de gases del ANFO, también recomiendan cambiar la densidad del explosivo, a través de estas recomendaciones se basaron las propuestas. Como principal propuesta para la disminución de la sobre excavación y de dilución es bajar el factor de carga por corrida de banqueo y abanico, disminuir el que nos arroja el índice de volabilidad de lilly más un 10% de este para asegurar la tronadura, esto sería bajarlo a un rango de 0.235 0.260 para cada corrida y dejando el factor de lilly original como el mínimo factor de carga se trata de acercar el máximo factor propuesto en cada corrida. Existen varios métodos para disminuir el factor de carga, ya sea con tacos intermedios, dejando tiros sin carga, o tacos superiores más largos. Como primera opción se tomó la decisión de configurar diagramas de tronadura con tacos intermedios de 2 metros para bajar el factor de carga. Otra opción fue dejar los tiros cercanos a las cajas sin carga para disminuir el daño a las paredes del caserón. Como tercera opción se estudió el cambio de explosivo por uno de menor densidad y ocupar taco de aire, La empresa que abastece de explosivos a minera Carola tiene como opción de ANFO de menor densidad el AMEX LD.
114
7.12.1 Diseño de configuración de carga con taco intermedio de gravilla Se rediseño la configuración de carga con taco intermedio de 2 metros para cada tiro dejando un largo de carga promedio de 5 metros. Se ocupó el mismo explosivo que maneja Carola actualmente para el carguío de banqueo ANFO AMEX de la empresa abastecedora ORICA. También se configuraron los tacos superiores siguiendo la configuración que ocupan en el departamento de Carola. En el caso de abanico se deja igual la configuración de abajo ya que no se ocupan tacos intermedios en las configuraciones de abanico. El material del taco es gravilla chancada con una densidad de gravilla de 2.8 (kg/metro) es igual al que se ocupa en el taco superior. 7.12.2 Di seño de configuración de carga con tiros cercanos a las cajas sin carga explosiva La segunda propuesta y basándose en lo visto en terreno al momento de hacer un carguío de producción, es dejar los tiros cercanos a las cajas sin explosivo. Esta propuesta se basó en algunos diagramas visto en la tronadura de producción del caserón 5.4 donde la empresa que configuraba la salida de los explosivos y configura las carga por corrida daba como una medida de control de daño en las paredes de dicho caserón dejar los tiros sin carga, este caserón al igual que el caserón 1 presenta una alta inestabilidad de sus paredes y techos. Esta segunda propuesta tiene como ventaja la principal proposición para la mejora, que es disminuir el factor de carga por corrida, tanto en banqueo como en abanico. En algunos casos de banqueo algunas corridas se les disminuye la cantidad de explosivo de los tiros cercano a las cajas no se les deja completamente vacíos para entrar dentro del rango de carga que necesita el macizo para una buena fragmentación. 115
7.12.2 Diseño de configuración de carga con explosivo de menor densidad en los tiros cercanos a las cajas y taco de intermedio de aire La tercera propuesta es cambiar el explosivo por uno de menor densidad, al consultar en los catálogos de Orica, existe la posibilidad de cambiar el ANFO AMEX de densidad 0,8(gr/cm3) al ANFO AMEX LD de densidad 0.6(gr/cm3) que es el producto de menor densidad que trabaja Orica para labores subterráneas. Los cambios se efectúan en los tiros cercanos a las cajas del caseron y se trabaja con tacos intermedios de aire. Esta propuesta es una combinación de la primera con la segunda propuesta trabajar en algunos casos con tiros sin carga y en otra disminución de carga con tacos. En el caso de los tiros siguientes a los de las cajas configurar normalmente con ANFO AMEX para concentrar la energía. En el caso de los abanicos no se ve conveniente cambiar el ANFO AMEX UH por la característica adherente de explosivo. Características ANFO AMEX LD Descripción Amex LD es una mezcla balanceada entre prills de nitrato de amonio poroso y combustible diesel, e incorpora un agente regulador de densidad con objetivo de reducir su densidad. El prill de color blanco cristalino es ligeramente coloreado mediante la adición de un tinte rojo en el combustible diésel. Beneficios claves
La menor densidad de Amex LD permite un mejor control en voladuras de contorno.
Amex LD permite cargas totalmente acopladas para maximizar los resultados de las voladuras.
Amex LD es fiable y fácil de carga, proporcionando resultados consistentes. 116
Especialmente formulado para usos subterráneos. Amex LD ofrece una reducida generación de humos post voladura lo que mejora el tiempo de retorno.
Amex LD puede ser cargado de forma neumática, lo que permite cargar barrenos horizontales e inclinados de forma rápida y segura. AMEX LD Densidad 0.6 - 0-7 [g/cm3] Diametro minimo de barreno 38 [mm] Energia relativa efectiva Fuerza relativa en volumen 104% Fuerza relativa en peso 85% Rango de velocidad 2.8 - 4.8 [km/s] Co2 182 [kg/tonne]
Taco de aire Es la combinación de una columna explosiva y una sección vacía no cargada del pozo. El taco de aire se usa para reducir el impacto de una columna explosiva en la roca adyacente y al mismo tiempo para extender la región de influencia del explosivo sobre la parte superior de él. La presencia de un taco de aire reduce la presión peak efectiva de pozo.
