Proyecto Sublevel Stoping LBH 2 Avance

PROYECTO MINA “LAPORFIADA”


EQUIPO DE TRABAJO:

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VISTA ISOMÉTRICA MINA ‘’LA PORFIADA’’ PORFIADA’’ ......................................................................................... 5 MARCO INTRODUCTORIO ................................................................................................................... 8 Parámetros de entrada ................................................................................................................... 8 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SUB LEVEL STOPING LONG BLAST HOLE (L.B.H) ........... .................... .................. ................. ........ 9 ETAPA DE PREPARACIÓN DEL YACIMIENTO: ..................................................................................... 10 1.

ANÁLISIS GEOMECÁNICO ................................. ................ ................................... ................................... ................................... ................................... ..................... 10 1.1.

1.1.1. 1.1.1 .

Número de estabilidad estabili dad .................................. ................ ................................... ................................... .................................... ......................... ....... 10

1.1.2. 1.1.2 .

Radio Hidráulico Hidráulic o ................................... .................. ................................... ................................... ................................... .................................. ................ 15

1.1.3. 1.1.3 .

Cálculo de dimensiones dimension es caserón ................................. ................ ................................... ................................... ............................ ........... 16

1.2.

Dimensionamiento Dimensio namiento Sill pillar y Rib Pillar ................................. ................ ................................... ................................... ......................... ........ 18

1.2.1. 1.2.1 .

RocLab ................................. ................ .................................. ................................... ................................... .................................. .................................. ................. 18

1.2.2. 1.2.2 .

Phase2 ................................. ................ .................................. ................................... ................................... .................................. .................................. ................. 19

1.3.

2.

Dimensionamiento Unidades de Explotación .................. ............................ ................... .................. .................. .................. ............ ... 10

Fortificación. Fortif icación. ................................... .................. .................................. ................................... ................................... .................................. ............................... .............. 23

1.3.1. 1.3.1 .

Q de Barton ................................. ................ ................................... ................................... ................................... ................................... ......................... ........ 23

1.3.2. 1.3.2 .

Software Softwa re Unwedge .................................. ................. ................................... ................................... ................................... ............................... ............. 36

DISEÑO NIVEL BASE DE LOS CASERONES ................................. ............... ................................... .................................. ............................... .............. 41 2.1. Factores considerados para diseño del Nivel Base ................................................................ 41 2.2. Diseño de Estocadas de producción ...................................................................................... 42 2.3. Diseño D iseño de la estación de carguío y transporte .......................... ................................... .................. .................. .................. ................. ........ 43 2.4. Diseño de desquinches dentro de los caserones ................................................................... 45 2.5. Análisis económico comparativo para Cruzadas vs ángulo de Zanja................. .......................... ................... ............ 45 2.6. Diseño de Zanja ...................................................................................................................... 48 2.6.1 Características de diseño: ................................................................................................ 48 2.6.2 Parámetros técnicos Zanja. ............................................................................................. 51 2.7. Diseño General Final del Nivel Base....................................................................................... 52

3.

EXTRACCIÓN DEL MATERIAL MATERIAL EN PREPARACIÓN .................. ........................... .................. .................. .................. .................. ................. ........ 54

4.

ASARCO NIVEL BASE ................................... .................. ................................... ................................... ................................... ................................... ......................... ........ 56 4.1. Jumbo M2C Galería de Transporte ........................................................................................ 56 4.2. LH621 Galería de Transporte ................................................................................................. 57 4.3. Jumbo M2C – M2C – Galería Galería de Zanja .............................................................................................. 58 1|Página


VISTA ISOMÉTRICA MINA ‘’LA PORFIADA’’ PORFIADA’’ ......................................................................................... 5 MARCO INTRODUCTORIO ................................................................................................................... 8 Parámetros de entrada ................................................................................................................... 8 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SUB LEVEL STOPING LONG BLAST HOLE (L.B.H) ........... .................... .................. ................. ........ 9 ETAPA DE PREPARACIÓN DEL YACIMIENTO: ..................................................................................... 10 1.

ANÁLISIS GEOMECÁNICO ................................. ................ ................................... ................................... ................................... ................................... ..................... 10 1.1.

1.1.1. 1.1.1 .

Número de estabilidad estabili dad .................................. ................ ................................... ................................... .................................... ......................... ....... 10

1.1.2. 1.1.2 .

Radio Hidráulico Hidráulic o ................................... .................. ................................... ................................... ................................... .................................. ................ 15

1.1.3. 1.1.3 .

Cálculo de dimensiones dimension es caserón ................................. ................ ................................... ................................... ............................ ........... 16

1.2.

Dimensionamiento Dimensio namiento Sill pillar y Rib Pillar ................................. ................ ................................... ................................... ......................... ........ 18

1.2.1. 1.2.1 .

RocLab ................................. ................ .................................. ................................... ................................... .................................. .................................. ................. 18

1.2.2. 1.2.2 .

Phase2 ................................. ................ .................................. ................................... ................................... .................................. .................................. ................. 19

1.3.

2.

Dimensionamiento Unidades de Explotación .................. ............................ ................... .................. .................. .................. ............ ... 10

Fortificación. Fortif icación. ................................... .................. .................................. ................................... ................................... .................................. ............................... .............. 23

1.3.1. 1.3.1 .

Q de Barton ................................. ................ ................................... ................................... ................................... ................................... ......................... ........ 23

1.3.2. 1.3.2 .

Software Softwa re Unwedge .................................. ................. ................................... ................................... ................................... ............................... ............. 36

DISEÑO NIVEL BASE DE LOS CASERONES ................................. ............... ................................... .................................. ............................... .............. 41 2.1. Factores considerados para diseño del Nivel Base ................................................................ 41 2.2. Diseño de Estocadas de producción ...................................................................................... 42 2.3. Diseño D iseño de la estación de carguío y transporte .......................... ................................... .................. .................. .................. ................. ........ 43 2.4. Diseño de desquinches dentro de los caserones ................................................................... 45 2.5. Análisis económico comparativo para Cruzadas vs ángulo de Zanja................. .......................... ................... ............ 45 2.6. Diseño de Zanja ...................................................................................................................... 48 2.6.1 Características de diseño: ................................................................................................ 48 2.6.2 Parámetros técnicos Zanja. ............................................................................................. 51 2.7. Diseño General Final del Nivel Base....................................................................................... 52

3.

EXTRACCIÓN DEL MATERIAL MATERIAL EN PREPARACIÓN .................. ........................... .................. .................. .................. .................. ................. ........ 54

4.

ASARCO NIVEL BASE ................................... .................. ................................... ................................... ................................... ................................... ......................... ........ 56 4.1. Jumbo M2C Galería de Transporte ........................................................................................ 56 4.2. LH621 Galería de Transporte ................................................................................................. 57 4.3. Jumbo M2C – M2C – Galería Galería de Zanja .............................................................................................. 58 1|Página


4.4. LH621 Zanja............................................................................................................................ 59 4.5. Simba 364 Atlas Copco - ITH Zanja. ....................................................................................... 60 4.6. Simba 364 – 364 – Atlas Atlas Copco. Ensanche Subnivel. ....................................................................... 61 5.

NIVEL DE PERFORACIÓN PERFORA CIÓN ................................... .................. ................................... ................................... ................................... ................................... ..................... 62 5.1. Diseño de perforación y voladura para perforación de producción. ............. ...................... .................. ......... 62 Para lograr una voladura óptima se deben tener en cuenta las siguientes variables: ............ ............ 62 5.2.

Voladura Voladur a de taladros taladr os largos. largo s. ................................. ............... ................................... ................................... .................................... ......................... ....... 68

5.3. Selección del equipo de perforación. .................................................................................... 70 5.4. Asarco Equipo de perforación de producción – producción – DTH. DTH. ............................................................ 71 5.5. Tiempo de perforación del volumen a tronar................... tronar............................ .................. .................. .................. ................... ................. ....... 72 5.6. Dimensionamiento de Flota Perforación. .............................................................................. 72 5.7. Carguío de Explosivo y voladura. ........................................................................................... 73 5.8. Perforación Ensanche subnivel. ............................................................................................. 74 5.8.1. Parámetros técnicos Ensanche de Subnivel. .................................................................. 77 6.

CORTE LATERAL .................................. ................. .................................. ................................... ................................... ................................... .................................. ................ 78 6.1. Diseño de perforación de chimenea y cara libre ................. .......................... .................. .................. .................. .................. .............. ..... 79 6.1.1. Tronadura tipo cráter. .................................................................................................... 79 6.1.2 Determinación de la malla de perforación. ..................................................................... 84 6.1.3. Perforación chimenea con DTH ...................................................................................... 86 6.1.4. Carguío de Explosivo y voladura. .................................................................................... 87 6.2. Diseño D iseño de perforación y voladura para el corte lateral. ............ ..................... .................. .................. .................. ................. ........ 89 6.3. Carguío de Explosivo y voladura corte lateral. .................. ............................ ................... .................. .................. .................. ............... ...... 91

ETAPA DE PRODUCCIÓN DEL YACIMIENTO: ...................................................................................... 92 7.

DATOS PRELIMINARES PRELIMI NARES Y DESCRIPCIÓN DESCRIPCI ÓN GLOBAL ................................. ................ ................................... ................................... ..................... 92

8.

VENTILACIÓN ‘’MINA LA PORFIADA’’ PORFIADA’’ ....................................................................................... 93 8.1. Tipo de ventilación. ................................................................................................................ 93 8.2 Circuito de ventilación ............................................................................................................ 93 8.3. Cálculo de Necesidades de Aire en Mina Florida. .................................................................. 95 8.3.1. Caudal necesario por trabajador. ................................................................................... 95 8.3.2. Caudal necesario por equipos Diesel.............................................................................. 95 8.3.3. Caudal necesario para eliminar gases de tronadura: .............. ....................... .................. .................. .................. ............ ... 96 8.3.4. Caudal total .................................................................................................................... 96 2|Página


8.4. Potencia de Ventilador y Velocidad del Aire. ........................................................................ 97 8.4.1 Flujo de aire en Galerías o Ductos ................................................................................... 97 8.5. Vistas de Ventilación. ............................................................................................................. 99 8.6. Velocidad del aire en las Galerías donde transita personal y/o equipos............................. 102 9.

PRODUCCIÓN – NIVEL BASE DEL CASERÓN ............................................................................ 103 9.1. Ciclo LH621 Producción ....................................................................................................... 104 9.1.1. Tabla Resumen Parámetros LH621, Tiempo de ciclo (1er Caserón) ............................ 106 9.1.2. Cálculo cantidad de equipos de carguío y transporte .................................................. 106 9.2. Ciclo TH540 Producción ....................................................................................................... 111 9.2.1. MATCH-FACTOR............................................................................................................ 112 9.2.2. Número de equipos, Tiempo efectivo por camión, Gasto de Combustible. ................ 113 9.2.3. Tiempo de extracción del mineral ................................................................................ 115

10.

ASARCO NIVELES DE PRODUCCIÓN..................................................................................... 116

10.1. LH621 – Caserones ............................................................................................................. 116 10.2. TH540 - Producción ............................................................................................................ 117 11.

SERVICIOS MINA .................................................................................................................. 118

11.1. Drenaje Principal ................................................................................................................ 118 11.2. Mantenimiento de esta operación: ................................................................................... 119 11.3. Cálculo de Caudales a drenar ............................................................................................. 119 11.4. Motobombas. .................................................................................................................... 120 11.5. Especificaciones Técnicas de la Motobomba.................................................................... 121 11.6. Drenaje secundario. ........................................................................................................... 121 11.7. Tuberías ............................................................................................................................. 123 11.7.1. Ventajas de la Tubería de Polietileno de Alta Densidad............................................. 123 11.7.2. Diseño del sistema de Drenaje ................................................................................... 124 11.7.3.

Retorno de agua a la labor minera. ........................................................................ 124

11.7.4. Mecanismo para evitar golpe de ariete ..................................................................... 125 11.8. Agua Industrial ................................................................................................................... 127 11.9. Agua Potable ...................................................................................................................... 127 12.

RED ELÉCTRICA. ................................................................................................................... 128

12.1 Abastecimiento y alimentación eléctrica vía líneas aéreas. ............................................... 128 12.1.1 Abastecimiento externo. ............................................................................................. 128 3|Página


12.1.2 Abastecimiento de Energía Eléctrica. .......................................................................... 128 12.1.3 Subestación eléctrica. .................................................................................................. 129 12.1.4 Centro de Poder. ......................................................................................................... 130 12.1.5 Celdas de maniobra. .................................................................................................... 131 12.2 Resumen Componentes Red Eléctrica Mina La Porfiada. ................................................... 132 12.3 Iluminación Interior Mina. .................................................................................................. 133 12.3.1 Tipo de Lámparas Seleccionadas. ................................................................................ 134 12.4 Cálculo Requerimientos Eléctricos...................................................................................... 135 12.4.1 Interior Mina. ............................................................................................................... 135 12.4.2 Exterior Mina. .............................................................................................................. 135 12.4.3 Iluminación Exterior Mina. .......................................................................................... 135 12.5 Cableado de Electrificación Mina. ...................................................................................... 136 12.5.1 Estándar de instalación. .............................................................................................. 136 12.5.2 Tipos de Cables. ........................................................................................................... 137 12.6. Resumen Selección de Cables Mina la Porfiada. ............................................................... 140 12.7 Soporte................................................................................................................................ 140 12.7.1 Soporte Red principal. ................................................................................................. 140 12.7.2 Soporte Red Secundaria. ............................................................................................. 140 12.8 Estocada de Servicio Eléctrico. ........................................................................................... 141 12.8.1 Grupo Electrógeno. ..................................................................................................... 142 12.9 Mallas De Tierra. ................................................................................................................. 142 12.9.1 Puesta a tierra en minas subterráneas........................................................................ 143 13.

SALIDA DE EMERGENCIA ..................................................................................................... 144

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VISTA ISOMÉTRICA MINA ‘’LA PORFIADA’’

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MARCO INTRODUCTORIO En el marco estratégico de la actual situación de la minería del Cu en Chile, se ha implementado este proyecto sobre la base de una explotación cada vez más eficiente de los recursos que sustentan los Planes de Negocios. El Proyecto Mina La Porfiada, Subterránea, es un proyecto de explotación mediante el Método Sublevel Stoping - Long Blast Hole, el cual busca configurar una opción técnica y económicamente viable, para la explotación por minería subterránea, de los recursos minerales existentes en la Mina La Porfiada, al menor costo posible, optimizando el uso de los activos en forma sustentable y actuando en un ámbito de pleno respeto por la seguridad de las personas y el resguardo del medio ambiente. La Gerencia de este Proyecto estimó necesario preparar el presente documento, cuyo objetivo es consolidar y describir, de manera sucinta, los criterios y definiciones específicos utilizados durante el estudio de Pre-Factibilidad del Proyecto Mina La Porfiada Subterránea. Estos criterios, en gran medida configuran el diseño general de la mina, de diversas infraestructuras de la misma, de laboreos y de las operaciones mineras en su conjunto.

Parámetros de entrada 40 m 1092 m 276.74 m 150000 ton/mes 11.5 años 2.7 ton/m3

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MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SUB LEVEL STOPING LONG BLAST HOLE (L.B.H) El método LBH (long blast hole) es una aplicación de los principios de voladura en banco a cielo abierto a las explotaciones subterráneas. El método afecta principalmente a la operación de arranque y, en cierta medida, a la preparación de las cámaras, puesto que, en general, sólo se trabaja en dos subniveles, uno de perforación y otro de extracción. Sin embargo, el principio de explotación es el mismo que en el de las cámaras por subniveles convencional “Sublevel Stoping”. Las cámaras se dividen en 4 sectores: 

 



Corte inferior: zona de recepción del mineral y de creación de la cara libre en el fondo de los taladros. Nivel de perforación: sector de taladros largos, donde se perforan talaros de producción. Corte lateral: cara libre (slot) vertical para voladura. Tanto del corte inferior como de la zona de taladros largos. Nivel de Extracción: sector donde se deben realizar estocadas para extraer el mineral de la zanja.

LABORES DE PREPARACIÓN Comprende los siguientes trabajos:  

  

Acceso a los caserones por rampa o pique, generalmente por caja piso. La galería de extracción debe ser desarrollada en la parte inferior de la cámara, paralela a la zona mineralizada y en estéril. Las galerías de perforación deben estar en las zonas mineralizadas como subniveles. Ejecución de una chimenea que servirá de cara libre para iniciar la voladura por tajeo. Excavación de estocadas o “Draw points” que unen la galería de extracción con la galería undercut para recuperar el mineral tronado.

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ETAPA DE PREPARACIÓN DEL YACIMIENTO: 1. ANÁLISIS GEOMECÁNICO Como objetivo el diseño geomecánico tiene determinar las dimensiones óptimas de los caserones, así como las de los pilares y losas. También incluye en él asegurar que la explotación sea segura y estable, y con ello tener un mínima dilución y un máximo de recuperación. Esto se realiza mediante métodos numéricos, empíricos y con la ayuda de algunos softwares hechos para ello (Rocsience). Dicho lo anterior, en el siguiente apartado se procede a realizar el dimensionamiento de las unidades de explotación de la Mina ‘’La Porfiada’’.

1.1.

Dimensionamiento Unidades de Explotación

Una técnica ampliamente usada en el proceso de diseño de caserones o cámaras para definir las dimensiones de unidades de explotación en cuerpos tabulares, es la técnica conocida como el método de Mathews, la cual está basada en el análisis de más de 400 casos históricos recopilados de minas subterráneas canadienses y australianas, y permite estimar la probabilidad de falla para un determinado diseño de caserón. Ésta metodología que se empleó para el diseño, consistió en la aplicación de técnicas empíricas ampliamente utilizadas en la industria minera, como se dijo anteriormente, el cual permite estimar la probabilidad de falla de acuerdo a la relación entre el número de estabilidad y el radio hidráulico de la excavación subterránea. Este método gráfico analiza las paredes de la excavación ya sea en las cajas o el techo, y en función de diversos parámetros, que más adelante se explicarán en detalle, se determina la óptima dimensión de las paredes para que éstas sean estables.

1.1.1. Número de estabilidad El Número de estabilidad o Stability Number (N) se obtiene de la ecuación: N = Q’ x A x B x C Donde: Q’: Rock Tunnelling Quality Index de Barton (1974). A: Factor de condición de esfuerzos. B: Factor de orientación de estructuras. C: Factor de componente gravitacional. 10 | P á g i n a


El parámetro N representa la calidad de macizo y condición geotécnica del área a explotar. Una vez calculado, se ingresa a la gráfica de Mathews y se evalúa la condición de estabilidad para un determinado valor de radio hidráulico (Área/Perímetro) de la pared colgante y techo de un caserón. Para el análisis se consideró evaluar de acuerdo al nivel en que se encuentra cada caserón, como son 3 niveles, se evaluará para las profundidades 435.58 m (Nivel 1), 531.16 m (Nivel 2) y 626.74 m (Nivel 3), las cuales corresponden a los puntos críticos de cada caserón en el eje vertical, la base de cada uno. Por otra parte se consideró una calidad de macizo rocoso de muy buena calidad con un RQD de 90%, RCU de 200 MPa y densidad de 2,7 ton/m3. Con todos los valores considerados anteriormente y además con los cálculos realizados de los esfuerzos presentes, tanto en pared como techo, se procede a calcular cada uno de los factores y Q’.

Factor A: Este parámetro está en función de la resistencia a la compresión uniaxial de la roca, y el esfuerzo inducido máximo. Es por esto que se procedió a calcular los valores del esfuerzo inducido, como se dijo anteriormente, en la profundidad que se encuentra cada caserón. Esfuerzos inducidos: Con estas profundidades obtenemos que los esfuerzos verticales en cada nivel serán: Nivel 1: 12 MPa ; Nivel 2: 14 MPa ; Nivel 3: 17 MPa Los esfuerzos horizontales se calculan a partir del tipo de roca, en función de las variables k y µ, que corresponden al coeficiente de esfuerzo lateral y al coeficente de rozamiento respectivamente. Ya que el tipo de roca es Andesita basáltica tenemos un µ igual a 0.23, que es el valor que se le da a éste tipo de roca, con ello se obtiene un k igual a 0.3 (k= µ/(1- µ)), por lo tanto, sabiendo que k=σH/σV los esfuerzos horizontales calculados son: Nivel 1: 3.6 MPa ; Nivel 2: 4.2 MPa ; Nivel 3: 5.1 MPa Con estos valores se puede calcular el Factor A, de acuerdo al siguiente Gráfico, reemplazamos los valores en la relación σc/σi , y obtenemos como muestra el gráfico el valor para el factor A en cada nivel, en el gráfico no se aprecian las rectas para el Factor en la pared ya que los valores son mayores a 20.

11 | P á g i n a


Por lo tanto, para cada nivel obtenemos un Factor A de 1, tanto para Techo como para la pared. Factor B: Este parámetro tiene relación con el ángulo que se forma entre la pared en análisis y la o las discontinuidades que estén presentes en el macizo rocoso. Con la figura siguiente se obtiene el valor para el Factor B:

12 | P á g i n a


Ya que las orientaciones con techo y pared son perpendiculares, esto quiere decir que las estructuras presentes en estos sectores son principalmente horizontales y verticales, el Factor B para todos los niveles es 1. Factor C: En este parámetro se analiza si se podría llegar a producir caída por gravedad del mineral de la pared o deslizamiento. Este parámetro puede ser analizado mediante las gráficas presentes en la figura siguiente.

Como la inclinación es 0 en ambos casos, techo y pared, el Factor C de ajuste de gravedad para ambos es 2, en todos los niveles.

Q’:

Esta clasificación geomecánica es un método fundamental para la caracterización geomecánica de los macizos rocosos, puesto que permite obtener parámetros de resistencia y deformabilidad del macizo y estimar sostenimientos, entre otros. El Índice Q’ está basado en una evaluación numérica de 6 parámetros, dada por la siguiente expresión:

   ′ =      Donde: Jn: Índice de diaclasado que indica el grado de fracturación del macizo. Jr: Índice de rugosidad. Ja: Índice que indica la alteración de las discontinuidades. Jw: Coeficiente reductor por la presencia de agua. SRF: Stress Reduction Factor, el cual se hace 1 para Q’ (1974). 13 | P á g i n a


Como se dijo anteriormente el RQD es 90%, por lo tanto, analizaremos los valores para Jn, Jr, Ja y Jw, de acuerdo a la clasificación de Q’ de 1974, basándonos en las siguientes tablas:

Por lo tanto, de acuerdo a las características de nuestra mina, los valores marcados en amarillo en las tablas son los que la representan. Con esto tenemos: Jn: 3, ya que tenemos un set de fractura y otro set aislado; Jr: 4, porque tenemos juntas sin continuidad; Ja: 1, debido a que las juntas son inalteradas, solo presentan un poco de oxidación; Jw: 0.66, ya que el flujo de agua presente en nuestra mina es medio. Con los valores de la expresión ya obtenidos, obtenemos que: Q’ = 79.2

14 | P á g i n a


Lo cual de acuerdo a la siguiente escala de valuación corresponde a una roca muy buena.

Por último, al obtener todos los valores necesarios para calcular el Número de estabilidad se procede a ello obteniendo así un N igual a 158. Este N es tanto para Techo como para paredes, en cada nivel, ya que con el análisis anterior se pudo observar que dan los mismos valores, aunque se diferencien niveles y techo o paredes. Por tanto, podemos pasar al siguiente apartado para calcular el Radio Hidráulico.

1.1.2. Radio Hidráulico El radio hidráulico es una relación entre área y perímetro, el cual de acuerdo a la siguiente gráfica del Método de Mathews nos permitirá calcular las dimensiones de nuestro caserón. EN el gráfico de estabilidad ubicamos el valor que calculamos de N que es 158, y con él obtenemos cuál sería nuestro máximo radio hidráulico que podemos tener, para que el caserón siga siendo estable, y como vemos a continuación ese RH será 22 tanto para techo como para paredes.

15 | P á g i n a


Como ya sabemos que nuestro RH no puede ser mayor a 22, si no el caserón ya no sería estable, procedemos a evaluar dimensiones, con límite de RH 22 para asegurar la estabilidad de nuestro caserón.

1.1.3. Cálculo de dimensiones caserón Para el cálculo de las dimensiones del caserón como se dijo anteriormente se usó un máximo de RH de 22, teniendo la certeza de que hasta ese valor el caserón será estable, por lo tanto, con esa información se procedió a evaluar en una tabla distintos valores de largo del caserón, dejando como ancho 40 metros que son los de nuestra potencia, y el alto del caserón 85.58, debido a la geometría de nuestro yacimiento. En la tabla que sigue veremos esa comparación y el dimensionamiento escogido. 16 | P á g i n a


Dimensiones del Caseron (m) Ancho Largo Alto 40 30 85.58 40 40 85.58 40 60 85.58 40 80 85.58 40 100 85.58 40 120 85.58 40 140 85.58 40 160 85.58

Techo Area (m2) Perimetro (m) 1200 140 1600 160 2400 200 3200 240 4000 280 4800 320 5600 360 6400 400

RH 8.6 10.0 12.0 13.3 14.3 15.0 15.6 16.0

Hunging Wall Area (m2) Perimetro (m) 2567 231 3423 251 5135 291 6846 331 8558 371 10270 411 11981 451 13693 491

RH 11 14 18 21 23 25 27 28

Se decidió tomar las dimensiones de largo de 80 metros, con un RH para pared de 21 y Techo de 13.3, esto debido a que era la opción que quedaba dentro del rango de zona estable, se prescindió de ocupar un RH de 22 por temas de estabilidad, y por mayor seguridad el máximo RH ocupado fue de 21. Por lo cual el dimensionamiento de nuestro caserón queda de la siguiente forma:

Como se dijo en un principio, además de éstos análisis, para comprobar una buena estabilidad del caserón en los siguientes puntos veremos el análisis mediante Softwares, los cuales nos entregarán una mejor perspectiva de nuestro proyecto.

17 | P á g i n a


1.2.

Dimensionamiento Sill pillar y Rib Pillar

El análisis principal de la estabilidad de las losas y pilares se realizará mediante el Software Phase2 de Rocsience, también se usará el software RocLab para obtener algunos valores necesarios en Phase2. Este dimensionamiento se realizará con diferentes valores de losas para así llegar a la que genere una mayor recuperación y de la misma forma sea estable, de la misma forma se realizará para los pilares.

1.2.1. RocLab Parámetros ingresados al programa RocLab según las características de nuestra roca vistas previamente: Cada parámetro además tiene la opción para elegir su valor de acuerdo a las características del Macizo, éstas son las de los valores ingresados por nosotros:

Sigci:

GSI:

Mi:

D:

18 | P á g i n a


Parámetros entregados por programa RocLab:

Con estos parámetros, tenemos todos los datos necesarios para trabajar en Phase2 y poder analizar las dimensiones de nuestras losas y pilares.

1.2.2. Phase2 Lo principal en el programa Phase2 es tener claro las dimensiones de los caserones, y dónde se sitúan en el espacio, por tanto ya tenemos claro todo lo anterior que es con lo cual se procede a analizar en primera instancia. Con el programa se realizaron varias simulaciones de cómo sería el comportamiento de los caserones una vez explotados (40 m ancho, 85.58 m alto, 80 m largo), para los cuales se consideraron diversas dimensiones losas. Para realizar la simulación se utilizaron las propiedades del macizo rocoso que fueron obtenidas anteriormente por medio del software RocLab. La dimensión del alto de las losas con la cual se obtuvo buenos resultados al interactuar con las cámaras ya explotadas, fue de 10 metros, esto considerando en principio que los pilares no se recuperarán, por lo que las dimensiones deben ser las mínimas estables. Esto se obtuvo de acuerdo a varias simulaciones, con losas de 20, 15, 12, 11, 10 y 9 metros.

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A continuación vemos una figura con lo que nos entregó el programa:

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En la imagen podemos ver que, nuestro Factor de seguridad nunca es menor que 1, lo cual es de suma importancia en cuanto a la estabilidad de las losas, un factor menor a 1 indica inestabilidad y necesidad de soporte, lo cual es lo que queremos evitar. Pero como el programa no evalúa en 3D, también se debe realizar una simulación incluyendo la dimensión de la loza en la simulación de los pilares. Esto se realiza de acuerdo a las dimensiones, y también con nuestra producción, con ello se calculó un total de 36 caserones para poder cumplir con los requerimientos. La dimensión de los pilares se hizo de la misma forma que para las losas, simulando diferentes dimensiones de pilares y viendo cuáles eran estables, con ello se fue analizando de forma paralela además con la dimensión de la losa. La dimensión del ancho del pilar obtenida es de 12 metros, que fue la más óptima a elegir, considerando lo más mínimo aceptable. En la siguiente imagen podemos observar el comportamiento del factor de seguridad en las losas y pilares:

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De acuerdo a la simulación, se pudo apreciar que el área de influencia de los esfuerzos inducidos no se interceptan, por lo que se concluye que tanto los pilares como las losas mantendrán su estabilidad y no cederán frente a los esfuerzos inducidos generados por la explotación de los diversos caserones. Como vemos el factor de seguridad en la mayor parte de los pilares y lozas es mayor a 1, solo existen algunos lugares en los que es menor a 1, pero no se propaga en toda la extensión del yacimiento, por lo tanto, esos sectores tendrán un soporte o fortificación localizada, al momento de que el caserón sea explotado.

Para finalizar este apartado, a modo resumen tenemos nuestro dimensionamiento final:

Ancho caserón: 40 m. Alto caserón: 85.58 m. Largo caserón: 80 m. Ancho losa: 40 m. Alto losa: 10 m. Largo loza: 80 m. Ancho pilar: 12 m. Alto pilar: 85.58 m. Largo pilar: 40 m.

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1.3.

Fortificación.

Como hemos visto anteriormente, la aplicación de este método exige buenas condiciones de estabilidad tanto de la roca mineralizada como de la roca circundante, y como es el caso de la Mina ‘’La Porfiada’’, no requiere, por lo tanto, de la utilización intensiva o sistemática de elementos de refuerzo. Las galerías de producción en la base de los caserones se fortifican por lo general, mediante pernos cementados o pernos y malla de acero (incluso shotcrete), atendiendo a las condiciones locales de la roca. En los subniveles de perforación se puede utilizar localmente elementos de refuerzo provisorios cuando las condiciones de la roca así lo requieran. Para aclarar más el escenario en cuanto a fortificación se procederá a evaluar las diferentes zonas tales como: Portal, estocadas, desquinches, estaciones, entre otras. El método a utilizar para la realización de esto será el Método Q de Barton de 1974. Si bien éste método es uno de los más ocupados y entrega buenos resultados, se realizará además mediante el Software Unwedge para corroborar o mejorar la información, y así tomar las medidas necesarias basados en más de una perspectiva. Por lo tanto, para continuar con esto es necesario tener en cuenta lo siguiente: Según el D.S #72, Artículo 165, los sistemas de fortificación que se empleen, deben fundarse en decisiones de carácter técnico, donde se consideren a lo menos, los siguientes aspectos de relevancia: a) Análisis de parámetros geológicos y geotécnicos de la roca y solicitaciones a la que estará expuesta a raíz de los trabajos mineros. b) Influencia de factores externos y comportamiento de la roca en el avance de la explotación. c) Sistema de explotación a implementar y diseño de la red de galerías y excavaciones proyectadas. d) Uso y duración de las labores mineras. e) Otros, según se observe.

1.3.1. Q de Barton Anteriormente se calculó según la metodología de Q de Barton el Q, el que fue calculado dando un valor de 79.2 y que indica, según el tipo de roca, si es que ésta necesita o no soporte, y si lo necesita, qué tipo de soporte es el más adecuado según las características del macizo rocoso producto del set de fallas. Al ir avanzando en la construcción de la rampa, existe la posibilidad de encontrar set de fallas, a pesar de que las características del macizo rocoso son muy buenas, en el caso de encontrarse

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algún set de fallas en la zona de la rampa, se utilizará la misma metodología que se usó para el macizo rocoso. Para obtener el sostenimiento recomendado según la clasificación de Barton se analizará la siguiente tabla:

Para poder relacionar el Índice de Calidad de Túnel (Q), con la estabilidad y el requerimiento de fortificación en excavaciones subterráneas, Barton definió un parámetro adicional denominado Dimensión Equivalente (De) de la excavación. Esta dimensión se obtiene al dividir el ancho, diámetro o altura de la excavación por una cantidad llamada Relación de Soporte de la Excavación (ESR: Excavation Support Ratio), esto es:

El ESR, está relacionado con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta dónde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad, es decir, representa el estándar de estabilidad e integridad física que se le exige. Barton propone los siguientes valores para el ESR:

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El valor de ESR será distinto para cada situación en particular, es decir, se tiene distintos tipos de usos para las excavaciones dentro de la mina, es así como se tienen dos factores distintos para ESR, tenemos un ESR de 1,6 para la rampa en sí, mientras que para los refugios, taller de mantención, polvorines, comedores se estimará un valor de ESR de 1 ,3. La Dimensión Equivalente (De), versus el valor de Q, es usado para definir un número de categoría de soporte en un gráfico publicado por Barton. Este gráfico ha sido actualizado por Grimstad y Barton para mostrar el incremento del uso de hormigón proyectado con fibra metálica en el sostenimiento de excavaciones subterráneas. Esta actualización está representada en la tabla siguiente:

En la siguiente tabla podemos observar los valores estimados anteriormente de ESR y el De ya calculado para los diferentes lugares que se necesita evaluar la fo rtificación: Excavación Portal Rampa Estocadas de carguío Estación de carguío Desquinches

Ancho (m) 5.3 5.3 15.5 19.4 16

ESR 1 1.6 1.3 1.3 1.3

De 5.3 3.3 11.9 14.9 12.3 25 | P á g i n a


De acuerdo a los De calculados y con el Q de Barton calculado en un principio vemos en el gráfico las excavaciones que se deben reforzar.

Al analizar los datos de Q y De, se determina qué tipo de soporte se utilizará en el macizo rocoso analizado, dicho análisis esta dado en la tabla mostrada a continuación:

Según este análisis y en base a estudios en casos de minas de similares características en cuanto a la ubicación del proyecto, a la litología de la zona, a condiciones de agua y fracturas presentes en el macizo rocoso se elaboró la siguiente guía, en base a Q de Barton, que identifica en donde se debe poner soporte y qué tipo de soporte se debe usar.

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Roca Tipo I: Consiste en la colocación eventual de pernos rosca (barra helicoidal), diámetro 25 mm y longitud de 2,50 m. Roca Tipo II: Consiste en la colocación esporádica o sistemática de pernos rosca (barra helicoidal), diámetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,70 m. Roca Tipo III: Consiste en la colocación sistemática de pernos rosca (barra helicoidal), diámetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, y malla biscocho galvanizada con traslape de 0,3 m. Roca Tipo IV: Consiste en la colocación sistemática de pernos rosca (barra helicoidal), diámetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, malla biscocho galvanizada con traslape de 0,3 m, y hormigón proyectado 25/50/75 mm mínimo sobre punta de roca a sección completa. Roca Tipo V: Consiste en la colocación sistemática de pernos rosca (barra helicoidal), diámetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, malla Acma, hormigón proyectado de espesor 50/75/100 mm mínimo sobre punta de roca a sección completa, y marcos de acero galvanizado 200 x 200 x 12 x 10 mm. Cabe destacar que el tipo de soporte planteado en esta guía es adaptable de acuerdo a las características que presente el macizo rocoso o los set de fallas en los cuales se esté trabajando. En conclusión, tanto para rampa, estocadas, y desquinches, no es necesaria la fortificación, solo para casos eventuales se requerirá de pernos rosca, de un diámetro de 25 mm con una longitud de 2.5 m. Para la estación de carguío, como se vio en una zona (2) según el método Q de Barton, se requerirá un apernado puntual con pernos rosca colocados sistemáticamente, con diámetro de 25 mm y una longitud de 2.5 m, espaciados entre 1.7 m.

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En los casos donde sea necesario fortificar, con las medidas especificadas anteriormente, se llevará a cabo con la empresa Dywidag Sistems International, con los cuales pudimos encontrar las medidas necesarias requeridas para nuestro soporte. A continuación se detalla un poco lo que la empresa ofrece:

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En tanto para el portal será fundamental su fortificación, debido a que el acceso al interior mina debe mantenerse estable durante toda la vida de la mina. Normalmente después de los 30 a 50 m como máximo el cerro debería estar firme estructuralmente, pero por ley como dice el Decreto 132, Reglamento de seguridad minera, se deben fortificar los primeros 50 metros, por lo cual la fortificación se realizará los primeros 50 metros del acceso, debido a la calidad de roca presente en éste sector. Para la entrada de la rampa se fortificará por medio de pernos, mallas, Shotcrete y además tendrá un marco de acero, estos reforzamientos son usados como medida de protección para los equipos y personal que se encuentre entrando o saliendo de la mina, además es para evitar posibles derrumbes que puedan obstaculizar la entrada a la mina. La fortificación del portal se realiza con el fin de incrementar la resistencia del cerro en estos primeros metros que son donde más expuesto se encuentra producto de la erosión. Para esto se utilizará una fortificación mixta, como se dijo anteriormente.

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En las imágenes anteriores realizadas con el programa Sketchup podemos ver cómo sería la fortificación de los primeros pernos en tanto vaya avanzando, para así completar los primeros 50 metros del acceso a la mina ‘’La Porfiada’’. Las imágenes son solo una guía que nos ayuda a ver cómo podría ser en la realidad nuestro portal mina, para llevar a algo visible el tipo de fortificación que se ocupará en él. Las imágenes se realizaron de acuerdo a los datos que podremos ver en el siguiente cuadro resumen sobre la fortificación del portal mina.

A continuación, un cuadro resumen de la fortificación:

Categoría de sostenimiento Tipo de perno Longitud de perno Diámetro de perno Diámetro de perforación Espaciamiento Arco de acero (Espaciamiento)

Fortificación de pernos sistemáticos con hormigón proyectado 40-100 mm + malla + Marco de acero Swellex 3m 41 mm 32-39 mm 1.5 m 1m

Como se especificó en el portal se ocuparán pernos de anclaje swellex, de Atlas Copco. Éste es un perno de anclaje hecho de un tubo soldado doblado sobre sí y sellado en un extremo. Se expande utilizando un flujo de agua de alta presión entregado por una bomba especial. El perno se expande al interior de un tiro, y el proceso de instalación es fácil y muy similar al de otros pernos de anclaje. Esto hace de Swellex algo accesible para todos los operadores. Ya que requisitos de seguridad en minas y en túneles son más severos, el soporte confiable y versátil disponible con los pernos de anclaje Swellex los han transformado en la mejor opción para la mayoría de las soluciones de problemas y para el uso diario. Los pernos de anclaje Swellex vienen en dos versiones típicas, de las que en el portal ocuparemos la Línea Swellex Premium, que consta de un perno de anclaje relativamente duro para tunelería y minería bajo condiciones de estrés (o tensión) moderado.

30 | P á g i n a


Otro de los factores por los cuales se decidió utilizar éste tipo de perno en el portal es porque como se sabe el principio de anclaje de Swellex es un interlock apretado con el tiro, con lo que se puede desarrollar corrosión si se encuentra en un medio ambiente agresivo. Por tanto, Atlas Copco entrega dos versiones de pernos Swellex protegidos de corrosión, lo cual es bueno para nuestra mina. Éstos son: Swellex revestido en Bitumen y Swellex revestido en Plástico, éstos dos productos extienden la vida normal de un Swellex en forma significativa. Nuestra elección fue por Swellex revestido en plástico, ya que entrega protección a largo plazo mediante una capa gruesa de plástico que es impermeable al agua y a la corriente. El recubrimiento resistente al impacto es muy efectivo para medio ambientes extremadamente corrosivos, y su resistencia y efectividad está comprobada por años de aplicación en condiciones altamente ácidas. A continuación, podemos ver algunas características de los pernos Swellex y su aplicación, con lo cual quedará aún más claro el porqué de la decisión de elegirlos.

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32 | P á g i n a


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En tanto, para la malla a utilizar se decidió optar nuevamente por Dywidag Sistems International, quienes proveen de mallas específicas para la minería, con las siguientes características:

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Finalmente para el arco de acero también seguiremos con el mismo Proveedor Dywidag Sistems International, que también nos proveerá del arco de acero necesario requerido. Los arcos de acero de DSI son empleados para el control estructural cuando el soporte de la roca no es práctico o dónde otros soportes son insuficientes, como es el caso del portal mina, donde se vuelve inestable y es necesario éste tipo de soporte para mitigar lo que se habló anteriormente. Además éste tipo de arco puede proveer una solución al soporte permanente de menores costos para requerimientos críticos a largo plazo, tales como vías de traslado permanente en desarrollo inclinado, drifts y portales. Que es justamente para lo que se ocupará.

De la misma forma que vemos en la imagen anterior, es como irá ubicado nuestro arco de acero en el portal mina, pero con las dimensiones dichas anteriormente.