117
7.13 Software JKSimblast
Para el análisis de las propuestas presentadas se ocupó el programa JKSIMBLAST donde se simularon los actuales diseños de cargas y también los presentados como propuestas para hacer una comparación de resultados, principalmente la herramienta que se ocupó del JKSIMBLAST es la de distribución de energía , antes de esto se calibro el programa con los datos obtenidos de lilly en lo que se refiere al factor de energía. 7.13.1 JKSimblast JKSimBlast cubre el diseño, la simulación, el análisis y la gestión de la voladura en operaciones mineras y relacionadas. Los principales módulos de diseño son 2DBench, 2DRing y 2DFace. Estos son programas de software gráficos para el diseño y edición de diseños de explosión: el programa da a los ingenieros y personal de voladura la capacidad de diseñar y optimizar el diseño y la secuencia de iniciación de casi cualquier tipo de explosión utilizada en la minería. Cada uno permite al diseñador:
Diseño de un patrón de blast holes
cargar las cubiertas explosivas y otros materiales en los agujeros
instalar retrasos en el fondo de pozo y en la superficie, con detalles de imprimación y conexión
simular la detonación en la pantalla
importar y exportar datos e imprimir el diseño
Los elementos individuales del diseño son definidos por el usuario, incluyendo dimensiones de agujero, explosivos, retardos, conectores y reforzadores, y se pueden combinar en una variedad de escenarios de 118
diseño. Los módulos de diseño incluyen herramientas detalladas de análisis para calcular las propiedades de la explosión, resumir las cantidades y consumibles e interpretar el rendimiento de la explosión. 7.13.2 Extensión 2D Ring 2DRing se utiliza para el diseño de explosiones en aplicaciones de minería subterráneas; Dado que los desarrolladores del programa no controlan la creación, la recopilación, el análisis o la interpretación de los datos, hay que comprobar que los datos de entrada son exactos y apropiados y que todas las condiciones y salidas son razonables y cumplen con los requisitos legales.
Funciones generales 2DRing La extensión 2DRing incorpora una serie de funciones diferentes para facilitar el proceso de diseño de la explosión: • Las funciones de edición incluyen la selección de objetos (por ejemplo,
funciones de marcado), supresión de objetos (por ejemplo, agujeros, carga, etc.), supresión de cadenas, cambio de atributos de objetos (por ejemplo, visibilidad, color, etc.). • Las funciones de visualización incluyen acercar y alejar, especificar zoom, ir
a la posición, diseño del centro, redibujar y consultar funciones. • Las funciones de informes incluyen la configuración de la impresora,
imprimir la ventana de diseño y activar / desactivar el texto del objeto para imprimir más información.
119
• Las funciones de organización de datos incluyen el almacenamiento de
bases de datos de Microsoft Access más las instalaciones generales de importación y exportación 7.13.3 E DD DE ENERGIA 2DRing incorpora dos métodos para calcular y visualizar la distribución de energía de explosivos en el espacio 3D.
Distribución de energía explosiva 3D estática
Distribución de energía dinámica explosiva 4D.
La distribución de la energía explosiva puede expresarse en varias unidades: kg / tonelada, kg / m3, MJ / tonelada, MJ / m3 y MJ / m2. Los cuatro primeros tipos de unidades (excluyendo MJ / m2) disponibles en el modelo de distribución explosiva son análogos al cálculo del factor de carga convencional (kg de explosivo dividido por toneladas o volumen de roca), la quinta unidad es un valor de flujo de energía.
En el caso que se requiera calcular la energía estática en un punto los datos necesarios son los siguientes: o
Diámetro y largo de la columna explosiva (m)
o
Densidad del explosivo (kg/m³)
o
Densidad de la roca (kg/m³)
o
Distancia entre el punto de interés y la carga (m)
o
Potencia relativa en peso del explosivo con respecto al anfo.
120
Figura 7.11 Esquema modelo de EDD
Para el caso de la energía dinámica, interactúan las mismas variables, pero se le suma el factor tiempo que está representado por: -
Secuencia de salida
-
Tiempo de acoplamiento (ms)
Para la aplicación de este software a nuestros diagramas analizaremos solo el modelo estático, considerando los siguientes supuestos: Un macizo rocoso homogéneo e isótropo. Se asume una detonación instantánea de cargas. Todas las cargas afectan al mismo volumen de roca, que corresponde al volumen inicial. Detonación ideal de cargas, lo que redunda en que la energía teórica es igual a la energía útil del explosivo. Se calibra nuevos rangos de energía a partir de factor de energía por índice de volabilidad de lilly. Además, como restricciones se tiene lo siguiente: Si bien el modelo asume un volumen de roca constante a medida que se desarrolla la tronadura, se sabe que esto no es cierto y que la roca no 121
permanecerá en su sitio a medida que las cargas detonan. Esto hace que la energía calculada no sea la real, pero se puede mejorar su estimación haciendo varios ensayos con explosivos de diferente energía. La concentración energética calculada, generalmente es mayor a la que se obtiene en terreno y se debe primordialmente a que el modelo trabaja con una detonación ideal del explosivo, lo cual es casi imposible de lograr en terreno. Además, en el caso de la simulación estática se supone una detonación instantánea de todos los tiros lo que eleva excesivamente la concentración energética en los puntos del macizo rocoso cercanos a la tronadura. Se debe tener información geológica y geomecánica del macizo rocoso y sus estructuras, además de las condiciones ambientales (temperatura, humedad, estado tensional, etc.) del lugar en que se desarrolla la tronadura para complementar los datos obtenidos a través del modelo, ya que por sí solos no son suficientes para explicar muchos de los fenómenos medidos en terreno. Los defectos en el funcionamiento del explosivo debido a su mala elección no son considerados en la simulación. Esto hace que los resultados del modelo disten mucho de los de terreno si, por ejemplo, se utiliza anfo en lugares húmedos, explosivos de baja densidad en sectores de alto estado tensional lo que provoca insensibilización de estos. Es por esto que la discrepancia entre los resultados en terreno y la simulación de la tronadura a través del modelo, se deba principalmente a la geometría del diseño implementado y el estado del macizo rocoso a la hora de efectuar la iniciación. A pesar de lo anterior, el modelo es una buena herramienta para evaluar las tendencias relativas en la fragmentación a medida que se modifica la cantidad de energía y el tipo de explosivo.