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1.3.2. Software Unwedge Como vimos, analizando mediante el método Q de Barton, la fortificación necesaria es poca debido a la calidad de la roca presente, por lo tanto, para corroborar esto, se decidió evaluar desquinches, estocadas y estación de carguío con el programa Unwedge y ver las estructuras presentes en las zonas a evaluar, en las siguientes imágenes veremos cada una de ellas, las cuales corroboran el tipo de fortificación elegida mediante el método anterior (Q’). El programa nos señaló específicamente éstos casos eventuales en los que debería realizarse fortificación, puesto que hay cuñas que son estables, como otras que tienen un factor de seguridad bajo, por lo tanto la fortificación es esencial en la zona, para así cumplir con los requerimientos de tener un FS en el techo de 2 a 5 y en las paredes de 1.5 a 3, para que la estructura sea segura. Con lo dicho anteriormente hay que destacar que todas las zonas mostradas a continuación cumplen con estos factores de seguridad, por lo tanto son seguras con las fortificaciones realizadas.

En las siguientes imágenes se ve la evaluación realizada con el programa y podemos ver diferentes vistas y las estructuras formadas en las zonas de desquinches.

-Vista perspectiva desquinche-

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-Vista planta desquinche-

Como podemos ver la formación de cuñas es mínima, por lo tanto la evaluación con el programa avala nuestra evaluación hecha con Q de Barton, por lo tanto se realizará la fortificación solo para casos eventuales, y para ello se requerirá de pernos rosca, de un diámetro de 25 mm con una longitud de 2.5 m. Con ello los desquinches cumplirán con el requerimiento de seguridad.

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En las siguientes imágenes se ve la evaluación realizada con el programa y podemos ver diferentes vistas y las estructuras formadas en las zonas de estocadas de carguío.

-Vista perspectiva Estocadas de carguío-

-Vista planta Estocadas de carguío-

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De la misma manera que sucedió con los desquinches, sucede lo mismo para las estocadas de carguío, por lo tanto la fortificación será eventual, siendo ésta con pernos rosca, de un diámetro de 25 mm con una longitud de 2.5 m. Con lo anterior la zona es una zona segura y estable.

En las siguientes imágenes se ve la evaluación realizada con el programa y podemos ver diferentes vistas y las estructuras formadas en las zonas de estaciones de carguío.

-Vista perspectiva Estación de carguío-

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-Vista de frente Estación de carguío-

Como podemos ver la estación de carguío, al ser una zona de mayor envergadura, genera a su vez una mayor fortificación, es por lo mismo y de acuerdo al criterio utilizado anteriormente, que debe estar debidamente fortificada. Esto mismo se puede apreciar en los factores de seguridad que son menores y además por el tamaño de las estructuras formadas, que son mucho más grandes. Es por ello que siguiendo con el criterio de Q de Barton se hará uso de apernado puntual con pernos rosca colocados sistemáticamente, con diámetro de 25 mm y una longitud de 2.5 m, espaciados entre 1.7 m. Con ello dejando la zona estable y segura como se requiere.

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2. DISEÑO NIVEL BASE DE LOS CASERONES Para la preparación de la base de un caserón debemos considerar ciertos factores que serán de suma importancia para que las actividades se realicen en un lugar de trabajo con buenas condiciones. Por un lado una óptima fortificación para el resguardo del personal y los equipos, y óptimo dimensionamiento de galerías para el carguío y transporte del mineral, con tal de que el proceso productivo se realice de la manera más homogénea posible, alcanzando máximos rendimientos en los equipos, reduciendo costos y obteniendo el mayor beneficio posible.

2.1. Factores considerados para diseño del Nivel Base 1) Con el objeto de mantener la estabilidad tratando de recuperar la mayor cantidad de mineral posible, se consideró un ancho de pilar 9.4 m, con la finalidad de generar una cantidad de puntos de extracción óptimos para el carguío del mineral.

2) La distancia óptima de diseño entre puntos de extracción en el nivel base es de 14.7 m.

41 | P á g i n a


3) Otro factor de gran importancia para el diseño del nivel base del caserón es el grado de sustentación del nivel, el cual está dado por el siguiente formulismo:

El grado de sustentación del nivel base obtenido para el diseño en análisis fue de 73.33%, superando al valor recomendado (60%) en un 13.33% para el método SubLevel Stoping. 4) Por otro lado el diseño de la obra debe verse armónico, si no es así, lo más probable es que esté diseñado de mala manera, por lo que se tomaron las mismas dimensiones de labor para todas las cruzadas, la G.T, la Zanja y galerías secundarias (5.3m x 4.7m). Las consecuencias de un mal diseño puede llevar a la inhabilitación de sectores productivos, incluso llevar al colapso general de la explotación (varios sectores del yacimiento). 5) El ángulo para las cruzadas respecto a la galería de transporte fue de 60°, valor óptimo que permite un giro sin problemas para LH621 y que ayuda al cuidado de los componentes del equipo. Además es un valor tomado como referencia de algunas minas en chile. 6) Para la longitud de las estocadas de carguío, se realizó un análisis detallado con el fin de que los equipos de carguío puedan aprovechar al máximo la potencia del motor sin dañar sus componentes, como lo que podría ocurrir si el equipo cargara el material tronado de manera torcida.

2.2. Diseño de Estocadas de producción El diseño de la estocada de carguío debe considerar lo siguiente: 1) Longitud del equipo (le). 2) Distancia cubierta por el talud del mineral (lt), lo cual se obtiene conociendo: a. Ángulo de reposo del material (a). b. Altura de la galería (a). 3) Distancia de seguridad por desgaste de visera (ls). 4) Distancia de holgura (lh) 5) Distancia de impulso (li) Entonces el largo de la estocada queda dado por: L = LE + LS + A × cotg ( α ) + LH + LI

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Valor

Unidad

LE: Largo Equipo

12

[m]

LT: Distancia Cubierta por el talud de mineral

6

[m]

α: Angulo de Reposo

38

[º]

A: Altura de la galería

4.7

[m]

1

[m]

LH: Distancia de Holgura

0.5

[m]

LI: Distancia de Impulso

0.5

[m]

12.00

[m]

20

[m]

Diseño de Estocada

LS: Distancia de seguridad por desgaste de visera

L: Largo de Estocada

La longitud de la estocada final será de 20 m, entregándole al LH621 una labor óptima para el carguío del mineral. Un extremo de esta cruzada está conectado a la zanja desde donde se extraerá el mineral tronado y el otro extremo se encuentra unido a la Galería de Transporte (G.T.), que está posicionado justo al contorno de la veta (por estéril). Además las estocadas tendrán una pendiente de 4% la cual tiene como finalidad el escurrimiento de las aguas y la protección de los equipos contra el escurrimiento del material tronado en los puntos de carguío.

2.3. Diseño de la estación de carguío y transporte Para un diseño global óptimo, se optó por crear una estación de carguío y transporte en cada uno de los 3 niveles productivos. Esto significaría una reducción en los costos por laboreo, y un aumento en la productividad global del sistema en comparación a un sistema de carguío y transporte donde los LHD descarguen el material en piques de traspaso, y este se almacene en buzones, el cual será descargado posteriormente hacia otra labor donde el camión lo estará esperando. 43 | P á g i n a


Esto se debe a que los camiones reducirían sus tiempos de ciclos y se generaría un sistema totalmente homogéneo que estaría en función del rendimiento de estos equipos exclusivamente, además de la reducción de costo por laboreo, tomando en cuenta de que para un SLS, se requiere de una alta inversión. Las estaciones cuentan con: 





 

Cierta pendiente (4%) para generar una descarga óptima por parte del LHD hacia el camión. Dimensiones aptas para la entrada de 2 LHDs al mismo tiempo, en caso de que ambos equipos requieran realizar la descarga. Un desquinche que le permite al LHD levantar la pala a su máxima altura y poder realizar de manera efectiva la descarga. El desquinche tendrá una altura de 5.3 mts en su parte más alta. La altura en el punto final de la estación será de 3.3 m, mismo valor que la altura de la “caja” de la labor donde los camiones estar án esperando la descarga del material por parte de los LHD.

“Las dimensiones de la estación son de: 20 m x 19.4 m.”

44 | P á g i n a


2.4. Diseño de desquinches dentro de los caserones Con el objetivo de que los LHD no entorpezcan sus propias operaciones en el ciclo productivo, se crearán estos desquinches en el medio de cada caserón, al contorno de la galería de transporte. Las dimensiones están en función del equipo de carguío; un LH621 tiene un largo de 12 m, siendo el equipo más largo dentro de la mina, por lo que la creación de este desquinche servirá para cualquier equipo que lo necesite. En la siguiente imagen se aprecian las dimensiones del desquinche en conjunto con el diseño del caserón completo:

Se deberá remover un total de 319 m3 que equivalen a 861 Ton de estéril que deberán ir a botadero. 

2.5. Análisis económico comparativo para Cruzadas vs ángulo de Zanja La determinación de la cantidad de estocadas por caserón está definida por la cantidad de mineral que se pierde en el caserón, esto quiere decir que a mayor cantidad de estocadas menor es el material que queda en los puntos ciegos de la zanja. Es por esto que se realizó un análisis comparativo (económico), el cual considera la cantidad de mineral total que se genera debido a los diferentes ángulos que puede tomar la Zanja, vs la recuperación de ese mineral tronado por medio de un determinado número de Cruzadas.

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Se tomó como referencia un ángulo de reposo estimativo en rocas similares a la andesita. El valor con el cual se realizarán los cálculos y análisis será de 42°. Se descartaron los ángulos inferiores a 42° como se muestra en la siguiente tabla, debido a que el material no escurriría por la zanja. Precio Cu

2.14

US$/lb

2,204.62

lb

4,717.89

US$/Ton

1 ton Precio Cu

El valor constante que se utilizó para el cálculo de la altura respecto a la variación de ángulos, es la medida que va desde una esquina de la galería de la zanja, hasta el final de la potencia de la veta, y que tiene un valor de 17.35 m. Zanja

Ángulo

Zanja 1

51°

Volumen Zanja (m3) 38,822.94

Zanja 2

49°

Zanja 3

Grado (°)

Valor de "Altura"

Area (m2)

51

21.42546567

185.8659147

36,165.51

49

19.95889187

173.1433869

47°

33,713.34

47

18.60559712

161.403555

Zanja 4

45°

31,438.20

45

17.35

150.51125

Zanja 5

43°

29,316.60

43

16.17913674

140.3540113

Tres Cruzados Volumen Muerto (m3)

Porcentaje no recuperado (%)

Total Ingresos (US$) Total Perdida (US$)

Beneficio (US$)

25,159.60

64.81

174,047,695.73

320,490,390.15 -

146,442,694.42

21,833.13

60.37

182,570,074.92

278,116,863.38 -

95,546,788.45

18,972.76

56.28

187,769,925.71

241,680,548.29 -

53,910,622.58

16,498.41

52.48

190,307,414.59

210,161,631.16 -

19,854,216.57

14,346.76

48.94

190,690,153.72

182,753,272.97

7,936,880.76

Cuatro Cruzados Volumen Muerto (m3)

Porcentaje No Recuperado (%)

Total Ingresos (US$) Total Perdida (US$)

23,079.32

59.45

200,546,901.16

20,027.90

55.38

17,404.03

Beneficio (US$) 93,444,283.57

205,565,697.01

293,991,184.72 255,121,241.29 -

51.62

207,752,872.76

221,697,601.24 -

13,944,728.48

15,134.27

48.14

207,684,273.33

192,784,772.42

14,899,500.91

13,160.52

44.89

205,800,798.76

167,642,627.93

38,158,170.83

49,555,544.28

46 | P á g i n a


Cinco Cruzados Porcentaje No Volumen Muerto (m3) Recuperado (%) 20,999.04 54.09 18,222.66 50.39

Total Ingresos (US$) 227,046,106.58

Total Perdida (US$)

Beneficio (US$) 40,445,872.71

228,561,319.10

267,491,979.29 232,125,619.20 -

3,564,300.10

15,835.30

46.97

227,735,819.81

201,714,654.19

26,021,165.62

13,770.13

43.80

225,061,132.07

175,407,913.68

49,653,218.38

11,974.29

40.84

220,911,443.79

152,531,982.90

68,379,460.90

Seis Cruzados Porcentaje No Recuperado (%) 18,918.76 48.73 16,417.43 45.40

Volumen Muerto (m3)



Total Ingresos (US$)

Total Perdida (US$)

Beneficio (US$)

253,545,312.01

240,992,773.87

12,552,538.14

251,556,941.19

209,129,997.11

42,426,944.08

14,266.57

42.32

247,718,766.86

181,731,707.14

65,987,059.72

12,405.98

39.46

242,437,990.80

158,031,054.94

84,406,935.86

10,788.05

36.80

236,022,088.83

137,421,337.86

98,600,750.97

Se descartarán 6 cruzadas debido a que no se adapta a las dimensiones del caserón.

Finalmente se escogieron 5 cruzadas para un ángulo de 43° de la Zanja. Por un lado, el ángulo de la Zanja es mayor al ángulo de escurrimiento del material, y por medio de esa cantidad de cruzadas podemos obtener el mayor beneficio con un valor de 98,600,751 US$.

- Diseño del caserón. Vista transversal.47 | P á g i n a


2.6. Diseño de Zanja Según los requerimientos propios de nuestro proyecto, basados en estudios de estabilidad y análisis económico, las dimensiones de diseño que necesitamos para obtener una zanja operativa en nuestro proyecto son las siguientes:

Cabe señalar que el ángulo de escurrimiento del material, en nuestro caso andesita es de 42°, obteniendo un ángulo de construcción de la zanja de 43°, determinados a partir de un análisis técnico y económico que hicieran más viable su construcción. Para llevar a cabo la construcción de la zanja de nuestro proyecto, hemos decidido modelarla utilizado el software minero JK Simblast 2d Ring para evaluar la distribución de energía y el comportamiento del macizo según el modelamiento que se le dé a la construcción, procuramos llevar a cabo un modelo que nos permita cuidar las paredes de nuestra construcción y que nos entregue la mejor distribución de energía para tales fines.

2.6.1 Características de diseño: Modelamos la perforación realizando en una primera instancia 10 tiros de 80mm de diámetro, con un espaciamiento promedio de 1,5 m, ocupando como explosivo emulsión debido a que se ajusta con nuestras características de trabajo en terreno en la que tenemos presencia de agua significativa; obteniendo como resultado una distribución de energía insatisfactoria para nuestros requerimientos.

48 | P á g i n a


Dicho esto, modelamos una perforación de a zanja con 12 tiros, de 80 mm de diámetro, con un factor de llenado de 70% exceptuando los laterales cuyo factor de llenado de pozos es de 50%, ocupamos nonel de 25 ms desde el collar.

Luego de efectuar este modelamiento podemos apreciar que la distribución de energía no es la óptima que buscamos para la construcción de nuestra zanja, es por ello que seguimos buscando un mejor modelamiento de perforación y tronadura, llegando al siguiente caso. Dicho esto, modelamos una perforación de a zanja con 12 tiros, de 80 mm de diámetro, con un factor de llenado variable según la proximidad de los tiros a las paredes laterales de la zanja, ocupamos nonel de 25 ms desde el collar y procedemos a evaluar.

49 | P á g i n a


Factor de llenado de pozos: Pozos 1: 50% ; Pozos 2: 70% ; Pozos 3: 90% ; Pozos 4: 60 % ; Pozos 5: 90 % ; Pozos 6: 60% En este caso si logramos obtener el diagrama de distribución de energía que buscábamos, donde se obtiene una fragmentación adecuada cuidando la estabilidad de las paredes de la excavación. Luego de un detallado análisis en base a modelamientos según la distribución de energía del macizo luego de la perforación y tronadura para crear la abertura de la zanja, pudimos establecer que el avance para la creación de nuestra zanja en el mejor de los casos fue de 2,7 m por tronada; cómo podemos ver en la imagen adjunta, con los 2,7 m de profundidad se obtiene la mejor distribución de energía para nuestros fines de diseño operativo.

50 | P á g i n a


2.6.2 Parámetros técnicos Zanja. Ancho de la Zanja Altura de la Zanja Diametro de Perforación Densidad Explosivo

40 m 18,61 m 80 mm 1,2 kg/m3

Largo Prom Pozos N° tiros por abanico

18,89 m 12 tiros.

Vol. Tronado Vol. Removido Por Barreno N° barrenos Rendimiento Simba

1138,08 m3 94,84m3 12 117 m/hrs

Burden (B) Espaciamiento E Largo Barreno (H) Pasadura (P) Vel. Prom ( Vpteo) DF F.O U.T Densidad TPD Fact. Dureza

2,2 m 3m 18,89 m 0m 1,55 m/min 94,80% 78,00% 100% 2,7 3072,55 0,8

Cálculos de la zanja según parámetros operativos. Área de la zanja: 421.51 m2 Avance de la zanja: 2.7 m/ tronada Volumen a remover de material de la zanja por tronada: 1138.08 m3/tron Tonelaje a remover por Tronada: 3072.81 Ton Tonelaje por tiro: 256.07 ton/tiro Rendimiento equipo: Rend teorico * DF*U*FO* Factor Dureza: 69.21m/hr Tiempo Requerido Por Disparo: 4.21 hrs.

51 | P á g i n a


2.7. Diseño General Final del Nivel Base Tomando en consideración los factores mencionados anteriormente, una descripción general y definitiva del Nivel Base de los 36 caserones en los 3 niveles productivos se resumirá a continuación. 1) Galería de Transporte: Se realizará por estéril en un contorno del caserón y recorrerá el largo completo del cuerpo mineralizado para los 3 niveles de producción. Las dimensiones serán de 5.3 m x 4.7 m. 2) Galería de Zanja: Se realizará por mineral justo en el centro de la veta y recorrerá el largo completo del cuerpo mineralizado para los 3 niveles de producción. Las dimensiones serán de 5.3 m x 4.7 m. 3) Zanja: Tendrá un ángulo de 43° desde la horizontal, 47 ° tomadas desde la vertical. sus dimensiones serán de 40m x 18.61m 4) Cruzadas de producción: Se realizarán 5 por cada caserón y su longitud será de 20 m conectando el punto de extracción de mineral por un extremo y por el otro la G.T. en el contorno de la veta. Las dimensiones serán de 5.3 m x 4.7 m. 5) Desquinches: Se realizarán 36 desquinches en toda la veta, tendrán un volumen de 319 m3, 861.3 Ton y habrá 1 por cada caserón. Las dimensiones serán de 4.3 m de ancho, 16 m de largo y 5.3 m de alto.

En la siguiente imagen se muestran 3 vistas isométricas del Nivel Base. El diseño fue pensado para que en la etapa de producción no exista ningún inconveniente en el acarreo del mineral y que el ciclo productivo pueda realizarse de la mejor forma, disminuyendo gastos en desgaste de equipos por maniobras forzosas o porque se realizó un mal laboreo. Esto beneficia a las operaciones unitarias que se realizan en este nivel, se aumentan los rendimientos en equipos de carguío, disminuyendo los tiempos muertos y cumpliendo en su totalidad la producción diaria. 

52 | P á g i n a


53 | P á g i n a


3. EXTRACCIÓN DEL MATERIAL EN PREPARACIÓN Para comenzar con la etapa de Producción se deberá extraer el mineral y estéril de preparación a una razón de 5,000 Toneladas diarias, requerimiento pedido por Planta, el cual será llevado a stock o botaderos de estéril según sea su ley. Las labores que serán consideradas para el cálculo del material a remover en la etapa de preparación de un caserón serán las siguientes:     

Galería de Transporte (Estéril). Galería de Zanja (Mineral). Zanja (Mineral). 5 Cruzadas (Mineral). Nivel de Perforación (Mineral).

Parámetros en Preparación Tonelaje enviado a stock debido a PREPARACIÓN

80,151.30

[Ton]

Tonelaje que pide la planta de tratamiento

5,000.00

[Ton/día]

Días para extraer la preparación

16.03

[días]

-Tabla resumen Extracción de la Preparación-

1er Caserón

viajes / camión Hrs/día/camion

Unidades 7

Hrs/día/camión

Días en extraer la preparación

(Hr)

(Días)

(Hr) 18

10.98

176.01

10.00

Serán 10 días los necesarios para extraer el tonelaje de preparación en el primer caserón utilizando los 7 camiones que cuenta Mina La Porfiada los cuales trabajan 9.15 horas efectivas por turnos, y a una razón de 5,000 Toneladas al día. Los jumbos (2 unidades) trabajando simultáneamente y a su v ez en conjunto con las actividades de voladura demoran 5.3 días en cada galería del caserón (G.T. y G.Z.), y la misma cantidad de días en el nivel de Perforación. El equipo Simba en la zanja demora 9.5 días en realizar la perforación y las actividades asociadas a la voladura; y en el nivel de perforación este equipo demora 11.7 días en realizar todas las operaciones. Además, la construcción de las 5 estocadas dentro del caserón se realiza en 6.6 días por el equipo jumbo.