122
7.13.4 Calibración JKSimblast Antes de comenzar con la simulación de distribución de energía se calibro el programa 2DRING ya que los rangos de energía vienen predeterminados por defecto, estos rangos fueron modificados para adaptarlos a los resultados que se obtuvieron a base del índice de volabilidad de lilly. El resultado que nos arroja el factor de energía por índice de volabilidad, nos define el limite donde comienza a tener daño significativo el macizo, por lo que en el programa se modificó el que traía por defecto y se dejó el factor de energía por lilly como el rango máximo de energía, debajo de este rango el macizo no tiene daño significativo. Luego de esto con los datos que nos facilitó ingeniería de un CMS del caserón 2 del cuerpo 10 se le saco perfiles al CSM real del caserón y tomando las medidas más configuración de carga de tronadura de estos perfiles, se simuló en el programa para ver los resultados de la calibración del facto de energía se escalaron los resultados de la simulación y del perfil de la sobre excavación del sector en AUTOCAD, sobreponiendo el perfil de la simulación y el del caserón con sobre excavación.
123
Figura 7.11 Simulación de EDD Diagrama de tronadura corrida 1 norte de Caserón 2
Figura 7.12 Perfil de sobre excavación real del caserón 2 corrida 1 norte
Se tomó en consideración la información del caserón 2 del cuerpo 10, porque este caserón tenía unas características geológicas muy parecido al caserón 1 pertenecen al mismo cuerpo y el mismo sector también sus parámetros geomecánicos son bastante similar. 124
Figura 7.13 Comparación de simulación de EDD y sobre excavación real de la corrida del caserón 2
Se puede observar que resultados de la sobre excavación real del caserón 2 sacadas del CMS se acercan bastante a los resultados obtenidos en la simulación de distribución de energía del caserón esto tomando en cuenta que se predetermino el rango de factor de energía en 0.881 (Kg/Ton) como el mayor. En la simulación no se consideró el nivel de perforación del NV 240, es por eso que en el sector del techo no existe información de la energía que recibe, sin embargo, se puede inferir que la sobre excavación que se aprecia del contorno del CMS se genera por la inestabilidad que existe en el sector de la NP que en estudios anteriores se predijo. Se puede inferir que la operación de tronadura tiene un alto porcentaje en la generación de la sobre excavación en este caserón, lo que puede también estar ocurriendo en el caserón 1 que tiene características geomecánicas similares. 125
126
7.13.5 Procedimiento de uso JKSimblast Para el procedimiento del Uso de SOFTWARE lo primero que se hizo fue recopilar la información de los diagramas de perforación del caserón 1 datos que se facilitaron desde departamento de ingeniería y operaciones mina. 1.- Con estos datos se acotaron los diagramas de perforación y se sacaron las dimensiones reales del caserón para poder llevarlo al programa JKSIMBLAST. Figura 7.14 Dimensionamiento a escala del caserón en AUTOCAD
Figura 7.15 Diseño de corrida Caserón 1Programa JKSimblast
127
2.- Con los diagramas de perforación ya acotados se diseñó con medidas reales en el software el diagrama de perforación correspondiente a cada corrida que se iba analizar, tomando en cuenta el largo del tiro, el ángulo del tiro, su diámetro. JKSIMBLAST tiene una ventanilla de las medidas y los ángulos para poder delimitar y trabajar con medidas reales. Figura 7.16 Cuadro de datos para perforación en JKSimblast
Figura 7.17 Diseño peroracion en JKSimblast
3.- Para la configuración de carga en el software, se recopilo información desde ORICA principalmente la información de los explosivos, su densidad, 128
su VOD, su energía efectiva y su energía relativa que son los principales parámetros que me pide configurar el software para la información de los explosivos, también se recopilo información de las configuraciones de carga que se le efectúan al caserón, largo de columna de explosivo, largo de taco superior y APD a ocupar.
Se respeto la configuración que tenían los
diagramas de tronadura con sus tacos superiores y columnas de ANFO. Figura 7.18 Cuadro de datos de caracteristicas de explosivos en JKSimblast
Figura 7.19 Diseño de carga en JKSimblast
129
4.- Finalmente con la herramienta de EDD y teniendo el diseño de perforación y tronadura listo en el programa se procede a simular la tronadura, uno de los parámetros importante de la herramienta es que toma en cuenta la densidad del macizo rocoso y el factor de energía que en este caso quedo predeterminado por lilly que seria 0.881 MJ/ton se tomó como el mayor y está representado en la simulación por el color rojo. Figura 7.20 Simulacion ejemplo en JKSimblast EDD
5.-Este procedimiento se llevó a cabo con los diagramas actuales de perforación y tronadura, y luego con los presentados como propuestas de mejoras, con esto se hace una comparación y análisis de la distribución y concentración de la energía actual vs propuesto.