54 | P á g i n a


El total de días en que se prepara el caserón son aproximadamente 17 días para las operaciones de perforación y tronadura del caserón, y teniendo en cuenta lo que demoran los 7 camiones en extraer todo el material, se considera una operación bastante rápida para comenzar a extraer la producción. Luego de preparar el caserón inicial los demás caserones seguirán esta misma tónica pero su extracción será por medio de 1 LHD y 2 camiones, los cuales prepararán el 1er y 2do nivel de producción, mientras que 5 camiones extraerán la producción en ambos niveles. Para el tercer nivel la extracción será con 1 camión y 1 LHD. En la siguiente tabla se muestra el tiempo que demoran ambos camiones en retirar el material de la preparación en los demás caserones del primer nivel de producción y en el resto del yacimiento, obteniendo un tiempo sobrante de aproximadamente 2.57 meses (77 días) para el primer nivel de producción, 2.4 meses (72 días) para el segundo nivel de producción y 0.77 meses (23 días) para los caserones del tercer nivel. En caso de algún imprevisto en los camiones de producción, un camión de preparación logrará ir a reemplazarlo sin complicaciones, debido a que el tiempo de preparación del caserón está muy por debajo del tiempo de producción de un caserón, siendo como tiempo límite el de 2.93 meses para preparar el caserón con 1 camión y un LHD. Los camiones retirarán el material a una razón de 5,000 Toneladas por día, mismo requerimiento pedido por planta de procesamiento para la etapa de producción. Nivel de Producción



Tpo / viaje

N° viajes/dia

Hrs/día/camión

63

38.43

(Unidad)

(Hr)

1

0.61

2

0.7

63

44.1

3

0.8

125

100

Hrs total /camión

(Hr)

Días en extraer la Meses en extraer preparación la preparación

(Hr)

(Días)

(Meses)

616.04

34.00

1.13

706.93

39.00

1.30

1,603.03

88.00

2.93

El tiempo efectivo del camión por turno es de 9.15 Horas.

55 | P á g i n a


4. ASARCO NIVEL BASE Para optimizar y regularizar los tiempos dentro de “Mina La Porfiada” se utilizó el sistema ASARCO, el cual detectará las anomalías que se puedan presentar durante el laboreo de las galerías tanto principales como secundarias del Nivel Base. Además este sistema permitirá organizar de mejor manera las operaciones durante ambos turnos (12 hrs cada uno).

4.1. Jumbo M2C Galería de Transporte TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL

T. RESERVA

T. EFECTIVO

T. PERD OERACIONAL

3.97

6.67 10.64

0.00 10.64

0.36 11.00

1.00 12.00

Tiempo nominal

Hrs/turno

12

Hrs

Min

Clasificación

Cantidad de veces

Hrs/turno

ALMUERZO

1.00

60

TI

1

1.0

COLACION

0.00

0

TI

0

0.0

MANTENCION

0.33

20

TM

1

0.3

MANTENCION CAMINOS

0.03

2

TM

1

0.03

CHARLA INDUCCION

0.50

30

TPO

1

0.5

VENTILACION GASES

0.42

25

TPO

0

0.0

TRASLADOS

0.25

15

TPO

2

0.5

TIEMPO ACUÑADURA

0.25

15

TPO

2

0.5

SHOTCRETE

0.25

15

TPO

2

0.5

EXTRACCION MARINA

0.58

35

TPO

2

1.2

ABASTECIMIENTO

0.17

10

TPO

1

0.2

CARGUIO Y AMARRE

0.75

45

TPO

2

1.5

FORTIFICACION PERNO Y MALLA

0.92

55

TPO

2

1.8

8.0 4.0

Total Hrs Hrs Sobrantes INDICES OPERACIONALES (%)

Disp. Física Utilización

89 100

ACCION

TIEMPO

Marcado de la frente

15.00

Perforación

56.16

Aprovechami ento

89

Carguío de explosivos

25.00

Factor Operacional

37

Amarre de explos ivos

20.00

Indice Mantenimiento

30

Tiempo por Disparo

1.94

Rendimiento

277

Disparo por Turno

2.00

Rendimiento Efectivo

742

Hrs efectivas por Turno

3.87

56 | P á g i n a


4.2. LH621 Galería de Transporte TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL

T. RESERVA

T. EFECTIVO

T. PERD OERACIONAL

1.63

9.00 10.63

0.00 10.63

0.37 11.00

1.00 12.00

Tiempo nominal Hrs/turno Acción

Hrs

12

Min

ALMUERZO

1.00

COLACION

0.00

MANTENCION

0.33

MANTENC ION CAMINOS

0.03

TRASLADOS CHARLA INDUCCION MARCADO FRENTE

Clasificación

60.00

Cantidad de veces

Hrs/turno

TI

1

1.00

0.00

TI

1

0.00

20.00

TM

1

0.33

2.00

TM

1

0.03

0.25

15.00

TPO

2

0.50

0.50

30.00

TPO

1

0.50

0.17

10.00

TPO

2

0.33

TIEMPO DE PERFORACION

1.00

60.00

TPO

2

2.00

TIEMPO CARGUIO FRENTE

0.42

25.00

TPO

2

0.83

TIEMPO AMARRE Y DISPARO

0.75

45.00

TPO

2

1.50

VENTILACION GASES

0.42

25.00

TPO

2

0.83

TIEMPO DE ACUÑADURA

0.25

15.00

TPO

2

0.50

TIEMPO CHOCRETE Y APERNADO

0.75

45.00

TPO

2

1.50

OPERACIÓN DE DRENAJE

0.25

15.00

TPO

2

0.50

Total Hrs Hrs Sobrantes

10.37 1.6

INDICES OP ERACIONALES (%) Disp. Física Utilización Aprovechami ento

96.67 100.00 96.67

Factor Operacional

15.36


29.00

Rendimiento Rendimiento Efectivo

256.57 1,670.35

57 | P á g i n a


4.3. Jumbo M2C – Galería de Zanja TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL

T. RESERVA

T. EFECTIVO

T. PERD OERACIONAL

3.97

6.67 10.64

0.00 10.64

0.36 11.00

1.00 12.00

Tiempo nominal

Hrs/turno

12

Hrs

Min

Clasificación

Cantidad de veces

Hrs/turno

ALMUERZO

1.00

60

TI

1

1.0

COLACION

0.00

0

TI

0

0.0

MANTENCION

0.33

20

TM

1

0.3

MANTENCION CAMINOS

0.03

2

TM

1

0.03

CHARLA INDUCCION

0.50

30

TPO

1

0.5

VENTILACION GASES

0.42

25

TPO

0

0.0

TRASLADOS

0.25

15

TPO

2

0.5

TIEMPO ACUÑADURA

0.25

15

TPO

2

0.5

SHOTCRETE

0.25

15

TPO

2

0.5

EXTRACCION MARINA

0.58

35

TPO

2

1.2

ABASTECIMIENTO

0.17

10

TPO

1

0.2

CARGUIO Y AMARRE

0.75

45

TPO

2

1.5

FORTIFICACION PERNO Y MALLA

0.92

55

TPO

2

1.8

8.0 4.0

Total Hrs Hrs Sobrantes ACCION

INDICES OPERACIONALES (%)


89 100

TIEMPO

Marcado de la frente

15.00

Perforación

56.16

Aprovecham iento

89

Carguío de explosivos

25.00

Factor Operacional

37

Amarre de explos ivos

20.00


30

Tiempo por Disparo

1.94

Rendimiento

277

Disparo por Turno

2.00

Rendimi ento Efectivo

742

Hrs efectivas por Turno

3.87

58 | P á g i n a


4.4. LH621 Zanja TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL T. EFECTIVO

T. RESERVA T. PERD OERACIONAL

8.79

1.50 10.29

0.00 10.29

0.46 10.75

1.25 12.00

Tiempo nominal Hrs/turno

Acción

Hrs

12

Min

Clasificación

Cantidad de veces

Hrs/turno

ALMUERZO

1.00

60.00

TI

1

1.00

REVISIÓN DE EQUIPO

0.25

15.00

TI

1

0.25

MANTENCION

0.42

25.00

TM

1

0.42

MANTENCION CAMINOS

0.04

2.50

TM

1

0.04

TRASLADOS

0.25

15.00

TPO

2

0.50

CHARLA INDUCCION

0.50

30.00

TPO

1

0.50


0.25

15.00

TPO

2

0.50

Total Hrs

3.21

Hrs Sobrantes

8.8



95.74 100.00

Aprovechami ento

95.74

Factor Operacional

85.43


22.45

Rendimiento

265.09

Rendim iento Efectivo

310.32

59 | P á g i n a


4.5. Simba 364 Atlas Copco - ITH Zanja. Tpo Nominal Tpo Habil Tpo Disponible TD Tpo Operativo TO Tpo Efectivo TE

Tpo Inhabil TM

TR Tpo Perd. Ope

4.25

6.45 10.70

0.00 10.70

0.30 11.00

1.00 12.00

Tiempo nominal

Hrs/turno

SIMBA 364 ALMUERZO COLACIÓN MANTENCIÓN EQ/TERRENO INDUCCIÓN VENT. GASES TRASLADOS TPO ACUÑADURA EXTRACCIÓN MARINA ABASTECIMIENTO CARGUÍO Y AMARRE FORTIFICACIÓN

INDICES OPERACIONALES % Disp Fisica Utilización Aprovechamiento Factor Op. Rendimiento

Min

Clasif 60 0 30 15 25 15 15 45 15 45 30

94.8 % 100% 94% 0,78% 93 m/hr

12

TI TI TM TPO TPO TPO TPO TPO TPO TPO TPO

ACCIÓN Marcado Perforación Carguío de Explosivos Amarre de Explosivos Tpo por Disparo Disparo por Turno Hrs Efectivas Por Turno

Cant Vces Hrs/Turno 1 1.0 0 0.0 1 0.5 1 0.25 0 0.0 2 0.5 2 0.5 2 1.5 1 0.25 2 1.5 2 1 TOTAL HRS 7.75 HRS SOBRANTES 4.25

TIEMPO 10.00 196.02 30.00 15.00 1.95 1 4.18

60 | P á g i n a


4.6. Simba 364 – Atlas Copco. Ensanche Subnivel. Tpo Nominal Tpo Habil Tpo Disponible TD Tpo Operativo TO Tpo Efectivo TE

Tpo Inhabil TM

TR Tpo Perd. Ope

4.25

6.45 10.70

0.00 10.70

0.30 11.00

1.00 12.00

Tiempo nominal

Hrs/turno

SIMBA 364 ALMUERZO COLACIÓN MANTENCIÓN EQ/TERRENO INDUCCIÓN VENT. GASES TRASLADOS TPO ACUÑADURA EXTRACCIÓN MARINA ABASTECIMIENTO CARGUÍO Y AMARRE FORTIFICACIÓN

INDICES OPERACIONALES % Disp Fisica Utilización Aprovechamiento Factor Op. Rendimiento

Min

Clasif 60 0 30 15 25 15 15 45 15 45 30

94.8 % 100% 94% 0,78% 93 m/hr

12

TI TI TM TPO TPO TPO TPO TPO TPO TPO TPO

Cant Vces Hrs/Turno 1 1.0 0 0.0 1 0.5 1 0.25 0 0.0 2 0.5 2 0.5 2 1.5 1 0.25 2 1.5 2 1 TOTAL HRS 7.75 HRS SOBRANTES 4.25

ACCIÓN Marcado Perforación Carguío de Explosivos Amarre de Explosivos Tpo por Disparo Disparo por Turno Hrs Efectivas Por Turno

TIEMPO 10.00 82.2 20.00 10.00 1.95 2 4.07

61 | P á g i n a


5. NIVEL DE PERFORACIÓN En el nivel de perforación es necesario preparar el piso para posteriormente perforar los tiros de producción. Una vez tronada la sección será necesario preparar el piso nuevamente para explotar otra sección de mineral en el caserón. Se comenzará con un drift en el centro de la veta el cual se ensanchará por medio de tiros radiales a medida que la explotación del caserón lo requiera.

A continuación se detallan los diseños de perforación y voladura para el despeje del piso y luego para la perforación de los tiros paralelos de producción.

5.1. Diseño de perforación y voladura para perforación de producción. Para lograr una voladura óptima se deben tener en cuenta las siguientes variables: Variables no controlables:   

Naturaleza del macizo rocoso. Geología regional, local y estructural. Hidrología y condiciones.

Variables controlables:    

Geométricas (Burden, Espaciamiento, Diámetro, Taladro) Físico-Químicas (Explosivos, VOD) Tiempo (Retardos) Operativos (Práctica, Fragmentación requerida)

En el diseño de la malla de perforación, según los investigadores, la variable más importante y crítica es determinar el Burden. Existen varios modelos matemáticos para su cálculo:     

Modelo de Pearse Modelo de Langefors Modelo de R. ASH Modelo de Konya Otros 62 | P á g i n a


Cálculo de Burden utilizando la fórmula de Pearse.

 √  ∗∗  =  Donde: B = Burden K =Factor de volatilidad de la roca. Varía entre (0.7 – 1.0) D = Diámetro de taladro (mm) P2 = Presión de la carga explosiva (kg/cm2) Std= Resistencia dinámica de la roca (kg/cm) Diseño de malla de perforación para taladros largos. 1. Determinación de la constancia “K” en función de la calidad de la roca

Donde: ERQD = Índice de calidad de roca equivalente (%)

Donde RQD = índice de calidad de la roca de acuerdo a Deer Miller. JSF = Joint Strength Correction Factor.

63 | P á g i n a


2. Determinación del esfuerzo tensivo dinámico del mineral

Donde: Std = Esfuerzo tensivo dinámico (kg/cm2) Sc = Resistencia compresiva uniaxial del mineral (kg/cm2)

3. Cálculo de presión de detonación de explosivos

Donde: PD = Presión de detonación de explosivos (kbar) Pe = Densidad del explosivo (gr/cm3) VOD = Velocidad de detonación (m/s)

64 | P á g i n a


Simulación de Burden Ecuación de Pearse Equipo de perforación

Explosivo

Calidad de la roca (RQD)

Diametro (m)

Cubex DTH

Slurry AP-60 Emulsión

90 80 70

165 165 165

Equipo de perforación

Explosivo

Calidad de la roca (RQD)

Diametro (m)

Cubex DTH

Examon V Anfo

90 80 70

165 165 165

Presión Detonación (Kg/cm2) 95149.7 95149.7 95149.7 Presión Detonación (Kg/cm2) 34699.5 34699.5 34699.5

Std

K

Burden

163.12 163.12 163.12

0.75 0.78 0.84

3.0 3.1 3.4

Std

K

Burden

163.12 163.12 163.12

0.75 0.78 0.84

1.8 1.9 2.0

El espaciamiento por lo tanto será de 1.25 veces el Burden: E = 1.25B Según el método de Pearse, el Burden y el espaciamiento es de 3 m y 3,75 m respectivamente para un diámetro de perforación de 165 mm. Sin embargo se evaluó posteriormente la distribución de la energía según la malla obtenida y se llegó a la conclusión de que el material quedaba totalmente pulverizado. Otro método para calcular el Burden y espaciamiento es el de langefors. Con este método se puede ver cuánto varía la malla de perforación de tal forma de tener una segunda opción o realizar una posible iteración para determinar el Burden óptimo para este caso.

Langefors

Bmax = Burden máximo (m) D = Diámetro del barreno (mm) C = Constante de la roca. Se toma generalmente: c = 0,3 + 0,75 Rocas medias. c = 0,4 + 0,75 Rocas duras. f = Factor de fijación. Barrenos verticales: f=1 Barrenos inclinados: 3:1 f = 0,9 2:1 f = 0,85 65 | P á g i n a


S/B = Relación entre Espaciamiento y Burden. dc = Densidad de carga (kg/dm3) PRP = Potencia relativa en peso de explosivo. El valor del Burden práctico se obtiene a partir del valor máximo, aplicando una corrección por la desviación de los barrenos y error de emboquille: B = Bmax – 2D – 0,02 L Siendo “L” la longitud del barreno. El espaciamiento “S” se determina con la expresión: S = 1.25 B Los valores calculados se muestran en la siguiente tabla:

Densidad explosivo Potencia relativa en peso Coef. De roca Factor de corrección Relación S/B Diámetro Largo cartucho Peso cartucho Ancho labor Largo perforación Factor de carga aprox. Densidad de la roca Burden máximo Burden Espaciamiento

1.28 1.01 1.15 1.0 1.25 165.0 0.4 8.0 40.0 60.0

gr/cm3

2.7

t/m3

8.40439945 3.90439945 4.88049931

m m m

mm m Kg m m

Luego se comprueban estos valores y se obtiene un Burden Optimo definitivo con el uso del software JkSimblast, en donde la mejor prueba de distribución de energía se visualizan con un Burden de 4 metros y un espaciamiento de 4,5 metros. En un comienzo se probó con la malla de perforación obtenida por el método de Pearse, pero no se obtuvieron buenos resultados, ya que la energía quedaba muy concentrada y parecía demasiado alta, lo que generaría sin duda, demasiado daño en los caserones y se ocuparía explosivo en exceso.

66 | P á g i n a


En esta imagen se puede visualizar la distribución de la energía con un diámetro de perforación de 165 mm y la malla de perforación obtenida por Pearse, donde se puede concluir que la energía está demasiado concentrada.

Este problema se puede resolver de tres formas:   

Ajustando el Burden y Espaciamiento de la malla. Ajustando el diámetro de los barrenos. Cambiando el tipo de explosivo.

En este caso se ajustó el Burden y el Espaciamiento de los tiros. Procedimiento el cual arrojó un Burden de 4 m y un Espaciamiento de 4.5 m con una buena distribución de la energía de detonación.

67 | P á g i n a


5.2.

Voladura de taladros largos.

La voladura depende de la malla de perforación, las más empleadas son del tipo cuadrática, rectangular y alternada. La voladura es analizada en base a la interrelación de energía, movimiento de material y su fragmentación. La secuencia de voladura en el minado por subniveles es: Considera la voladura como un tajo a cielo abierto. El inicio de la voladura es desde las chimeneas de cara libre, pudiendo iniciarse de varios frentes. Se inicia la voladura desde la parte inferior del block formando graderías invertidas. Los explosivos que se pueden emplear son agentes de voladura (Anfo), emulsiones (Slurrex).  

 

El principal inconveniente que presenta este tipo de voladuras es el nivel de vibraciones generados por la gran cantidad de explosivos que pueden alojarse en los barrenos. Estas vibraciones dan lugar a esfuerzos dinámicos que pueden producir daños en las labores subterráneas o instalaciones próximas. Este problema se puede solucionar mediante el seccionado de las cargas con retacados intermedios o espaciadores de madera. Con un estudio de vibraciones debe determinarse la cantidad máxima de explosivo que puede constituir cada carga elemental, donde se observa lo siguiente: La relación Longitud de Carga/Diámetro debe mantenerse por encima de 20 para obtener una buena fragmentación. El volumen de roca situado frente a los retacados intermedios tiene a empeorar su fragmentación. Una división muy grande de los barrenos aumenta la complejidad de la operación de carga y del sistema de iniciación. 





La longitud y tipo de retacado intermedio entre cargas seccionada debe ser tal que: 

 

No se produzca detonación por simpatía o desensibilización de las cargas adyacentes iniciadas en tiempos distintos. El volumen de roca a lo largo de la columna de retacado se fragmenta adecuadamente. El material de retacado tenga una granulometría próxima a 1/20.

Así, los criterios de dimensionamiento serán en función del tipo de explosivo, los siguientes:

68 | P á g i n a


Las cargas elementales por retardo oscilan entre los 100 y 200 kg. 165 mm

4.5 m 10.5 m

3m

60 m 3m 10.5 m

3m

10.5 m

4.5 m

La secuencia de encendido de la voladura es desde el fondo hacia arriba recomendándose los siguientes tiempos de retardo:   

Cargas de un mismo barreno……………………... 50 ms Cargas adyacentes a la misma fila ……………… 10 ms Cargas entre filas ……………………………………….. 75 ms

69 | P á g i n a


5.3. Selección del equipo de perforación. Los equipos empleados en este tipo de minado son similares a los usados en minería cielo abierto, solo que a menor escala o de tamaño reducido. En el mercado existen dos tipos de perforadoras: Martillo en el Fondo, ITH (In The Hole), DTH (Down The Hole), la percusión se realiza directamente sobre la broca de perforación y el accionamiento es neumático, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. Martillo en Cabeza, Esta realiza dos acciones básicas de rotación y percusión fuera del barreno. 



En el sistema DTH la diferencia de velocidades de penetración entre las rocas más suaves y más duras no son muy significativas. Estas velocidades alcanzan entre 15m/H hasta 45m/H dependiendo de la presión de aire de operación y lógicamente del caudal de aire suministrado. Sandvik informa que los índices de penetración han sido en torno a 15-18 m / h para las brocas de 115 mm, 24 m / h para los bits de 165 mm, y 26-32 m / h para los bits de 219 mm. El equipo de perforación de producción seleccionado es una perforadora DTH Cubex 6200 con un carrier con barras de perforación que tiene una capacidad de hasta 100 metros. La perforadora 6200 puede usar martillos de perforación de 3.5 pulgadas (89 mm) a 8.5 pulgadas (216 mm) de diámetro para barrenos. La cual puede perforar pozos de hasta 100 metros de profundidad.

Cubex 6200

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5.4. Asarco Equipo de perforación de producción – DTH.

Tiempo Cronológico TC Tiempo Programado (TP) Tiempo Disponible (TD) Tiempo Operativo (TO) Tiempo Efectivo (TE) DNP DP

TNP TM TR

DNP: Demoras No Programadas 44 min/turno Calculada DP : Demoras Programadas 65 min/turno Dato TR : Tiempo de Reservas 18 min/turno Calculada TM : Tiempo Mantención 38 min/turno Calculada TNP: Tiempo No Programado 5 días al año Dato TO : Tiempo Operativo 10.92 horas/turno Dato TE : Tiempo Efectivo 9.1 horas/turno Dato N° Turnos 2 turnos/dia

18.20 h/día

Disp. Física (Calculada) Utilización Factor Operacional Aprovechamiento Horas efectivas al año

365 días/año 360 días/año 22.75 h/día 21.84 h/día 1.47 h/día 2.17 h/día

5 días/año 1.25 h/día 0.91 h/día

94.79% 96.00% 83.33% 91.00% 6,552

71 | P á g i n a


5.5. Tiempo de perforación del volumen a tronar

Volumen tronado (40*8*60) Volumen removido por barreno Barrenos por volumen tronado Rendimiento del equipo de perforación Longitud barrenos

19200.0 960.0 20.0 291.2 60

m3 m3 un m/día m

tiempo de perforación de vol. A tronar

4.1

días

5.6. Dimensionamiento de Flota Perforación. Datos Burden (B) Espaciamiento ( E ) largo de barreno (H) Pasadura (P) Velocidad promedio (Vpteo) Disponibilidad física (DF) Factor operacional (FO) Indice de utilización (UT) Densidad (dens) Tonelada por día (TPD) Factor dureza roca (froca)



4 4.5 60 0 20 94.79 83.33 96 2.7 5000 0.8

m m m m m/h % % % t/m3 t

Tonelaje por Tiro (ton) Tt = B*E*H*dens



Tonelaje por Metro Barrenado (ton/mb) Tmb= Tt /(H+P)





48.6

Metros Barrenados Reque ridos por día (mb/día) MBD = TPD / Tmb



2916

Rendimiento Equipo de Perforación ( mb/día) R = VPteo*DF*UT*FO*24*f(roca) Número de Equipos Ne cesarios N = MBD/R

102.88 291.18 0.4

72 | P á g i n a


5.7. Carguío de Explosivo y voladura.

42.00

m

Largo de taco inferior

4.50

m

Largo de taco superior

4.50

m

Largo retacado intermedio

3.00

m

60

m

Numero de tiros a tronar Volumen de explosivo por tiro Densidad de explosivo Kg de explosivo por tiro

20 0.9 1.28 1150

m3 gr/cm3 kg

Volumen removido total Tonelaje removido total Volumen removido por tiro

19200 51840 960

m3 ton m3

Tonelaje remomvido por tiro

2592

ton

Soplado del tiro : Limpieza marina : Soplado de tiros tapados : Medición de tiros : Colocación de tiros y medición : Cebado y carguío de tiros : Sellado superior : Amarrar Ecord y conectar guía : Total Horas

37 10 15 16 216 520 120 120 18

min min min min min min min min Hrs

Largo de Carga

Largo del tiro

73 | P á g i n a


5.8. Perforación Ensanche subnivel. Para llevar a cabo la construcción del ensanche del subnivel de nuestro proyecto para fines operativos de maniobra de los equipos complementarios de perforación, hemos decidido modelarla utilizado el software minero JK Simblast 2d Ring para evaluar la distribución de energía y el comportamiento del macizo según el modelamiento que se le dé a la construcción, procuramos llevar a cabo un modelo que nos permita cuidar las paredes de nuestra construcción y que nos entregue la mejor distribución de energía para tales fines. Características de diseño: Modelamos la perforación realizando un esquema de diseño de perforación compuesto por 10 tiros, de 78 mm de diámetro, con un Burden máximo de 2.26 m y uno mínimo de 2.11m, por su parte el espaciamiento máximo a utilizar es de 2.9m y el mínimo 2.7m.

Utilizamos como explosivo emulsión, debido a que se ajusta con nuestras características de trabajo en terreno en la que tenemos presencia de agua de manera significativa y persistente; obteniendo como resultado una distribución de energía satisfactoria para nuestros requerimientos.

El factor de llenado de explosivo de los pozos de perforación expresado en porcentajes es el siguiente:

POZOS: (1) = 50%

POZOS: (4) = 60%

POZOS: (2) = 60%

POZOS: (5) = 50%

POZOS: (3) = 70% 74 | P á g i n a


Retardos de 20ms para lograr una rápida propagación de la energía de fragmentación de la roca proveniente de la tronadura. Detonadores eléctricos de 25ms bidireccionales ya que con ellos Mejoramos la fragmentación, y la precisión del sistema implica mejor cooperación entre barrenos. Además, Como todos los detonadores, en origen, no tienen retardo, todos los detonadores tienen las mismas características, e implica una logística más fácil y los inventarios pueden ser reducidos.

Luego de terminar nuestro modelamiento de la perforación y tronadura del ensanche de nuestro subnivel, logramos obtener el diagrama de distribución de energía, el cual nos da una distribución insatisfactoria, donde no se obtiene una fragmentación adecuada del área que queremos tronar, observándose material que no fue fragmentado, representándolos un problema de gran magnitud para nuestras operaciones unitarias. Luego de un exhaustivo análisis de las variables involucradas en el modelamiento gráfico de la tronadura según su distribución de energía, pudimos determinar que el factor preponderante para no tener como resultado la tronadura esperada era el factor de llenado de pozos. Por ende, corregimos los factores de llenado de pozos del diagrama de perforación y volvemos a modelar.

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El Nuevo factor de llenado de explosivo de los pozos de perforación expresado en porcentajes es el siguiente:

POZOS: (1) = 60%

POZOS: (4) = 75%

POZOS: (2) = 75%

POZOS: (5) = 60%

POZOS: (3) = 90%

Luego de terminar nuestro nuevo modelamiento de la perforación y tronadura del ensanche de nuestro subnivel, logramos obtener el diagrama de distribución de energía satisfactorio, donde se obtiene una fragmentación adecuada cuidando la estabilidad de las paredes de la excavación.

Luego de un detallado análisis en base a modelamientos según la distribución de energía del macizo rocoso, y luego de la perforación y tronadura para crear el ensanche requerido para operar en el subnivel, pudimos establecer que el avance esperado en el mejor de los casos fue de 2,2 m por tronada; cómo podemos ver en la imagen adjunta, con los 2,2 m de profundidad se obtiene la mejor distribución de energía para nuestros fines de diseño operativo.

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5.8.1. Parámetros técnicos Ensanche de Subnivel. Ancho de la Zanja Altura de la Zanja Diametro de Perforación Densidad Explosivo

40 m 4.7 m 78 mm 1,2 kg/m3

Largo Prom Pozos N° tiros por abanico

12.35 m 5 tiros.

Vol. Tronado x Disparo Ton. Removido Por Barreno N° barrenos Rendimiento Simba

537.68 m3 112 ton/tiro 10 117 m/hrs

Burden (B) Espaciamiento E Largo Barreno (H) Pasadura (P) Vel. Prom ( Vpteo) DF F.O U.T Densidad TPD Fact. Dureza

2,11 m 2.7 m 18,89 m 0m 1,95 m/seg 94,80% 78,00% 100% 2,7 1117 Ton 0,8

Cálculos de la zanja según parámetros operativos. Área Ensanche Subnivel : 188 m2 Avance de Ensanche: 2.2 m/ tronada Volumen a remover de material por tronada: 537.68 m3/tron Tonelaje a remover por Tronada: 1117 Ton Tonelaje por tiro: 112 ton/tiro Rendimiento equipo: Rend teorico * DF*U*FO* Factor Dureza: 69.2 m/hr

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6. CORTE LATERAL El corte lateral o principio de sección se construye a partir de una chimenea que oscila entre los 2 a 4 m, dependiendo de cada caso y que puede ser excavada con Raise borer o sistema “VCR” utilizando la misma perforadora de producción. A partir de esta chimenea se construye el corte inferior con tiros radiales y a continuación, con la perforadora de producción se abren barrenos de gran diámetro (165 mm) en una malla triangular para dar origen a la cara libre que será empleada para la explotación definitiva del caserón. El volumen de material a tronar corresponde a 9600 m3 de mineral, lo que se traduce en 25.920 toneladas que deberán ser tronadas y extraídas gradualmente conforme al espacio que delimita el caserón en función del esponjamiento del material tronado. Las dimensiones del corte lateral son las mostradas en la siguiente figura:

La secuencia de explotación del corte lateral será de la siguiente manera: 1. Se desarrollará la chimenea para generar el slot o cara libre. 2. A medida que se construye la chimenea se perforarán tiros paralelos con la perforadora de producción DTH en una malla triangular. 3. Se tronará el corte lateral gradualmente según el espacio disponible en función del esponjamiento.

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6.1. Diseño de perforación de chimenea y cara libre Chimenea V.C.R. Las principales características de las operaciones de perforación y voladura para la construcción de una chimenea del tipo V.C.R. son las siguientes: • Diámetro: 4 1/2” o 6 1/2” • Longitud Tiro: 60 m. • Número de Taladros: 5 o 6

6.1.1. Tronadura tipo cráter. Básicamente consiste en una carga esférica tronada en un tiro perforado en un sector que no existía una segunda cara libre, a una distancia mayor que su radio de influencia. Una voladura en cráter es aquella que se realiza con cargas concentradas, esféricas o cúbicas y con una buena aproximación con cargas cilíndricas no muy alargadas, que son detonadas en el interior del macizo rocoso que se desea fragmentar.

En los huecos creados se distinguen tres zonas concéntricas distintas: el cráter aparente, el cráter verdadero y la zona de rotura. La zona de rotura se subdivide a su vez en la de rotura completa y la de rotura extrema o tensional. En las voladuras con frentes invertidos, las dimensiones de los cráteres se ven influenciadas por el efecto de la gravedad y las características estructurales de las rocas, formándose cavidades alargadas de forma elíptica que corresponden a las zonas de rotura extrema o tensional.

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  

La relación Longitud/Diámetro de las cargas cilíndricas de explosivo no debe exceder de 6 a 1 para que actúen como esféricas. La profundidad de las cargas, distancia entre el centro de gravedad y la cara libre, debe ser la óptima, determinándose mediante ensayos aplicando la teoría de Livingston. El esquema de perforación se calcula a partir de la profundidad óptima y volumen máximo de los cráteres.

Teoría del cráter Livingston inició una investigación destinada a establecer el efecto de una determinada carga “esférica” a profundidades crecientes en una determinada formación, observando que a medida que se aumentaba la profundidad se aumentaba el volumen del cráter de roca arrancada hasta alcanzar un máximo denominado “profundidad óptima” (Do), para luego, empezar a disminuir hasta la “profundidad crítica” (N), en la que no se producen quebraduras en la superficie. A la relación de estas profundidades les denominó “coeficiente de profundidad óptimo”

80 | P á g i n a


Δo = Do / N (1) Donde: Δo = Coeficiente de profundidad óptima. Do = Profundidad óptima (en pies). N = Profundidad crítica (en pies). También se estableció que el volumen de roca arrancado es proporcional a la energía contenida por el explosivo, y que esta relación es profundamente afectada por la ubicación de la carga respecto a la superficie. Todo lo observado se resumió en las siguientes formulas:

 =  ∗ 1/3 (2) Donde: N = Profundidad critica o distancia a la que el explosivo apenas puede fracturar la roca de la cara libre (en pies). E = Factor energía, adimensional, según el tipo de explosivo o tipo de Roca. W = Peso de la carga (en libras). Δ = Dc / N (3) Donde: Δ = Relación de profundidad. Dc = Distancia desde la cara libre hasta el centro de gravedad de la Carga (en pies). N = Profundidad critica (en pies). Luego si se despeja Dc en la ecuación 3 y se reemplaza el valor de N de la ecuación 2 se llega a:

Dc = Δ∗ ∗ 1/3 (4) La profundidad óptima de la carga, en que maximiza el volumen del cráter, se obtiene encontrando Δ, o a partir de la ecuación 1. Otra relación importante, es la ecuación que sirve para describir la acción del explosivo para quebrar la roca. Esta se expresa a continuación: V / W = E3 * A * B * C (5)

81 | P á g i n a


Donde: V = Volumen del cráter formado por una carga W ubicada a una determinada profundidad. A = Utilización de la energía del explosivo. El valor de A se obtiene de la siguiente formula: A = V / Vo Donde: Vo = Volumen del cráter formado por una carga W ubicada a la profundidad óptima Do; Dc = Do. El máximo de A será 1 cuando Dc =Do y V = Vo. Es una medida de la parte del explosivo utilizado en fragmentar. C = Efecto de la forma de la carga. El valor de C es la razón adimensional del nivel de energía expresado como un volumen de cráter bajo cualquier condición al nivel de energía del cráter de un disparo bajo condiciones de prototipo (L : D menor o igual a 6 : 1). B = Índice del comportamiento del material. B lo podemos obtener despejando W de la ecuación 2 y reemplazándolo en la ecuación 5, de ahí se tiene: V / (N3 / E3) = A * B * C * E3 V / N3 = A * B * C B = ( V / N3 ) / ( A * C)

(7)

Ahora cuando una carga esférica se coloca en Do, V = Vo y A = C = 1 se tiene: B = V / N3

(8)

El índice del comportamiento del material de acuerdo a Livingston, es una medida de la parte de la energía del explosivo que se utiliza en el proceso de quebrar, compactar y deformación plástica que precede a la fragmentación. Prueba de cráter. Antes de introducir en extenso el sistema V.C.R. es necesario realizar pruebas de disparo piloto para recopilar información sobre el comportamiento de los explosivos en el o los tipos de roca del yacimiento.

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En la figura se muestra una curva ideal para el fracturamiento producido por la onda de choque en función de la profundidad de la carga. Se construye una curva de V / W (nivel energético) versus Dc / N (razón de profundidad), a partir de pruebas piloto, esto permite identificar el comportamiento de la fragmentación de la roca. Resultados

Se obtuvo la mayor cantidad de masa removida por diámetro de cráter a partir de una tabla experimental, se la cual se determina el diámetro de la chimenea que será de 4 m.

D L dc W N Do Dc Δo

diámetro del barreno largo carga "esférica" L = 6 D densidad de la carga gr/cm3 peso de la carga kg profundidad crítica profundidad óptima Do=Dc profundidad centro gravedad relación prof. óptima

Δ

relación prof. Δo = Δ

dr R V

densidad de la roca radio del cráter Volumen removido

0.165 0.99 1.26 26.67 4.45 1.95 1.95 0.44 0.44 2.7 2 8.15

m m gr/cm3 kg m m m

t/m3 m m3

Diámetro cráter (m) 4.8 5 4 3

masa removida (ton) 20 20.3 22 19

Masa removida

Do (m)

(ton)

22 17 12 7

1.95 2.45 2.95 3.45

2 0

3.95 4.45

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Diámetro cráter (m) 5 4.8 4 3

Masa removida (ton) 20.3 20 22 19

Volumen removido Radio (m) (m3) 7.52 2.5 7.41 2.4 8.15 2 7.04 1.5

Do (m)

V/W

Do/N

1.15 1.23 1.95 2.99

0.28 0.28 0.31 0.26

0.26 0.28 0.44 0.67

De la curva de cráter obtenida anteriormente se determina que la Do es la distancia desde el centro de la carga hasta la cara libre y, que da el volumen del cráter máximo. Se sabe además, que la longitud de la carga es 6 veces el diámetro de manera de tener el mayor avance.

6.1.2 Determinación de la malla de perforación. Malla de perforación L Lti R S Lts

largo de carga 6 Φ largo taco inferior Do - 0.5 L radio del cráter espaciamiento max 1.25 R largo taco superior 14 Φ

1.00 1.45 2.00 2.50 2.31

m m m m m

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Estimación de avance por tronadura L Lti lts R Avance

largo de carga 6 Φ correción taco correción taco radio

1.00 1.45 2.00 2.00 2.00

m m m m m

Secuencia de salida de los tiros. La secuencia de tronadura de tiros será tal cual como se muestra en la figura, saliendo primero el tiro central, y posteriormente los tiros de los costados.

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Ubicación de la Chimenea.

Las chimeneas del tipo V.C.R. (Vertical Cráter Retreat) de sección 4 m x 4 m estarán ubicadas en un costado del caserón.

6.1.3. Perforación chimenea con DTH

4m

4m

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Número de tiros Volumen a remover Tonelaje a remover largo de barreno (H) Pasadura (P) Velocidad promedio (Vpteo) Disponibilidad física (DF) Factor operacional (FO) Indice de utilización (UT) Densidad (dens) Tonelada por día (TPD) Factor dureza roca (froca)









5 960 2592 60 0 20 94.79 83.33 96 2.7 5000 0.8

Tonelaje por Tiro (ton) Tt = B*E*H*dens Tonelaje por Metro Barrenado (ton/mb) Tmb= Tt /(H+P) Metros Barrenados Requeridos por día (mb/día) MBD = TPD / Tmb Rendimiento Equipo de Perforación (mb/día) R = VPteo*DF*UT*FO*24*f(roca)

m3 t m m m/h % % % t/m3 t

518 9 578.70 291.18


960.0 192.0 5.0 291.2 60

m3 m3 un m/día m


1.0

días

6.1.4. Carguío de Explosivo y voladura. Considerando 2 hombres por chimenea, los tiempos están dados para el diagrama de 5 tiros de 6,5” de diámetro. Largo de Carga Largo de taco inferior Largo de taco superior Largo Total tacos + carga Largo del tiro

1.00 1.45 2.31 4.76 60

m m m m m

87 | P á g i n a


Numero de cargas a tronar por tiro Volumen de explosivo total x 5 tiros Densidad de explosivo Kg de explosivo

30 3.2 1.28 4105

m3 gr/cm3 kg

Volumen removido total Tonelaje removido total Volumen removido por tronadura Tonelaje remomvido por tronadura

960 2592 32 86

m3 ton m3 ton

Soplado del pique : Limpieza marina : Soplado de tiros tapados : Medición de tiros : Colocación de tiros y medición : Cebado y carguío de tiros : Sellado superior : Amarrar Ecord y conectar guía : Total Minutos:

37 10 15 16 54 26 6 6 164

Tiempo total de tronaduras Horas efectivas de trabajo por turno Turnos por día Duración tronadura de chimenea

min min min min min min min min min

2069 9 2 2

min hrs hrs días

Tiempo total de construcción de chimenea tiempo de perforación de vol. A tronar tiempo tronadura de volumen chimenea Tiempo total

1 días 2 días 3 días

Tipo de Explosivo Emultex E1 Primado APD - 450 Kg de Eplosivo por tiro Toneladas removidas por tiro

821 518

Factor de carga

1.58

kg ton kg/ton

88 | P á g i n a


6.2. Diseño de perforación y voladura para el corte lateral. Luego de terminar la construcción de la chimenea VCR se procede a perforar barrenos de 165 mm, es decir, se utiliza la misma perforadora de producción DTH, realizando una malla triangular y conservando los mismos parámetros de la malla de perforación de producción.

A continuación se detallan los tiempos de perforación para el corte lateral.