130
7.14 Resultados simulación 7.14.1 Ejemplo Simulación de dispersión de energía configuració n de carga actual para banqueo y abanico
con
Figura 7.21 Simulacion EDD actual banqueo
Figura 7.21 Simulacion EDD actual abanico
131
7.14.2 Ejemplo simulación de dispersión de energía configuració n de carga con taco intermedio cada 2 metro.
con
Figura 7.22 Simulacion propuesta 1 Abanico
132
7.14.3 Simulación de dispersión de energía con tiros cercanos a las cajas sin carga (para caso de banqueo 12 y 13) Figura 7.23 Simulacion EDD propuesta 2 banqueo
Figura 7.23 Simulacion EDD propueta 2 abanico
133
7.14.4 Ejemplo simulación de configuración de carga con explosivo de menor densidad en tiros cercanos a las cajas y taco intermedio de aire (para caso de banqueo del 14 al 22)
Figura 7.24 Simulacion propuesta banqueo
Figura 7.25 Simulacion propuesta abanico
Tomando en consideración las simulaciones de energía de tronadura se puede analizar las áreas de influencia que tendrá los explosivos ANFO y ANFO LD en cada caso de banqueo y en el caso de abanico el de sacar los tiros cercanos a las cajas. Los resultados obtenidos con la configuración de carga actual y las propuestas estiman las siguiente porcentajes de sobre excavación por las áreas de influencia de la energía efectiva de cada explosivo. En las simulaciones el sector rojo es el límite hasta donde se generara un daño considerado en el macizo, considerando esta área se cuantifico en autocad escalando las imágenes obtenidas en las simulaciones.
134
135
7.14.5 Resultados de las áreas de las simulaciones: Resultados con configuración de carga actual Resultados de areas y porcentajes
Sector
Area Caserón
Area sobre excavacion con configuracion d e carga actual
Porcenaje de sobreexcavacion
Banqueo 12 y Abanico 22
395.68 [m2]
563.15 [m2]
42.32%
Banqueo 18 y Abanico 27
312.73 [m2]
473.93 [m2]
51.50%
Banqueo 22 y Abanico 33
297.32 [m2]
457.36 [m2]
53.77%
Porcentaje sobre excavacion Banqueo 12 y Abanico 22 42.32% Banqueo 18 y Abanico 27
51.50%
Banqueo 22 y Abanico 33
53.77%
Promedio
49.10%
Resultados con configuración de carga propuestos Resultados de areas y porcentajes
Sector
Area Caserón
Area sobre excavacion con configuracion de carga propuesto
Porcenaje de sobreexcavacion
Banqueo 12 y Abanico 22
395.68 [m2]
428.18 [m2]
10.00%
Banqueo 18 y Abanico 27
312.73 [m2]
391.86 [m2]
25.30%
Banqueo 22 y Abanico 33
297.32 [m2]
380.58 [m2]
28.00%
Porcentaje sobre excavacion Banqueo 12 y Abanico 22 10.00% Banqueo 18 y Abanico 27
25.30%
Banqueo 22 y Abanico 33
28.00%
Promedio
21.10%
136
CAPITULO 8: ANALISIS DE RESULTADOS Una vez simulado las propuestas se hace un análisis de los resultados obtenidos en cada uno de los casos y se sacan las conclusiones pertinentes para luego dar recomendaciones en las operaciones estudiadas. 8.1 Análisis de Calibración de JKSimblast La calibración del programa permitió obtener resultados más cercanos a la realidad de la tronadura, en tesis anteriores donde se ocupaba el programa la calibración del programa no se hacía y se tomaban en cuenta solo los valores predeterminados del JKSimblast. Una de las restricciones que tenía el programa era que solo se tomaba la densidad del macizo como característica geo-estructural del macizo a analizar, con la implementación del índice de volabilidad de lilly permite complementar datos geo-estructurales con el programa JKSimblast. La complementación de estos parámetros permite tener de cara a voladuras futuras en otros caserones con que escenario nos encontraremos. La información del departamento de geomecánica es de primordial ayuda para obtener los resultados de los índices y datos geo-estructurales de los macizos. Esta simulación del caserón 2 también nos permite apreciar que la sobre excavación que se producen en este cuerpo tiene mucho sentido con la operación de tronadura que se hizo en este caserón. 8.2 Análisis de simulación de configuración de tronadura actual En la simulación de la configuración actual de energía se puede apreciar las alta concentraciones de energía en las cajas del caserón estudiado, lo que puede generar alta cantidad de sobre excavación, cuantificando a través de áreas de concentración de energía, se aprecia un 60-70% de sobre concentración. 137
en el caso de las configuraciones de tronadura de abanico, al tener diámetros de barrenos más pequeños la concentración de energía disminuye significantemente pero igual se aprecia en los tiros cercanos a las cajas alta concentración. La cantidad de concentración de explosivo por tonelada, sobre todo en cargas de banqueo puede explicar la alta cantidad de sobre excavación en el caserón, lo que conlleva a una baja de leyes considerable, como también la calidad del macizo rocoso que está en el sector que tiene un RQD promedio de 30% aproximadamente. 3.- Análisis de simulación de configuración de tronadura con taco de intermedio de gravilla Esta propuesta se hizo a base de diagramas de otros caserones donde se configuraban con taco intermedio (como en el caso del Caserón 5.4), en los resultados de la simulación, no se aprecia un gran cambio en la disminución de concentración de energía de la tronadura. Se hace la comparación con la configuración actual y la disminución de daño por energía es de un 15% aproximadamente, por lo que los resultados en terrenos podrían ser bastante cercanos y no obtener grandes cambios. Los tiempos de carga de banqueo con taco intermedio se alargan a diferencia del tiro con solo taco superior, también se tiene que tener bastantes conocimientos de carguío de explosivo por parte de los operadores. 8.3 Análisis de simulación con tiros cercano a las cajas sin carga explosiva En este caso la simulación de esta propuesta se aprecia bastantes cambios en las concentraciones de energía obtenidas, también se ve una disminución considerable en la la concentración de carga por tonelada, esto puede ayudar a tener un cambio en el porcentaje de daño a las paredes del caserón y una disminución considerable en la sobre excavación. Bajar la 138
concentración de carga puede tener un riesgo en el caso de la fragmentación de la roca al recibir menos energía del explosivo, pero en el caso del caserón 1 al tener una calidad de roca bastante baja no afectaría. El problema es que desde la corrida 14 a la 22 dejar tiros sin carga no se ve factible ya que puede que no se concentre la cantidad de carga en todo el diseño del caserón, dejando en algunos casos mineral.