89 | P á g i n a


Número de tiros Volumen a remover Tonelaje a remover largo de barreno (H) Pasadura (P) Velocidad promedio (Vpteo) Disponibilidad física (DF) Factor operacional (FO) Indice de utilización (UT) Densidad (dens) Tonelada por día (TPD) Factor dureza roca (froca)











20 8640 23328 60 0 20 94.79 83.33 96 2.7 5000 0.8

m3 t m m m/h % % % t/m3 t

Tonelaje por Tiro (ton) Tt = B*E*H*dens Tonelaje por Metro Barrenado (ton/mb) Tmb= Tt /(H+P) Metros Barrenados Requeridos por día (mb/día) MBD = TPD / Tmb Rendimiento Equipo de Perforación (mb/día) R = VPteo*DF*UT*FO*24*f(roca) Número de Equipos Necesarios N = MBD/R

1166 19 257.20 291.18 0.9


8640.0 432.0 20.0 291.2 60

m3 m3 un m/día m


4.1

días

90 | P á g i n a


6.3. Carguío de Explosivo y voladura corte lateral.

Largo del tiro

42.00 4.50 4.50 3.00 60

m m m m m

Numero de tiros a tronar Volumen de explosivo total Densidad de explosivo Kg de explosivo

20 6.9 1.28 8786

m3 gr/cm3 kg

Volumen removido total Tonelaje removido total Volumen removido por tiro Tonelaje remomvido por tiro

8640 23328 432 1166

m3 ton m3 ton

Soplado del tiro : Limpieza marina : Soplado de tiros tapados : Medición de tiros : Colocación de tiros y medición : Cebado y carguío de tiros : Sellado superior : Amarrar Ecord y conectar guía : Total Hoas

37 10 15 16 216 520 120 120 18

min min min min min min min min Hrs

Tiempo total de tronaduras Horas efectivas de trabajo por turno Turnos por día Duración tronadura del corte lateral

18 9 2 1

hrs hrs hrs días

Largo de Carga Largo de taco inferior Largo de taco superior Largo retacado intermedio

Tiempo total de construcción corte lateral tiempo de perforación de vol. A tronar tiempo tronadura de volumen chimenea Tiempo total

4 1 5

días días días

91 | P á g i n a


ETAPA DE PRODUCCIÓN DEL YACIMIENTO: 7. DATOS PRELIMINARES Y DESCRIPCIÓN GLOBAL Para comenzar con la explotación del yacimiento, se debe tener en consideración las siguientes características tanto de diseño como operativas. Algunas de estas tales como: dimensiones de cada caserón, cantidad de estos por cada nivel de producción, ubicación de las estaciones de carguío, cantidad de tonelaje a remover, cantidad de tonelaje que debe ser enviado a planta, datos de los disparos, datos tanto del carguío como del transporte del mineral, entre otros. Es por esto que a continuación se presentan algunas tablas resumen que indican valores en los cuales basaremos el presente estudio, y las cuales están regidas por un análisis Geo-mecánico presentado en las secciones anteriores. 

Existirán 3 estaciones de carguío que estarán ubicadas en la misma profundidad de cada “Nivel Base”. Distancia de superficie a base del caserón



1er Nivel de Producción [ m]

4070

2do Nivel de Producción [m]

4860

3er Nivel de Producción [ m]

5730

Cada Caserón y cada pillar distribuido por el cuerpo mineralizado tendrá las siguientes dimensiones. Dimensiones del caserón

 

Alto [m] Potencia [m]

60 40

Corrida [m] Sill Pillar [m]

80 2

Rib Pillar [m]

11

Se construirán 36 caserones en todo el yacimiento, 12 por cada Nivel de Producción. Se dejarán 2 Sill Pillar y 11 Rib Pillar, lo que equivale a un volumen de 2,361,600 m3.

92 | P á g i n a


8. VENTILACIÓN ‘’MINA LA PORFIADA’’ El proyecto de ventilación deberá estar considerado para una producción diaria de 5.000 toneladas por día, el cual considera por el momento solo la construcción de la rampa en su totalidad, cuya extensión será de 6.000 metros aproximadamente. cabe destacar que todas las actividades tanto de desarrollo, preparación y productivas estarán dentro del marco del Reglamento de Seguridad, Decreto 132 y Reglamento sobre las Condiciones Sanitarias Mínimas en los Lugares de Trabajo, Decreto 594. A continuación, se detalla algunas características principales de la ventilación de este proyecto:

8.1. Tipo de ventilación. La ventilación de mina “La Porfiada” es de tipo forzada y dotada de ventiladores eléctricos. De acuerdo a datos recopilados, los cuales incluyen diseño de acceso principal a la mina, más la experiencia registrada en faenas subterráneas de características similares, se percibe como una buena opción ventilar la mina mediante un Sistema de Ventilación Aspirante, de tal forma que aire fresco entre por la Rampa de acceso principal y sea extraído por la chimenea de ventilación y servicios ubicada a un costado y a lo largo de toda esta rampa.

8.2 Circuito de ventilación La ventilación Principal estará debidamente dispuesta para hacer circular el aire fresco en todas las labores. Por lo tanto, en esta primera etapa de desarrollo de la mina se construirá la chimenea de ventilación y servicios en secuencia con la rampa de acceso principal y se conectarán a través de estocadas de tal manera que se pueda formar circuito entre estas dos infraestructuras. En la parte superior de la chimenea y en superficie, se instalará un ventilador extractor de manera que el aire que ingrese a la rampa arrastre todo el aire viciado, gases y polvo en suspensión que pueda existir a lo largo del circuito No obstante, a medida que la rampa vaya profundizando se tendrá que hacer uso de “tapados” que equivalen a compuertas ubicadas en las estocadas cuya función será regular el flujo de aire que pase por estocada y finalmente optimizar el circuito haciendo que el aire recorra hasta el último nivel en el que se esté desarrollando la rampa.

Circuito de ventilación 93 | P á g i n a


Tapado + compuerta de ventilación

94 | P á g i n a


8.3. Cálculo de Necesidades de Aire en Mina Florida. Este cálculo se realizó según los requerimientos de flujo de aire necesarios para el escenario actual del proyecto, el cual se enmarca dentro del reglamento de seguridad minera, Decreto 132.

8.3.1. Caudal necesario por trabajador. Requerimiento por persona = 3 m3/min. Requerimiento de personal:

Q trabajadores

# 2 1 2 1 7 8 2 1

Operador Jumbo ayudante fortificacion Ayudante de Perforista operador fortificacion mineros Operadores camiones Operador LHD Jefe turno

x x x x x x x x

m3/min 3 3 6 3 6 6 3 3

Total Trabajadores: 28 4 adiocional Subtotal de Q requerido por Trabajadores: 84 m3/min 2,966 cfm

8.3.2. Caudal necesario por equipos Diesel. Requerimiento para equipos diésel = 2.83 m3/min ó 100 cfm por cada HP Requerimiento de equipos: 2.83 m3/min por cada HP motor Parámetros a considerar

Q camiones

8 # camiones

100 pie3/min por cada HP motor

1 2 3 4

5 6 7 8

factor 1 0.75 0.5 0.3 0.3 0.3 0.1 0.1

x x x x x x x x

543 543 543 543 543 543 543 543

HP HP HP HP HP HP HP HP

x x

475 475

HP HP

x x

171 171 171

HP

factor

Q LHD

2 # LHD

1 2

Q vehículos livianos

2 # ve. Liv.

1 2 3

1 0.75

Magnitud 5,148 181,905.00

Unidad m3/min cfm

Magnitud 2,352 83,125

Unidad m3/min cfm

774 27,360

m3/min cfm

8,275 292,390

m3/min cfm

factor

1 0.5 0.1

Subtotal de Q requerido por equipos

95 | P á g i n a


8.3.3. Caudal necesario para eliminar gases de tronadura: Considerando 2 tronaduras frontales correspondientes a una de desarrollo de la rampa y otra de construcción de estocadas por vez se tiene: Requerimiento por consumo de explosivo: Entonces, tendríamos finalmente: Q = 16,67 x A (m3/min) Donde: Q = Caudal de aire requerido por consumo de explosivo detonado (m3/min.) A = Cantidad de explosivo detonado, equivalente a dinamita 60% (Kg.) a = Volumen de gases generados por cada Kg. de explosivo. a = 0.04 (m³/Kg. de explosivo); valor tomado como norma general d = % de dilución de los gases en la atmósfera, deben ser diluidos a no menos de 0.008 % y se aproxima a 0.01 % t = tiempo de dilución de los gases (minutos); generalmente, este tiempo no es mayor de 30 minutos, cuando se trata de detonaciones corrientes. Reemplazando e n la fórmula te ndremos: Q = (0,04 x A x100)/(30 x 0,008) m3/min.

A:

2300

kg

Subtotal de Q requerido por consumo de explosivo: Q:

6,210 219,304

m3/min cfm

8.3.4. Caudal total Con estas tablas ya se tiene una estimación del requerimiento del caudal de aire necesarios para la operación según el escenario actual del proyecto. Sin embargo, es necesario considerar un porcentaje por pérdidas y/o fugas en el sub total del caudal necesario. Subtotal de requerimiento de aire Q Sin considerar perdidas por resistencias y filtraciones

Q:

Total Requerimiento de Q de a ire subtotal 8,359

+ +

295,356

+

15% por filtraciones y pérdidas 1,253.80 44,303.47

= = =

8,359 295,356

m3/min cfm

Total Q requerido 9,612 m3/min 339,660

cfm

Pero, este valor corresponde a una sobre estimación de la necesidad real de caudal de aire, el momento en que ocurren las tronaduras coincide con el horario de almuerzo o colación y cambios de turno dentro de la mina. Por esta razón se considerará un requerimiento de caudal de no más de: 9.612 m3/min, 160,2 m3/seg o 339.660 cfm.

96 | P á g i n a


8.4. Potencia de Ventilador y Velocidad del Aire. Para calcular la Potencia del ventilador es necesario conocer la caída de presión por el largo de la rampa, chimeneas, niveles de transporte y perforación.

8.4.1 Flujo de aire en Galerías o Ductos Cuando el aire fluye a través de un ducto o galería minera, la presión requerida para mover el aire a través de él depende no sólo de la fricción interna, sino también del tamaño, longitud, forma del ducto, velocidad y densidad del aire. Todos estos factores son considerados en la siguiente ecuación:

Donde: H = caída de presión, Kg/m2 α = coeficiente de resistencia aerodinámica, Kg*seg2/m4 Lf = largo físico, m Le = largo equivalente, m A = área, m2 P = perímetro, m Q = caudal, m3/seg Si L = Lf + Le

Donde “R” representa la resistencia de las labores mineras al paso del aire. Si el aire está dado en m3/seg. Y la pérdida de presión en mm. De columna de agua se define a la unidad de resistencia igual a 1 kilomurgue (Ku)=1.000 murgue (u) como la resistencia que se opone al paso del aire una labor por la cual 1 m3/seg de aire circula con una depresión igual a 1 mm. De columna de agua. La facilidad o dificultad de ventilación de una labor dep ende del valor de “α”, disminuyendo el largo de la galería o el aumento del área. Tanto la disminución de “α”, como el aumento del área están supeditadas a limitaciones económicas y el largo de la galería, a la configuración del sistema. A continuación se muestra esta fórmula fundamental de ventilación de minas según los mas usados sistemas de medidas:

97 | P á g i n a


Ahora para se debe calcular la resistencia de las distintas labores según la singularidad y la sección de la labor:

98 | P á g i n a


8.5. Vistas de Ventilación. Esquema general:

Vista perfil este:

Vista perfil Oeste:

99 | P á g i n a


Vista de longitudinal:

Ahora se debe calcular las resistencias de cada labor y obtener una resistencia equivalente para toda la mina. Con este valor de resistencia se puede obtener la caída de presión de todo el circuito.

TOTAL

3.1*10^-3

(Kg*s2/m8)

100 | P á g i n a


Luego, la caída de presión es igual a: H= 245.17 [Pa] = 79,6mm de H20 = 3,13 pulgada pulgada de H20 Las tablas y graficas de selección de ventiladores muestran el consumo de potencia en HP. Con la eficiencia del ventilador y los datos de diseño, flujo de aire y presión, se puede calcular el consumo de potencia, mediante la siguiente formula. HP = Q x SP / 6356 x n Donde: HP = Consumo de potencia en HP Q = Flujo de aire en pie3/min

= 339.660 cfm

SP = Presión estática en plg ca ACT

= 3,13 in H20

n = Eficiencia del ventilador

= 70 %

Calculo que entrega un resultado para la potencia requerida del ventilador de 240 HP, para la aplicación de este circuito de ventilación. Por lo tanto el Ventilador seleccionado será un Airtec R modelo VAV -84-43-1150-I-B de 300 HP el cual entrega un caudal de 350.000 CFM para una caída de presión de 3.13 pulgadas H2O.

El ventilador Axial de 300 HP ubicado en la superficie exterior de la chimenea adyacente a la rampa. El requerimiento de energía energía de estos ventiladores ventiladores será de 224 KW total. 101 | P á g i n a


8.6. Velocidad del aire en las Galerías donde transita personal y/o equipos. Según el decreto de seguridad minera N 132 las velocidades del aire no deben exceder los 150 m/min ni ser inferiores a 15 min.

Todas las labores donde circulan circulan camiones y equipos de de carguío son de 24 m2 y el flujo de aire requerido es de 9.612 m3/min, 160,2 m3/seg o 339.660 cfm. Sección de Galerías:

Galerías en paralelo: 3

Velocidad del Aire: 9.612 (m3/min )/ (24(m2)*3) = 133,5 m/min m/min..

102 | P á g i n a


9. PRODUCCIÓN – NIVEL BASE DEL CASERÓN La operación de Perforación y Tronadura es de suma importancia, debido a que proporciona una cantidad de datos que son necesarios para generar un sistema de Carguío y Transporte óptimo que esté acorde al diseño global de la mina y que se acomode a los requerimientos de la planta de tratamientos del mineral. Según los antecedentes de tronadura se realizará un disparo a la semana, el cual entregará una cantidad de material de aproximadamente 51,840 Toneladas, lo que equivale a 7,406 Toneladas por día; valor que está por sobre el requerido por planta para “Mina La Porfiada”, y que es de 5,000 Toneladas al día.

DATOS DISPA DISPA RO PR ODU ODUCC CC IÓN 320.00 8.00

Area de Seccion Avance real del disparo disparo

[m²] [m]

Densidad In-Situ

2.70

Volumen del Disparo

19,200.00

Densidad Esponjada Mojada

2.16

Tonelaje del Disparo (mojado)

41,472.00

[Ton]

51,840.00

[Ton/semana]

Tonelaje del Disparo

[Ton/m³] [m³] [Ton/m³]

Tonelaje enviado a planta

5,000.00

[Ton/día]

PRODUCCION HORA DEL DISPARO

7,405.72

[Ton/dia]

-Tabla ResumenTeniendo en consideración los requerimientos y valores anteriormente mencionados, se calcularán los tiempos de ciclo para los equipos de carguío y transporte, con la finalidad de optimizar el ciclo productivo, disminuyendo los tiempos muertos los que se traducen en pérdidas monetarias, teniendo en consideración un Match Factor que permita el 100% de eficiencia en el transporte pero que a su vez reduzca los tiempos de espera de los LHD.

103 | P á g i n a


9.1. Ciclo LH621 Producción Para el cálculo de los tiempos de ciclo se tomaron las siguientes longitudes dentro del caserón. Dentro de los caserones el LHD deberá comenzar con el primer tramo que se encuentra al final del caserón en secuencia hacia los tramos siguientes llegando hasta la parte inicial del caserón. Las velocidades que se tomaron para los diferentes tramos fueron variables según si el LHD se encuentra cargado o vacío. Dis tancias dentro de un C aserón

CICLO

Galería de transporte (1er tramo)

58.8

mts

20

mts

Distancia es tación de carguío

22.4

mts

TOTAL PRIMER TRAMO

180

mts

Galería de transporte (2do tramo)

44.1

mts

20

mts


44.8

mts

TOTAL SEGUNDO TRAMO

173

mts

Galería de transporte (3er tramo) Cruzada 3

29.4 20

mts mts


44.8

mts

TOTAL TERCER TRAMO

143.6

mts

Galería de transporte (4to tramo)

14.7

mts

20

mts


44.8

mts

TOTAL CUARTO TRAMO

114.2

mts

Galería de transporte (5to tramo)

0

mts

Cruzada 5

20

mts


44.8

mts

TOTAL QUINTO TRAMO

84.8

mts

Distancias totales en Caserón

695.6

mts

695.6

mts

Cruzada 1

1

Cruzada 2

2

3

Cruzada 4

4

5

TOTAL

Tiempos para cada tramo según las marchas que pueden alcanzar Total primer tramo

Ida (Vacío) (segundos) 30.56

Vuelta (Cargado) (segundos) 48.15

Ciclo (Ida y Vuelta) (segundos) 78.71

Ciclo (Ida y Vuelta) (min) 1.32

Total segundo tramo

43.3

44.42

87.72

1.47

Total tercer tramo

39.57

40.69

80.26

1.34

Total cuarto tramo

35.97

40.29

76.26

1.28

Total quinto tramo

27.71

28.8

56.51

0.95

TOTAL TRAMOS (segundos )

177.11

202.35

379.46

6.33

CALCULO DE TIEMPOS DE CICLO (1 case rón)

104 | P á g i n a


Las velocidades para las diferentes marchas del LH621, con las que se calcularon los tiempos de ciclo son las siguientes: Cálculo de velocidades promedio del LH D

Km/h en primera cargado

Km/h

m/h

4.63

4630

Promedio m/h

6365

Sin pendiente Km/h en segunda cargado

8.10

8100

Km/h en primera vacio

4.74

4735

Km/h en segunda vacio

8.01

8012

6373

Pendiente 3%

Marchas del LH621

vacío

1era vacio

1.36

m/s

2da vacio

2.5

m/s

Promedio 1era y 2da (vacío)

1.78

m/s

Promedio 1era y 2da (cargado)

1.77

m/s

Promedio 2da y 3era

3.11

m/s

Promedio 3era y 4ta

5.52

m/s

Marchas del LH621

cargado

1era

1.28

m/s

2da

2.28

m/s

3era

3.94

m/s

4ta

7.1

m/s

Finalmente se obtuvo que el tiempo promedio de viaje para un LH621 dentro de un caserón es de 1.28 min, el cual se utilizará para los cálculos posteriores dentro de todos los caserones. Tiempo medio de viaje en 1 tramo

75.9

segundos

Tiempo medio de viaje en 1 tramo

1.28

minutos

TIEMPO DE VIAJE PROMEDIO

Al obtener el tiempo medio de viaje, se puede calcular el tiempo de ciclo, el cual se adjuntará en una de las tablas siguientes junto a datos operativos del LHD, tiempos en lo que se demora en extraer la producción en un caserón y la cantidad de ciclos que debe realizar para extraer ese tonelaje. Por otro lado para el cálculo de los tiempos de ciclo en todos los niveles de producción y para cada caserón, se debe sumar progresivamente a medida que nos acercamos a los caserones laterales, el tiempo en que se demora el LHD en recorrer el caserón anterior.

105 | P á g i n a


En la siguientes tablas se entrega el tiempo que demora un LHD en recorrer ida y vuelta un caserón. Ida en recorrer un caserón por la G.T.

Vuelta en recorrer un cas erón por la G.T

25.36

seg

25.4

seg

0.43

min

0.43

min

Tiempo total de ciclo (min)

0.86

9.1.1. Tabla Resumen Parámetros LH621, Tiempo de ciclo (1er Caserón) LH621 - SANDVIK

Valor

Unidad

2.7

[ton/m³]

Densidad esponjada

2.08

[ton/m³]

Densidad esponjada humeda

2.16

[ton/m³]

Capacidad de Balde

7.78

[m³]

Factor de llenado del b alde del LHD

80%

%

Capacidad del Balde del LHD efectiva

6.22

[m³]

Capacidad del Balde Maxima

16.8

ton

Capacidad de l Balde efectiva

13.44

ton

Velocidad en subida cargado

6365

[m/hr]

Velocidad vacío hacia la frente

6373

[m/hr]

Tiempo medio de viaje

1.280

[min]

0.5

[min]

0.245

[min]

0.2

[min]

Tiempo de ciclo dentro del caserón

2.225

[min]

Número de ciclos por hora

0.161

ciclos

Número de ciclos para cargar la producción diaria

372

ciclos

Tiempo total para cargar la producción diaria

828

[min]

Tiempo total para cargar la producción diaria

13.8

[Hrs]

Densidad in situ de Roca

Tiempo de carguio Tiempo de descarga Tiempo de maniobras

- Tabla Resumen para 1er Caserón

9.1.2. Cálculo cantidad de equipos de carguío y transporte Para realizar este cálculo se necesita saber la cantidad de tonelaje que requiere la planta y el rendimiento de los equipos de carguío en los diferentes Caserones, esto quiere decir que debemos conocer los tiempos de ciclo del LHD tomando las distancias a recorrer desde la estación de carguío a los caserones donde se deba retirar el material y la capacidad efectiva de la pala del LHD. 106 | P á g i n a


Nivel de producción

1

2

3

N° de caseron

empos medio de viaje para cada

Tiempo de ciclo TOTAL

Unidad de medida

1

1.28

2.225

min

2

2.14

3.085

min

3

2.76

3.705

min

4

3.62

4.565

min

5

4.48

5.425

min

6

5.34

6.285

min

7

1.28

2.225

min

8

2.14

3.085

min

9

2.76

3.705

min

10

3.62

4.565

min

11

4.48

5.425

min

12

5.34

6.285

min

13

1.28

2.225

min

14

2.14

3.085

min

15

2.76

3.705

min

16

3.62

4.565

min

17

4.48

5.425

min

18

5.34

6.285

min

19

1.28

2.225

min

20

2.14

3.085

min

21

2.76

3.705

min

22

3.62

4.565

min

23

4.48

5.425

min

24

5.34

6.285

min

25

1.28

2.225

min

26

2.14

3.085

min

27

2.76

3.705

min

28

3.62

4.565

min

29

4.48

5.425

min

30

5.34

6.285

min

31

1.28

2.225

min

32

2.14

3.085

min

33

2.76

3.705

min

34

3.62

4.565

min

35

4.48

5.425

min

36

5.34

6.285

min

Cabe destacar que cada nivel de producción cuenta con 12 caserones, siendo el caserón n° 1 y el n° 7 los que se encuentran en el centro del cuerpo y los caserones n°6 y n°12 en los extremos del cuerpo mineralizado. Se continúa con la misma tónica para los niveles de producción 2 y 3. 

Se aprecia de manera clara que los tiempos de ciclo aumentan en los caserones que se encuentran en los extremos del yacimiento para los 3 niveles de producción. 

Los tiempos en los caserones 1, 7, 13, 19, 25 y 31 son los mismos debido a que las estaciones de carguío donde se descarga el material sobre los camiones están a la misma distancia en los 3 niveles de producción. 

107 | P á g i n a


Nivel de producción

1

2

3

N° de caserón

Rendimiento LH621 para cada caserón

Unidad de medida

1

363

Ton/Hrs

2

262

Ton/Hrs

3

218

Ton/Hrs

4

177

Ton/Hrs

5

149

Ton/Hrs

6

129

Ton/Hrs

7

363

Ton/Hrs

8

262

Ton/Hrs

9

218

Ton/Hrs

10

177

Ton/Hrs

11

149

Ton/Hrs

12

129

Ton/Hrs

13

363

Ton/Hrs

14

262

Ton/Hrs

15

218

Ton/Hrs

16

177

Ton/Hrs

17

149

Ton/Hrs

18

129

Ton/Hrs

19

363

Ton/Hrs

20

262

Ton/Hrs

21

218

Ton/Hrs

22

177

Ton/Hrs

23

149

Ton/Hrs

24

129

Ton/Hrs

25

363

Ton/Hrs

26

262

Ton/Hrs

27

218

Ton/Hrs

28

177

Ton/Hrs

29

149

Ton/Hrs

30

129

Ton/Hrs

31

363

Ton/Hrs

32

262

Ton/Hrs

33

218

Ton/Hrs

34

177

Ton/Hrs

35

149

Ton/Hrs

36

129

Ton/Hrs

El rendimiento del LH621 está en función de la capacidad de la pala y lo que se demora en realizar el ciclo. Esto nos entrega el rendimiento total horario para el equipo de carga. 

A medida que nos alejamos de los caserones centrales, el rendimiento del LHD disminuye, debido a que debe recorrer una mayor distancia para traer la misma cantidad de material. 

Se da la tónica de que los rendimientos son los mismos en los caserones 1, 7, 13, 19, 25 y 31 debido a que las estaciones de carguío se encuentran a la misma distancia en todos los niveles de producción. 

108 | P á g i n a


Número de caserón

Cantidad de camiones por LHD

Cantidad de LH621

1

0.575757576

1

6

2

0.797709924

1

4

3

0.958715596

1

4

4

1.18079096

2

6

5

1.402684564

2

6

6

1.620155039

2

6

7

0.575757576

1

6

8

0.797709924

1

4

9

0.958715596

1

4

10

1.18079096

2

6

11

1.402684564

2

6

12

1.620155039

2

6

13

0.575757576

1

7

14

0.797709924

1

5

15

0.958715596

1

4

16

1.18079096

2

6

17

1.402684564

2

6

18

1.620155039

2

6

19

0.575757576

1

7

20

0.797709924

1

5

21

0.958715596

1

4

22

1.18079096

2

6

23

1.402684564

2

6

24

1.620155039

2

6

25

0.575757576

1

8

26

0.797709924

1

5

27

0.958715596

1

4

28

1.18079096

2

8

29

1.402684564

2

6

30

1.620155039

2

6

31

0.575757576

1

8

32

0.797709924

1

5

33

0.958715596

1

4

34

1.18079096

2

8

35

1.402684564

2

6

36

1.620155039

2

6

La cantidad de LHD se debe calcular tomando en consideración el rendimiento que tiene cada equipo de carga en cada caserón en específico.  La finalidad para este cálculo es saber si el LHD puede cumplir la producción pedida por planta, que en este caso es de 209 Ton/Hr. 

La cantidad de camiones por LHD, se obtuvo del formulismo siguiente el cual requiere saturar al LHD: 

n

C LHD (T Camión ) C C * (T 1  T 2  T 3  T 4 )

1

Este formulismo toma en consideración los tiempos que el camión tarde en realizar el ciclo (sin tomar en consideración el tiempo de carga del camión), la capacidad del LHD, la capacidad del camión y los tiempos de ciclo del LHD, por lo que toma en consideración el rendimiento particular del equipo de carga sobre el equipo de transporte. (Estos cálculos serán mostrados en la sección de transporte con más detalle). 

Finalmente se puede obtener el número de LHDs máximo (2 equipos), que se encuentran en los 3 últimos caserones de la veta en cada nivel. 

La cantidad de camiones máximos para una flota teórica sería de 8 camiones. (Se detallará en la sección de transporte). 

109 | P á g i n a


Nivel de Producción

1

2

3

Decisión final N° camiones por caserón

Match factor 5

0.92

5

0.92

5

0.92

5

0.46

5

0.46

Para la decisión final en la flota de camiones necesarias para cada caserón, se realizaron iteraciones del Match Factor, generando un 100% en la eficiencia del transporte (Match Factor < 1), compensando los tiempos de espera de los equipos de carga en las estaciones de carguío. 

5

Esto tiene como finalidad mantener el ciclo 0.46 productivo constante, debido a que los camiones son los 0.92 equipos, los cuales depende la producción final.

5

0.92

5

0.92

5

0.46

5

0.46

5

0.46

5

0.81

5

0.81

5

0.81

5

0.41

5

0.41

5

0.41

5



Siempre existirá un LHD esperando al camión en la estación de carguío. 

Al disminuir la flota de camiones para los caserones más lejanos del centro de la veta, hacemos que el match factor disminuya, aumentando los tiempos de espera en los equipos de carguío pero reduciendo el costo de un camión más en la flota de transporte y a su vez generando mayor cantidad de vueltas por camión. 

5

La cantidad de camiones máximos a utilizar por 0.81 flota es de 6 camiones en el tercer nivel de producción.

5

0.81

5

0.81

5

0.41

5

0.41

5

0.41

6

0.85

6

0.85

6

0.85

6

0.43

6

0.43

6

0.43

6

0.85

6

0.85

6

0.85

6

0.43

6

0.43

6

0.43



110 | P á g i n a


9.2. Ciclo TH540 Producción El cálculo de los tiempos de ciclo de los equipos de transporte permite estandarizar las operaciones de producción, generando un ciclo constante que es lo que se necesita para entregar la producción diaria requerida por planta sin ninguna dificultad. A continuación se presentan las tablas resumen para el cálculo de los tiempos de ciclo, ciclos por hora, rendimiento del camión y número óptimo de camiones por scoop.

Tiempo de ciclo del camión

Ciclos por hora

min

1er Nivel de Producción

2do Nivel de Producción

3er Nivel de Producción

Rendimiento del Camion

Numero Optimo de Camiones por Scoop

t/h

Unidades

1 caserón 2 caserón

36.43

1.65

67

6.00000

36.43

1.65

67

4.00000

3 caserón

36.43

1.65

67

4.00000

4 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

5 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

6 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

7 caserón

36.43

1.65

67

6.00000


36.43

1.65

67

4.00000

36.43

1.65

67

4.00000

10 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

11 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

12 caserón

36.43

1.65

67

3.00000

13 caserón

41.65

1.44

59

7.00000

14 caserón

41.65

1.44

59

5.00000


41.65

1.44

59

4.00000

41.65

1.44

59

3.00000

17 caserón

41.65

1.44

59

3.00000

18 caserón

41.65

1.44

59

3.00000

19 caserón

41.65

1.44

59

7.00000

20 caserón

41.65

1.44

59

5.00000

21 caserón

41.65

1.44

59

4.00000


41.65

1.44

59

3.00000

41.65

1.44

59

3.00000

24 caserón

41.65

1.44

59

3.00000

25 caserón

47.41

1.27

52

8.00000

26 caserón

47.41

1.27

52

5.00000

27 caserón

47.41

1.27

52

4.00000


47.41

1.27

52

4.00000

47.41

1.27

52

3.00000

30 caserón

47.41

1.27

52

3.00000

31 caserón

47.41

1.27

52

8.00000

32 caserón

47.41

1.27

52

5.00000

33 caserón

47.41

1.27

52

4.00000

34 caserón

47.41

1.27

52

4.00000

35 caserón

47.41

1.27

52

3.00000

36 caserón

47.41

1.27

52

3.00000

La cantidad de camiones óptimos por scoop fueron definidos en el capítulo “Ciclo LH621” con sus

respectivas conclusiones.

111 | P á g i n a


9.2.1. MATCH-FACTOR El match factor representa el número ideal de camiones asignado a una pala. Este equivale al tiempo de ciclo total dividido por el tiempo de carga promedio. El tiempo de ciclo para cada viaje se ve afectado por los tiempos de espera en los puntos de carga y descarga, y además por interferencias con vehículos más lentos que no pueden ser sobrepasados durante el recorrido y la velocidad a la que los distintos conductores proceden bajo variadas condiciones.

112 | P á g i n a


9.2.2. Número de equipos, Tiempo efectivo por camión, Gasto de Combustible.

Decisión final N° camiones por caserón

viajes / camión

Unidades

Tpo efectivo /camion

Gasto de combustible Total



(Hr)

[Lts/Turno]

[Lts/día]

[US$/día]

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

7.93

2,899.54

5,799.09

3,943.38

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

5

13

9.1

3,327.35

6,654.69

4,525.19

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

6

11

8.8

3,802.68

7,605.36

5,171.64

113 | P á g i n a


T po / vi aj e

N° viajes /di a

N° viajes /t urno

T po requer/ cam ion

ESTE ANÁLISIS ES REALIZADO EN FUNCIÓN DE UN CAMIÓN . El tiempo de viaje o tiempo de ciclo está en función de los tiempos que demora el camión en recorrer ida y vuelta hasta llegar a los puntos de carguío y descarga, las maniobras que realiza y su respectiva carga de material.  El N° de viajes por día está en función del tonelaje requerido por planta en un día de operación.  El N° de viajes por turno está en función de la cantidad de turnos realizados en un día. (2 turnos de 12 horas).  El tiempo requerido por turno es el tiempo que necesita el camión para poder cumplir la producción en su totalidad. 

(Hr)

(Hr)

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.61

125

63

38.43

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.7

125

63

44.1

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

0.8

125

63

50.4

114 | P á g i n a


En la siguiente tabla se muestra el Rendimiento del sistema LHD-CAMIÓN, resumiendo el tiempo total que demora el camión en despejar la marina de producción.

R endimiento si s tema LH D-Camión Capacidad del Balde del LHD

7.78

[m³]

2.7

[ton/m³]

Densidad esponjada mojada

2.16

[%]

Factor de llenado del balde del LHD

80%

[%]

Capacidad del LHD

13.44

[Ton]

40

[Ton]

Densidad in situ de la roca

Capacidad del camión Número de ciclos para llenar el camión

3.00

Número de paladas para llenar el camión

3

Factor de llenado de la tolva del camión

1.01

Número de ciclos para Limpiar la Frente

372

[ciclos]

Disponiblidad fisica camión

90.00

[%]

Tiempo de Carga del Camion

6.68

[min]

Ciclos de Camion para Limpiar la producción

124.0

[ciclos]

Tiempo Total Promedio de Despeje de la producción

827.8

[min]

13.8

[Hrs]

9.2.3. Tiempo de extracción del mineral Para finalizar con la etapa de producción, se resumirá en la siguiente tabla la cantidad de años en los que equipos de carguío y transporte lograrán extraer las reservas disponibles, teniendo en consideración el requerimiento de planta de 5,000 Ton/ día.

Tiempo de extracción del mineral Tonelaje del Disparo

51840

[Ton/semana]

Tonelaje total del caserón

518400

[Ton]

Tonelaje del Disparo

7405.72

[Ton/día]

Tonelaje enviado a planta

5,000

[Ton/día]

Tiempo de extracción del mineral

103.68

[días]


14.81

[semanas]


3.70

[meses]

Tiempo de extracción TOTAL (36)

133.30

[meses]

Tiempo de extracción TOTAL (36)

11.11

[años]

115 | P á g i n a


10. ASARCO NIVELES DE PRODUCCIÓN 10.1. LH621 – Caserones

Tiempo no minal Hrs/turno

12

TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL

T. RESERVA

T. EFECTIVO

T. PERD OERACIONAL

9.01

1.42 10.43

0.00 10.43

0.58 11.00

1.00 12.00

Acción

Hrs

Min

Clasificación

Cantidad de veces

Hrs/turno

ALMUERZO

1.00

60.00

TI

1

1.00

MANTENCION

0.50

30.00

TM

1

0.50

MANTENCION CAMINOS

0.08

4.50

TM

1

0.08

TRASLADOS

0.25

15.00

TPO

2

0.50

CHARLA INDUCCION, REVISIÓN DE EQUIPOS

0.42

25.00

TPO

1

0.42


0.25

15.00

TPO

2

0.50

Total Hrs

2.99

Hrs Sobrantes

9.0



94.77 100.00

Aprovecham iento

94.77

Factor Operacional

86.41


18.13

Rendimiento

261.70


302.86

116 | P á g i n a


10.2. TH540 - Producción TIEMPO NOMINAL T. HABIL

T. INHABIL

T. DISPONIBLE

T. MANTENCION

T. OPERACIONAL

T. RESERVA

T. EFECTIVO

T. PERD OERACIONAL

9.15

0.75 9.90

0.00 9.90

1.10 11.00

1.00 12.00

Acción

Hrs

Min

Clasificación

Cantidad de veces

Hrs/turno

ALMUERZO

1.00

60.00

TI

1

1.00

MANTENCION

1.00

60.00

TM

1

1.00

MANTENCION CAMINOS

0.10

6.00

TM

1

0.10

ENTRADA TURNO

0.25

15.00

TPO

1

0.25

CHARLA INDUCCION, CHEQUEO DE EQUIPOS,

0.25

15.00

TPO

1

0.25

ABASTECIMIENTO

0.25

15.00

TPO

1

0.25

Total Tiempo que queda

2.85 9.15

INDICES OPERACIONALES (%) Disp . Física Utilización

100.00

Aprovecham iento

82.50

Factor Operacional

92.42


Tiempo nominal

90.00

Hrs/turno

12

9.00

Rendimiento

53.57


57.96

117 | P á g i n a


11. SERVICIOS MINA Las características de las partículas y solidos que se generan en la mina, son canalizadas a para su extracción mediante bombeo al exterior. En función de las características de nuestra explotación, este bombeo lo podemos realizar con o sin clarificación previa (separación de lodos). Con ello dimensionamos la construcción de los sistemas de captación periférica de las aguas subterráneas, de tal manera que puedan ser conducidas fuera del área de afección antes de que entren en contacto con las labores de mina y sean, consecuentemente contaminadas. Aun así, nos es imposible evitar completamente la circulación de aguas por estas labores, por lo que será necesario el diseño y construcción de las oportunas infraestructuras de canalización y conducción de aguas hasta las infraestructuras de bombeo al exterior. Debido a su circulación por las distintas cámaras, rampas, galerías y pozos, estas aguas irán cargándose de lodos que se generan por: Detritus de perforación, Polvo y finos generados por las voladuras, Degradación del mineral durante la carga y transporte, Degradación de capas de rodadura en galerías y rampas, Finos procedentes del relleno de huecos de explotación. Es importante que el drenaje que utilizamos en el proyecto Mina La Porfiada, pueda extraer en su totalidad las aguas producidas por la perforación tanto de las rampas como la de la zona de producción, además de evacuar las aguas producto del afloramiento natural de estas y del agua generada por el riego de las rampas.

11.1. Drenaje Principal El drenaje principal en la etapa de producción, constará de un sistema conformado por tuberías que pasarán a través de 11 tiros de servicio, los cuales tienen una longitud de 80 m, y que son generados por la perforadora CUBEX – 5200 de tiros largos, y un diámetro de 3’’. Para efecto de la acumulación de agua en los niveles de zanja, existirán alternadamente en los caserones pendientes de 1 %, las cuales generarán 6 zonas de acumulación en cada Nivel de producción. Las aguas de los frentes de trabajo del caserón serán enviadas a las zonas de acumulación por medio de bombas Grindex modelo Salvador de acero inoxidable, esto con la finalidad de hacer circular con mayor rapidez el agua contaminada hacia la zona de acumulación. Desde estas zonas se bombeará el agua hacia los frontones de drenaje (estaciones de elevación) que tienen una capacidad de 540 m3, y que estarán ubicados al inicio de cada nivel de producción específicamente donde se conecta la rampa con la galería que lleva a los caserones. Desde estos frontones de drenaje, por medio de Motobombas Eléctricas sumergibles trifásicas de modelo Grindex Maxi SH (Bombas de mayor capacidad), se bombeará el agua hacia la y se hará por medio de los tiros de servicios mencionados anteriormente.

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Resumen Diseño de Drenaje:    

Se mantendrá un sistema de bombeo continuo. Se generarán zonas de acumulación de agua entre caserones (6 por subnivel de producción). 8 frontones de drenaje principal de 540 m3 cada uno. Las dimensiones de los frontones y sub estaciones, van en respuesta al agua que se generará en el total de la mina, tanto regadío de caminos, debido a afloramientos, agua de la rampa, agua liberada en la utilización de los equipos.

Una vez retirada el agua desde los pozos, esta será vaciada en superficie en un estanque de neutralización de 1000 m3 (20x15x 2,7), y posteriormente luego de finalizado este proceso re direccionada a una piscina de agua industrial con capacidad de 2000 m3. Esta agua pasara por un proceso como: bajar el ph, hacer decantar los sedimentos más finos para así ser reutilizada en el regadío de la rampa, como también en el abastecimiento de agua a la perforadora. Dicho procedimiento cuenta con una membrana de separación, la que nos sirve para separar el agua con residuos sólidos. El método para tratar estas aguas será los estanques de neutralización, que se muestra a continuación:

11.2. Mantenimiento de esta operación:  

Mensualmente se debe revisar que el sistema no presente fugas o infiltraciones. Semestralmente se deben retirar los sedimentos de las pocetas de neutralización y sedimentadores.

Una vez que el agua es neutralizada, es traspasada al estanque de 2000 m3, el cual alimentara con agua industrial a los niveles inferiores a través de tuberías de HDPE.

11.3. Cálculo de Caudales a drenar Caudales en [Lts/min] :     

Jumbo M2C : 200 [Lts/min] Cubex 6200: 27 [Lts/min] Simba 364-ITH: 50 [Lts/min] Turbosol Dragon: 18 [Lts/min] Infiltraciones: 130 [Lts/min]

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Tabla Resumen de Caudales y Velocidades: Caudal Etapa Desarrollo Tipo de Filtración

Q (Lts /s eg)

Velocidad (m ts /m in) Lts /dis paro

Jumbo M2C

3.33

Caudal infiltración

2.17

Caudal Turbosol

0.30

Caudal TOTAL

5.80

3.00

Lts /día

m 3/día

33,600.00

134,400.00

134.40

21,840.00

87,360.00

87.36

3.00

3,024.00

12,096.00

12.10

6.00

58,464.00

233,856.00

233.86

Caudal Etapa Producción Tipo de Filtración

-

Q (Lts/s eg)

Velocidad (mts /min) Lts/dis paro

Lts /día

m3/día

Avance

5.80

6.00

58,464.00

233,856.00

233.86

Simba 364 - ITH

0.83

1.55

37,089.00

12,363.00

12.36

CUBEX - 5200

0.45

0.33

143,856.00

20,550.86

20.55

Caudal TOTAL

7.08

7.88

239,409.00

266,769.86

266.77

Infiltraciones basadas en RMR de Bieniawski:

11.4. Motobombas. Como principal objetivo a la hora de seleccionar una motobomba es el hecho de que tiene que ser capaz de satisfacer una necesidad de bombeo en la vertical de 80 m, distancia entre frontones de drenaje para así con ello poder extraer el agua presente en la mina. Para poder lograr este envió de agua se escoge la siguiente Motobomba Eléctrica sumergible trifásica Grindex Maxi SH. Las bombas de la gama Grindex nos ofrecen un elevado rendimiento, poseen una excelente resistencia a la acción de la arena y otros materiales abrasivos, disponen de protección para evitar las averías por sobrecalentamiento del motor y facilitan la realización de las operaciones de mantenimiento. Con ello podemos satisfacer una necesidad de caudal de agua de hasta 90 m^3/h aproximadamente trabajando con una necesidad de elevación en altura de 80 m, lo que se ajusta a nuestra necesidad de bombeo, pero contando con una motobomba que nos brinda mayores prestaciones en el caso de que se requieran aumentar las exigencias con ello nos permite asegurar un correcto bombeo de las aguas dentro de nuestra mina si ocurre algún problema dentro del circuito de bombeo.