8.4 Análisis de diseño de configuración de carga con explosivo de menor densidad en tiros cercanos a las cajas y taco intermedio de aire El cambio de explosivo para cargar los tiros cercanos a las cajas es una opción bastante viable en las corridas de banqueo, ya que al trabajar con un explosivo de menos densidad de disminuye la cantidad de explosivo por tonelada que se ocupara, la opción de combinar la configuración con tacos de aire mejora considerablemente las altas concentraciones de carga, en el caso de los banqueos 12 y 13 se deja como opción la de dejar los tiros cercanos a las cajas sin carga, en el caso de las corridas del 14 al 22 la opción de la configuración con tacos de aire se aprecia una disminución de sobre excavación de un 35% comparando las áreas de influencias de las concentraciones de carga, en el terreno puede que este porcentaje aumente. En el caso de abanico un cambio de explosivo de ANFO AMEX UH a ANFO AMEX LD no es conveniente ya que al cargan tiros ascendentes con ANFO LD no tendría buena retención y se perdería mucho explosivo, se determina dejar ANFO UH por su principal característica de adhesión que permite una perfecta retención en los barrenos verticales y ascendentes. Pero se toma como opción la de dejar tiros de abanico sin carga principalmente los tiros 1 y 9 de cada corrida.
139
8.5 Análisis de áreas de influencia de sobre excavación actual y propuesta Una forma de estimar las sobre excavación por la tronadura fue analizando las áreas de influencia de las concentraciones de carga, con los diagramas actuales de tronadura se promedió una estimación de 47% de sobre excavación, con las propuestas de configuración se puede disminuir esta sobre excavación a un 20% promedio. 8.6 Análisis General Como la mejor opción de cambio para la recuperación del caserón 1 se presenta la de dejar los tiros cercanos a las cajas vacíos en el caso de la corrida 12 y 13 de banqueo, ya que es la que presenta más cambios en las concentraciones de energía en los resultados de las simulaciones, también se acomoda bastante a la propuesta principal de bajas la cantidad de concentración de explosivo por tronadura porque al dejar los tiros vacíos se disminuye bastante. En el caso de los abanicos dejar los tiros cercanos a las cajas sin carga también es una opción para cuidar las cajas y disminuir la cantidad de explosivo, un cambio de explosivo de menor densidad se descarta porque el ANFO AMEX UH tiene como propiedad una buena adhesión a la roca. Desde la corrida 14 a la 22 de banqueo se propone trabajar en los tiros de las cercanos a las cajas con ANFO AMEX LD de menor densidad y con taco de aire, ya que la opción de dejar los tiros no asegura una tronadura dentro del diseño del caserón, pero bajando la cantidad de explosivo con uno de menor densidad puede disminuir considerablemente la sobre excavación entre un 20 y 30% aproximadamente. Grandes cambios en operaciones de perforación no se proponen ya que al calcular los parámetros de esta operación como burden y espaciamiento con los nuevos datos a proponer, se acercan bastante a los ocupado en minera Carola actualmente por lo que se dejaron los diseños de perforación tal cual 140
están hasta la fecha, y también porque en el caso de los abanicos la perforación estaba realizada completamente. En algunos casos las configuraciones de tronadura que presenta Orica, se dejan los tiros cercanos a las cajas vacíos para el cuidado de las paredes de caserones inestables, caso que se vio en terreno cuando se asistió a un carguío de producción del caserón 5.4, en los diagramas de carga se dejaban el primer tiro vacío y el ultimo. Figura 7.26 Ejemplo sobreexcavacion estimada actual
Figura 7.27 Ejemplo sobreexcavacion estimada con propuesta
141
8.7 Análisis de costo propuesta con mejores resultados Se hace un análisis de la propuesta con mejores resultados que en este caso es la de dejar los tiros cercanos a las cajas sin carga. La disminución económica por la cantidad de explosivo se analiza en banqueo y abanico. Actual vs Propuestas cantidad de anfo por corrida de banqueo
En los costos de la cantidad de anfo para banqueo se puede apreciar una disminución de un 30% en el costo de la cantidad de ANFO que se necesitara para tronar el sector que queda, a esto se le puede sumar un % de por la pérdida de explosivo al momento de cargar el explosivo en terreno.
142
CAPITULO 9: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
9.1 Conclusiones
Según los parámetros geomecánicos, se calculó el índice de volabilidad lilly dando un resultado de 58,75, con esta constante de cálculo el factor de carga óptimo para el tipo de roca resultando ser 0.235 (kgANFO/tonelada) y el factor de energía de 0.881 (MJ/tonelada) que es el parámetro donde el macizo comienza a tener daño considerable. Para asegurar una tronadura óptima al factor de carga se le sumo un delta del 10% del valor real, esto permitió tener un rango de factor de carga, dejando 0.260 como el máximo factor.
Para el cálculo de parámetros de tronadura, es de suma importancia asociar las características geomecánicas de cada macizo que se esté explotando con los de perforación y tronadura, el índice de volabilidad, en las mineras donde se ha implementado tienen buenos resultados de optimización de tronadura por lo que es una buena opción para el Cuerpo 10 de Adriana donde los macizos presentan diferentes características geo-estructurales.
La propuesta general y donde se basa el estudio es bajar la cantidad de carga de explosivo por tonelada, en los cálculos de factores de carga se aprecia que son bastante altos para la calidad de la roca, para que exista un adecuado proceso de operaciones en tronadura es necesario reducir las cantidades por corrida.
Los rangos propuestos para la disminución en el caso del caserón 1 es bajar en el caso de las corridas de banqueo de 0,35 (KgAnfo/ton) promedio en los abanicos y en abanico 0.28 (KgAnfo/ton) a un un 143
rango como factor máximo 0.26 (KgAnfo/ton) por corrida incluso un factor menor de carga en algunos casos.
EL programa JKSimblast es una buena herramienta para diseño y análisis de la tronadura, en el caso del análisis de concentración de energía se tiene que calibrar el programa para tener resultados más cercano a lo real, complementar este programa con el índice de volabilidad es una buena manera de asociar las características geomecánicas con los parámetros de tronadura.
Las 3 propuesta presentadas para la disminución de la cantidad de explosivo, se analizaron, para cuantificar los cambios se tomó en consideración el área de influencia de las concentraciones de carga de cada una, en el caso de ocupar tacos intermedios de 2 metros como opción, los porcentajes de disminución de sobre excavación comparándolos
con
los
actuales
disminuye
en
un
20%
aproximadamente, en el caso de dejar los tiros cercanos a las cajas sin carga es una opción factible pero solo para las corridas 12 y 13 de los banqueos mientras que en los abanicos es sacar 1 dejar el tiro 1 y 9 carga estos tiros sin carga pueden actuar como precorte. Para el caso de las corridas de abanicos del 14 al 22 es conveniente cambiar el explosivo de las cajas a uno de densidad 0.6 (gr/cm3) y trabajar con tacos de aire, ya que dejar estos tiros vacíos no asegura una buena tronadura porque son muy pocos tiros en las corridas (3 tiros). En el análisis de la simulación en estos casos se puede ver una disminución de un 30 a un 50% en las áreas de influencia de energía.
Se simularon 3 diagramas de banqueo con abanico con configuración de carga actual y con configuración de carga propuesto, desde el banqueo 13 al 14 son similares los diagramas, del 15 al 18 tambien son similares y del 18 al 22, en el caso de los abanico también son 144
similares, la misma cantidad de tiros y la configuración de carga muy similar.
Con las configuraciones actuales de tronadura se estima que puede haber una sobre excavación de un 40 a un 50 %.
Con la configuración de cargas propuestas puede disminuir la sobre excavación de un 20 a un 25 % lo que es un cambio bastante importante que traería beneficios económicos, mejoras de leyes, mejoras de estabilidad y de resultados óptimos en las operaciones.
El cambio de explosivo ayuda a tener un control en las voladura al disminuir la densidad del explosivo, el uso del explosivo de menor densidad está especialmente formulado para el uso en minería subterránea por lo que ayudara a tener menos vibraciones en las cercanías del caserón lo que disminuye también el daño de sus pilares, el explosivo tiene como característica una menor generación de gases que disminuye el tiempo de acceso a las áreas tronadas.
La combinación de las propuestas para las diferentes configuraciones de carga considera si o si una disminución de la sobre excavación, comparando con las que se ocupan actualmente.
El diseño de perforación se dejó como estaba el actual tomando en consideración que la perforación de abanico fue realizada completa, y en banqueo la disminución de carga no se ve una gran variación en el burden y espaciamiento que actualmente ocupa ingeniería.
En el caso que se llegara a implementar la propuesta, se puede tener resultados económicos muy positivos, ya que al disminuir la sobre excavación disminuye la dilución, como también la disminución en la cantidad de explosivo por corrida, el precio del explosivo propuesto para el cambio es el mismo que el explosivo actual. 145
Para los caserones que están presentes en el cuerpo 10 es de primordial importancia analizar la geología estructural y a base de esto hacer el análisis y configuración de tronadura, trabajar con índice de volabilidad en combinación con programas de simulación de tronadura son buenas herramientas para tener mejoras en la operaciones.
146
9.2 Recomendaciones
Es de suma importancia para tener buenos resultados en perforación y tronadura tomar en cuenta las características geo-estructurales de cada caserón, como recomendación para caserones del cuerpo 10, partir por el análisis de un índice de volabilidad por caserón sería de gran ayuda a la hora de estructurar las configuraciones de perforación y tronadura.
Lo más importante es hacer una supervisión constante en terreno donde se esté perforando, para llevar un control de las operaciones y que se respeten los diseños planteados.
Supervisión de los problemas en la operación de perforación como, el mal empate en el collar, errores de inclinación y azimut inicial de la perforación, falta de profundidad de los tiros, omisión de barrenos.
Para una mejora en la perforación, sería bueno la inversión en un instrumento para levantar las corridas que se van a tronar con herramientas como el réflex y poder reconfigurar las cargas, con esto se tendrán mejores resultados en fragmentación de la roca, menos cantidad de bolones, disminución en la cantidad de dilución.
Un seguimiento rutinario de la geomecánica de cada caserón es se suma importancia.
Mantener siempre las correcciones en los diseños de perforación y tronadura.
El control y supervisión del carguío del explosivo es de suma importancia para obtener buenos resultados. Se debe supervisar principalmente que se respeten los largos de carga de explosivo para no excederse y tener mayores concentraciones de energía lo que
147
produce sobre excavación, también la supervisión de que en cada tiro se respeten los metros de tacos.
El uso de nueva tecnología como el sistema IKON para todas las tronaduras de producción para asegurar una buena salida de la tronadura. Por lo que se recomienda capacitar al personal de producción en lo que se refiere al uso y configuración de este sistema.
La complementación de la información geomecánica con las del área operacional es de suma importancia a la hora de obtener mejores resultados de tronadura y perforación, por lo que se recomienda enfatizar en este sentido la retroalimentación de estas.
148
Referencias
C. López Jimeno , “Manual de Perforación y voladura de rocas”. (1994) Instituto Geo tecnológico de España.
E. Villaescusa , “Geotechnical desing for Sublevel Open Stoping” . (), Australia. Pag.1-480.
Orica. 2014. Productos y servicios. [En línea] (2017)
“Manual de Tronadura Enaex” S.A.
“Mejoramiento y Análisis técnico -económico del estado de las labores en desarrollo”. Trabajo de Titulación, Universidad de
Atacama (2015), Brayan Cuevas Santana.
“Análisis Técnico Económico en diseño de tronadura en cuerpos de alta ley”. Trabajo de Titulación, Universidad de la Serena, (2014),
Carlos Muñoz Alucema.
“Proyecto
Geomecánico
del
Cuerpo
10
de
Mina
Carola”,
Universidad Andrés Bello (2016), Camila Andrea Labra Brito.
“Diagnóstico y optimización de disparos en Desarrollo Horizontal, Mina el Teniente”, Universidad de Chile (2017),
Andrés Music
Garrido.
149
ANEXOS I: Simulación EDD de perfiles con configuración de cargas actuales Datos: DATOS BANQUEO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION ESPACIAMIENTO TIPO TACO
ANFO AMEX 0.8 (gr/cm3) 1819 ton 473,16 kg 0.36 (KgAnfo/ton) 4,5" 4(m) Taco superior de gravilla chancada
Corrida de banqueo 12
150
DATOS ABANICO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION ESPACIAMIENTO TIPO TACO
ANFO AMEX UH 0.8 (gr/cm3) 1724 ton 387,95 kg 0.27 (KgAnfo/ton) 3" 3(m) Sin taco
Corrida abanico 12
151
DATOS BANQUEO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION ESPACIAMIENTO TIPO TACO
ANFO AMEX 0.8 (gr/cm3) 1319 ton 343 kg 0.34 (KgAnfo/ton) 4" 4(m) Taco superior de gravilla chancada
Corrida de banqueo 18 152
DATOS ABANICO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION
ANFO AMEX UH 0.8 (gr/cm3) 1577 ton 446 kg 0.28 (KgAnfo/ton) 3"
ESPACIAMIENTO
3(m)
TIPO TACO
Sin taco
Corrida de abanico 27
153
DATOS BANQUEO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION ESPACIAMIENTO TIPO TACO
ANFO AMEX 0.8 (gr/cm3) 976 ton 409 kg 0.42 (KgAnfo/ton) 4" 4(m) Taco superior de gravilla chancada
Corrida de banqueo 22
154
DATOS ABANICO EXPLOSIVO DENSIDAD EXPLOSIVO TONELADAS CORRIDA CANTIDAD EXPLOSIVO FACTOR DE CARGA DIAMETRO PERFORACION
ANFO AMEX UH 0.8 (gr/cm3) 1581 ton 474 kg 0.3 (KgAnfo/ton) 3"
ESPACIAMIENTO
3(m)
TIPO TACO
Sin taco
Corrida de abanico 33
155
Simulación EDD propuestas.
156
157
158
Simulación de EDD para calibración de JKSimblast y perfiles de corte del caserón 2
Simulación EDD caserón 2 corrida 1 norte
Perfil sobre excavación real caserón 2 corrida 1 norte
159
Tablas: INDICE DE VOLABILIDAD POR LILLY CASERON 1
RESULTADOS
Descripcion del macizo rocoso RMD
20
Indic e de V olabilidad
58,75
Espaciamiento entre plano de juntas JPS
20
Orientacion de los planos de j untas JPO
0,235
FE
Influencia del peso especifico SGI
CE
40
0,881
32,5
Ratio de influencia de la resistencia RSI
5
Total
117,5
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE BANQUEO CASERON 1
Perforacion - Tacos (m)
Factor de carga por
kilogramos de explosivo por Banqueo
Tonelaje (Ton)
662,00
1819,83
493,05
1567,02
0,315
52,51
431,29
1371,66
0,314
8
52,37
430,14
1293,61
0,333
8
53,52
439,58
1258,55
0,349
63,39
8
55,39
454,94
1234,57
0,368
18
62,68
8
54,68
449,11
1319,17
0,340
19
60,89
8
52,89
434,41
1333,01
0,326
20
61,64
8
53,64
440,57
1207,82
0,365
21
58,6
8
50,6
415,60
1068,76
0,389
22
57,8
8
49,8
409,03
976,25
0,419
CZ
Perforacion total (m)
Taco (m)
12
94,6
14
80,6
13
72,03
12
60,03
14
60,51
8
15
60,37
16
61,52
17
corrida (Kg Anfo / Ton) 0,364
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE ABANICO CASERON 1 Factor de carga por corrida (Kg
AB
Perforacion total (m)
Taco (m)
Perforacion - Tacos (m)
kilogramos de explosivo por Banqueo
Tonelaje (Ton)
19
152,86
26
126,86
463,090
1724,239
0,269
20
152,86
26
126,86
463,090
1657,244
0,279
21
153,41
26
127,41
465,097
1651,614
0,282
22
150,67
26
124,67
455,095
1645,310
0,277
23
150,67
26
124,67
455,095
1598,579
0,285
24
150,72
26
124,72
455,278
1586,722
0,287
25
147,38
24
123,38
450,386
1570,871
0,287
26
147,38
24
123,38
450,386
1559,248
0,289
27
148,22
26
122,22
446,152
1577,335
0,283
28
150,12
26
124,12
453,088
1591,964
0,285
29
150,12
26
124,12
453,088
1598,310
0,283
30
154,45
26
128,45
468,894
1650,856
0,284
31
155,43
26
129,43
472,471
1639,596
0,288
32
155,43
26
129,43
472,471
1576,710
0,300
33
156,1
26
130,1
474,917
1581,327
0,300
34
148,56
26
122,56
447,393
1558,563
0,287
35
148,56
26
122,56
447,393
1534,458
0,292
36
144,59
26
118,59
432,901
1502,241
0,288
Anfo / Ton)
160
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE BANQUEO CA SERON 1 CORRIDA
PERFORADO
TOTAL TACO GRAVILLA
TOTAL TACO AIRE
EXPLOSIVO AMEX
ANFO LD
TOTAL KG ANFO
TONELAJE
FACTOR DE CARGA
12
94,6
40
0
448,45164
0
448,45
1819,83
0,246
13
72,03
19
6
295,6824
67,761
363,44
1567,02
0,232
14
60,51
9
15
131,4144
172,481
303,90
1371,66
0,222
15
60,37
8
8
131,4144
172,481
303,90
1293,61
0,235
16
61,52
8
9
131,4144
172,481
303,90
1258,55
0,241
17
63,39
8
14
131,4144
154,001
285,42
1234,57
0,231
18
62,68
9
10
131,4144
147,841
279,26
1319,17
0,212
19
60,89
8
9
131,4144
172,481
303,90
1333,01
0,228
20
61,64
8
14
131,4144
147,841
279,26
1207,82
0,231
21
58,6
8
14
131,4144
129,361
260,78
1068,76
0,244
22
57,8
8,5
15
114,9876
123,201
238,19
976,25
0,244
FACTORES DE CARGA POR CORRIDA DE ABANICO CASERON 1 Factor de carga por corrida (Kg
AB
Perforacion total (m)
Taco (m)
P er fo ra ci on - T ac os ( m)
k il og ra mo s de ex pl os iv o po r B an qu eo
Tonelaje (Ton)
19
143,51
26
99,78
364,237
1724,239
0,211
20
143,51
26
99,78
364,237
1657,244
0,220
21
144,01
27
100,26
365,989
1651,614
0,222
22
141,34
26
97,35
355,366
1645,310
0,216
23
141,34
28
97,35
355,366
1598,579
0,222
24
141,72
29
98,58
359,856
1586,722
0,227
25
138,5
27
97,17
354,709
1570,871
0,226
26
138,5
28
97,17
354,709
1559,248
0,227
27
139,36
27
95,99
350,402
1577,335
0,222
28
141,12
28
97,78
356,936
1591,964
0,224
29
141,12
28
97,78
356,936
1598,310
0,223
30
145,15
28
101,87
371,866
1650,856
0,225
31
146,26
30
101,07
368,946
1639,596
0,225
32
146,26
34
101,07
368,946
1576,710
0,234
33
146,88
35
100,86
368,179
1581,327
0,233
34
139,34
29
96,56
352,483
1558,563
0,226
35
139,34
30
96,56
352,483
1534,458
0,230
36
135,47
29
95,87
349,964
1502,241
0,233
Anfo / Ton)
161
Calculo Burden y Espaciamiento BURDEN Y ESPACIAMIENTO
0,8 (gr/cm3)
wexp CE
0,260
C
0,234
¢
0,984
D
114,3 1
PRP
f
0,85
S/B
1,21 3,46
w
0,8
1,01
B max
w
0,79 0,89
BURDEN
3,1
ESPACIAMIENTO
3,9
162
Áreas de influencia sobre excavación de las simulaciones de EDD de perfiles del caserón 1. Áreas de influencia simulación con configuración de carga actual
Áreas de influencia simulación con configuración de carga propuesta
163
Áreas de influencia simulación con configuración de carga actual
Áreas de influencia simulación con configuración de carga propuesta
164