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11.5. Especificaciones Técnicas de la Motobomba.

11.6. Drenaje secundario. No todas las aguas de infiltraciones que circulan por efecto de la gravedad, ni tampoco las aguas producidas por el regadío de la rampa, de la perforadora en las galerías de zanjas, galería de transporte, galería de perforación, etc., lograran circular directamente a las zonas de acumulación de agua. Es por esto que como medida de apoyo y seguridad se instalará una bomba Grindex modelo Salvador de acero inoxidable que llevará el agua hasta estas zonas de acumulación. Serán un total de 6 zonas de acumulación de agua por nivel de producción. Estas a su vez serán trasladadas hasta los frontones de drenaje por medio de las mismas bombas, los cuales están ubicados al mismo nivel que el “Nivel Base” de cada caserón en la rampa. Esta motobomba entra en la categoría de bombas de lodos, construidas en acero inoxidable, se utilizan para el bombeo de líquidos corrosivos con sólidos en ambientes ásperos. Los sólidos pueden ser de hasta 50 mm. Está diseñada para aguas contaminadas con valores de pH de 5 a 8 y para aguas con sólidos en suspensión relativamente abrasivos de hasta 38 mm de diámetro.

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ZONAS DE ACUMULACIÓN DE AGUA

FRONTONES DE DRENAJE

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11.7. Tuberías Para las operaciones de bombeo de agua debemos utilizar tuberías que nos brinden confianza y una durabilidad aceptable que nos permitan evacuar las aguas de drenaje, así como también reingresar las aguas industriales para los procesos en operación. Asimismo, una mina es un área muy corrosiva, y las tuberías de acero tienen un ciclo de vida útil limitado en estas condiciones, por lo cual en este proyecto utilizaremos tuberías de polietileno de alta densidad PEAD, el cual no sólo resiste prácticamente todos los elementos corrosivos de la industria minera, sino que, además estas tuberías pueden operar en rangos de temperatura que van desde los -40ºC a 60ºC y presiones de hasta de 300 PSI. Tubería

Tubería de Polietileno de Alta Densidad PE3408

Diámetro en pulgadas Factor de fricción de Darcy (adimensional)

3” 0.002

11.7.1. Ventajas de la Tubería de Polietileno de Alta Densidad    

Liviana, de fácil manipulación y transporte. Excelente resistencia química, a la corrosión y abrasión. Vida útil de más de 50 años con bajos costos de manutención y operación. Alta flexibilidad, en caso de sismos o vibraciones del terreno las tuberías se adaptan mejor a los movimientos, sin agrietarse ni desacoplarse. Además, la tubería puede ser curvada, reduciendo accesorios o acoples extras.

11.7.1.1. Características principales 





Seguridad : Uniones soldadas por termo-fusión, que transforman las piezas en sistemas integrales, libre de juntas. Resistencia estructural : Soporta las cargas verticales transfiriendo la mayor parte de la carga al suelo. Eficiencia hidráulica: Tiene un interior liso, lo que permite flujo más rápido de los fluidos.

Ejemplo Curva tensión-deformación en el ensayo de tracción del polietileno

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11.7.2. Diseño del sistema de Drenaje El sistema de bombas en serie para subir el agua a superficie, constara de un total de 8 bombas de pozo profundo, sumergibles y dos bomba móviles, cuyo objetivo es hacer circular el agua hacia los frontones de drenaje desde el frente ciego y zonas de acumulación de agua. El sistema será implementado con un Interruptor de flotador, cuya finalidad es poder arrancar motobombas impulsadas por motor para vaciar o llenar tanques, según se desee. También se utilizan para abrir o cerrar válvulas de tubería para controlar fluidos. El flotador se encuentra unido mecánicamente a contactos eléctricos. Además, los frontones de drenaje con una capacidad de 540 m3 se encontrarán ubicados cada 80m de altura en estocadas en la parte central de la rampa, orientados con respecto a la chimenea de ventilación.

11.7.3. Retorno de agua a la labor minera. Es necesario para nuestras operaciones mineras contar con un flujo adecuado de agua industrial para nuestros procesos; es por ello que el retorno de agua al interior de las instalaciones se realizara mediante el uso de mangueras de Polietileno de Alta Densidad PE3408, de diámetro de 3”, las cuales irán ubicadas a lo largo de la caja izquierda de la labor junto con la distribución de aire comprimido a una altura de 2,1 m del piso, ya que son canalizaciones que cruzan áreas de transito constantes, cumpliendo con los requerimientos del reglamento de seguridad minera. Para satisfacer tal demanda, necesitaremos 11,000 m de mangueras de polietileno en el proyecto. (Producción, preparación y desarrollo).

CLAVE PEA12C80 PEA34C80 PEA1C80 PEA112C80 PE3408 PE3810

MEDIDA NOMINAL 1/2" ED 7 3/4" RD 5 1" RD 9 2" RD 9 3" RD 11.5 4" RD 11.5

KG POR ROLLO 16 21 34 45 48 85

MTS POR ROLLLO 100 MTS 100 MTS 100 MTS 50 MTS 25 MTS 25 MTS 124 | P á g i n a


Para el buen funcionamiento del retorno del agua, es necesario disponer de válvulas que permitan y faciliten el corte de agua, ya sea esta para alguna reparación de la tubería o bien para cumplir con las necesidades de los trabajos en el frente. Válvula de Bola: Se ocuparán válvulas de servicio de corte y paso, esencialmente con corte rápido (1/4 de vuelta). Válvulas de seguridad: Alivian sobre presiones que podrían causar daños a equipos y personas. Éstas no se dimensionan por el diámetro de la tubería, sino más bien por las condiciones del fluido. Unión T: La unión T será usada para poder combinar o dividir el flujo de dos tramos de tubería independientes, cubriendo las diferentes necesidades provenientes de los frentes de trabajo.

11.7.4. Mecanismo para evitar golpe de ariete Para evitar el golpe de ariete se instalarán válvulas de admisión y expulsión de aire (Serie VAMEX), cada 50 m de desnivel es decir cada 400 m de rampa. Lo cual da un total de 13 válvulas de admisión y expulsión de aire en toda la rampa. Las válvulas VAMEX ofrecen una definitiva ventaja técnico-económica cuando son parte integral en una estrategia de protección contra sobre presiones: 1. Reducciones potenciales en el tamaño y/o cantidad de dispositivos convencionales como tanques arrestadores de golpe de ariete, etc. 2. Protección automática durante el llenado inicial de la línea, cuando la mayoría de los dispositivos reductores de sobre presiones no se encuentran operando. 3. Protección en su totalidad ya que cada válvula de admisión y expulsión y expulsora de aire instalada tiene características de diseño que automáticamente disminuye las sobre presiones. 4. La válvula prácticamente no requiere mantenimiento. 5. Protección automática contra sobre presiones: La válvula VAMEX incorpora de manera estándar dos características de diseño que automáticamente protegen a la tubería bajo cualquier condición de operación, de las destructivas sobre presiones y el fenómeno de golpe de ariete. 6. Eliminación efectiva de aire: El diseño de VAMEX asegura un efectiva liberación de aire en cualquier circunstancia de operación de la tubería, a través cualquiera de los tres orificios de venteo. 7. Protección contra presión de vacío: La válvula VAMEX tiene un orificio de diámetro grande, de igual tamaño al diámetro nominal de la válvula, asegurando la menor resistencia posible al acceso del aire. El uso de flotadores cilindros sólidos asegura una reacción instantánea y desmotiva el efecto Vénturi, lo que garantiza una protección efectiva contra vacío.

125 | P á g i n a


Se estima usar 11,000 metros de tuberías para el sistema de abastecimiento de agua, esto comprende todo la rampa de acceso, galerías de perforación, cruzadas, Nivel Base y los tiros de servicio necesarios para conectar los niveles de los frontones de drenaje.

126 | P á g i n a


11.8. Agua Industrial Para el Proyecto se tiene contemplado un abastecimiento de 120 m3/día, cuyo consumo se distribuirá en los servicios mineros y en la humectación del camino hacia la Mina. El agua se ext rae desde un acuífero de la zona del Peral de Punitaqui, cuyo pozo está ubicado a 5 Km. de la Mina la Porfiada. En dicha estación, se carga el camión aljibe cuya capacidad es de 18.000 litros en dirección hacia Mina La Porfiada, almacenándola en una piscina de 2000 m3 de capacidad. Además se posee un pozo impermeabilizado, de aproximadamente 80 metros cúbicos que va en ayuda de las necesidades de recurso hídrico ante eventualidades inesperadas en el reabastecimiento de la piscina de agua industrial.

11.9. Agua Potable El agua potable es transportada desde la planta de cloración en Planta de agua potable de Punitaqui, con resolución sanitaria, a través de empresa de servicios Transporte Rodríguez, mediante camión Aljibe, cuya resolución está autorizada para el servicio General de Abastecimiento de Agua Potable. Este vehículo descarga el agua a 2 estanques de fibra de vidrio de 10.000 litros, que se encuentran conectados a las instalaciones. Esta agua es controlada diariamente en su nivel de cloro libre residual, además mensualmente se realiza el análisis microbiológico. El primero se realiza en laboratorio de la empresa y el segundo a través de una empresa externa autorizada. Las características del agua potable expendida para consumo humano cumple con los requisitos de la NCh 409/1 Of. 2005. A su vez según lo exige la ley en el Artículo 65 DS132, La Empresa minera debe disponer que el suministro de agua potable fresca sea suficiente y fácilmente accesible y que esté disponible en cualquier momento para sus trabajadores. El agua debe mantenerse limpia, pudiendo ser distribuida mediante cañerías equipadas de grifos, llaves o fuentes sanitarias o por medio de depósitos cubiertos que no requieran inclinarse, debiendo disponerse, por lo menos, de un bebedero por cada cincuenta (50) personas o fracción. Está prohibido el uso de tazas comunes para beber. El agua que no provenga de un servicio público debe ser muestreada y aprobada por la autoridad sanitaria local, por lo menos una vez cada seis (6) meses, o cuando lo solicite por escrito el Comité Paritario de Higiene y Seguridad o representante de los trabajadores. El Administrador será responsable de hacer cumplir esta disposición. En minería subterránea, los bebederos deberán ubicarse en lugares libres de contaminación y de fácil acceso. Se prohíbe el uso de envases de vidrio para llevar agua o bebidas al interior de la mina. Minera La Porfiada se apega a estas exigencias de la ley, con lo cual dotamos de depósitos cubiertos, que puedan servir como bebederos a los trabajadores en faenas, de 2 m3, localizados a 250 m de la frente de avance de la rampa en construcción, para que no se produzca una exposición a cualquier contaminante. Por otra parte, se cuenta con dispensadores de agua de 25 litros en todas las áreas de la planta (oficinas, comedores y departamento de geología). Junto con ello se tendrá considerado lo siguiente: “La dotación mínima de agua potable considerada para el desarrollo de las actividades

corresponde a 100 litros/persona/día, dando cumplimiento al Art. 14º del D.S. Nº 594/1999 del MINSAL.” . 127 | P á g i n a


12. RED ELÉCTRICA. 12.1 Abastecimiento y alimentación eléctrica vía líneas aéreas. 12.1.1 Abastecimiento externo. En Chile consiste en conectarse a sistemas interconectados, ya sea Norte, Centro y actualmente Austral, cuyas líneas son entre 230 KV y 13 KV en zonas rurales con contratos de suministros, con algunas de las Empresas productoras de Energía nacionales. La conexión se realiza mediante una Subestación. Dicho esto, podemos decir que el abastecimiento de energía eléctrica del complejo minero “La Porfiada” será de tipo externo. No obstante, para eventualidades o incidentes con la red de electrificación, se va a disponer de un grupo electrógeno para abastecer las necesidades mínimas de operación y servicios de la explotación.

12.1.2 Abastecimiento de Energía Eléctrica. La subestación principal corresponde a la que se alimenta directamente de las líneas de transmisión, y reduce la tensión a valores menores para la alimentación de los sistemas de subtransmisión o redes de distribución. Puede variar su capacidad desde 500 kVA con suministro de 380 V sólo para las bombas y cintas transportadoras, hasta 50000 kVA para la operación de minas de gran superficie y plantas de procesamiento. El complejo minero “La Porfiada” está ubicado a 20 km al Sur Este dela ciudad de Punitaqui, por consecuente, es más rentable para nuestra operación realizar una conexión eléctrica mediante una Subestación. Además de los transformadores, la subestación contendrá un conjunto de interruptores, aparatos de protección más un sistema de malla de tierra, en que todos cumplen una función de seguridad. La naturaleza de nuestra operación minera y los requisitos de energía determinan cuántas subestaciones principales requeriremos y dónde deben colocarse. En este caso, la red principal de electrificación está dada por la Subestación de Punitaqui, la cual tiene una capacidad de 13,2 KV correspondiente al sistema interconectado central. Es a partir de esta subestación que se hará llegar la energía eléctrica hasta las dependencias de la mina, conectándola a la subestación principal de la pertenencia minera. Se solicitará una concesión definitiva para la línea de transmisión eléctrica minera a través de la sociedad “Transnet S.A, grupo CGE”.

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12.1.3 Subestación eléctrica. La red de conductores finalizara en subestaciones eléctricas, las cuales serán ubicadas según la necesidad de operación y el avance que presenten las galerías y niveles, en estas estaciones, por medio de transformadores, se redistribuirá corriente según la necesidad de los equipos que se les entregara corriente.    



 



 

Las subestaciones eléctricas deben cumplir con los siguientes estándares: Deben estar localizadas en lugares geo-mecánicamente estables y fortificadas de piso a piso. Se debe construir una base de concreto, el cual debe tener un mínimo de veinte centímetros (20 [cm]) de altura Deben tener una buena iluminación, la cual debe garantizar la visibilidad en todos los puntos de trabajo de la subestación, por lo cual se necesitan a lo menos dos tubos fluorescentes en la frente del transformador. Se proveer con un sistema de alumbrado de emergencia, con baterías y cargador, los cuales deben garantizar su funcionamiento por un mínimo de treinta minutos (30 min) una vez interrumpido el servicio eléctrico normal Se solicita instalar un sistema de extinción de incendios automático o semiautomático. Para el sistema de control de incendios, a un costado de la puerta de forma visible y accesible, debe estar equipada con extintor de dióxido de carbono (CO 2) o de polvo químico con una capacidad mínima de 10 kg. Se hace necesaria una buena señalización, la cual debe estar ubicada en el acceso de la subestación, se debe señalizar, el nombre de la subestación, el riesgo por tensión eléctrica, el ingreso exclusivo del personal autorizado, el voltaje que posee la subestación, la información de cuáles son las derivaciones hacia donde se dirige la corriente, ya sea equipos, niveles, etc. deben estar cercadas hasta el techo o en su defecto con una altura mínima de dos metros veinte centímetros (2.2 [m]). Debe estar anclada a la malla de tierra que posee el nivel en el cual se encuentra.

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12.1.4 Centro de Poder. El centro de poder es una de las unidades más importante del sistema eléctrico para las minas subterráneas. Su función principal es convertir la tensión de alimentación a la tensión de utilización de los equipos que operan a lo largo de la mina. También debe incorporar circuitos de protección para garantizar una operación segura, eficiente y confiable.

Los componentes eléctricos del centro de poder suelen tener un encapsulado metálico, es decir, que se encuentran en una caja de acero de alta resistencia. Los terminales o acopladores enchufables se encuentran comúnmente en cada extremo del centro de poder permitir el traslado a medida que avanza la mina o para retirar el equipo

Todos los transformadores de centros de poder de minas normalmente son trifásicos debido a que presentan menores costos, mayor eficiencia, ocupan menos espacio, y tienen menos interconexiones expuestas que tres unidades monofásicas.

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Además, se contará con un centro de poder móvil que proporcionará de la transformación de la energía a los lugares

12.1.5 Celdas de maniobra. Las Celdas de maniobra son equipos portátiles que protegen y proporcionan un medio para la segregación del sistema de distribución eléctrico. Los componentes de una Celda de maniobra se encuentran dentro de un encapsulado metálico, de construcción similar a la de los centros de poder de mina.

(Celdas de maniobra móvil) Los componentes internos consisten en unidades visibles de desconexión y protección. Al igual que con los centros de poder, la función principal del interruptor es desconectar manualmente, desde el equipo, la energía desde la mina al alimentador respectivo, que está conectado al sistema de distribución. Se secciona para la ramificación de la distribución y proveer protección al sistema de distribución mediante relés de protección en cada ramificación. El componente principal es el interruptor. Los interruptores de vacío y de aceite se utilizan en las Celdas de maniobra, pero los interruptores de vacío son los más utilizados. Los relés de protección en una celda de maniobra deben coordinarse con otros equipos de protección aguas arriba y aguas abajo. A diferencia de los interruptores encapsulados, los dispositivos de sobre corriente no son una parte integral del interruptor de alta tensión. 131 | P á g i n a


12.2 Resumen Componentes Red Eléctrica Mina La Porfiada. N°

INSTALACIÓN

ORIGEN/UBICACIÓN

FUNCIÓN

DESCRIPCIÓN

1

Línea de alta tensión

SSEE Punitaqui

Fuente Energía Electrica

Voltaje 13.1 KV _longuitud 20km Potencia 2018 kVA

1

Subestación 1

Exterior Mina

Alimentar Red Interior Mina

_Alimentación13,2kV _Salida 8kV Potencia 700 kVA

3

Subestación 2

Exterior Mina

Alimentar Red Exterior Mina

_Alimentación 13,2Kv _Salida 380 y 220v

4

5

6

7

8

Subestación 3

Centro de Poder 1

Centro de Poder 2

Celdas De Maniobra 1

Celdas De Maniobra 2

Interior Mina

Distribución Interior Mina

Potencia 2000kVA

Exterior Mina

Convertir La Tensión De Alimentación Exterior Mina

Transformar Tensión de Alimentación Para Equipos

Interior Mina

Convertir La Tensión De Alimentación Interior Mina

_Salida 5kV

_ Salida 380v Transformar Tensión de Alimentación Para Equipos_ Salida 380v

Exterior Mina

Segregación del Sistema de Distribución Eléctrico

Producir Interrupciones Programadas en Caso De Emergencia

Interior Mina

Segregación del Sistema de Distribución Eléctrico

Producir Interrupciones Programadas en Caso De Emergencia

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12.3 Iluminación Interior Mina. Para Nuestro Proyecto nos inclinamos por la utilización en términos de la iluminación interior mina de la luminaria MINEX, Fruto de la experiencia de Airfal. Ésta ha sido pensada tanto para un uso en áreas peligrosas como no peligrosas, con costes de mantenimiento bajos, una instalación sencilla, y mayor seguridad. La luminaria MINEX cumple con la normativa Atex y fue creada especialmente para la iluminación de minas y subterráneos, a su vez ha sido largamente utilizada en la industria minera a través de los años lo que nos brinda una mayor confiabilidad para su uso en nuestro proyecto.

En nuestro proyecto Utilizaremos la lámpara fluorescente TC_D a lo largo de la rampa de acceso, debido a que posee un espectro visible más amplio y posee un menor consumo energético comparada con las lámparas tradicionales incandescentes. Para la iluminación de la galería de transporte utilizaremos la lámpara de vapor de sodio debido a que posee una resistencia mayor a temperaturas altas de operación. Se aconseja que la Iluminaria no debe estar a más de 20m de separación para no perder el espectro visible.

133 | P á g i n a


12.3.1 Tipo de Lámparas Seleccionadas. Fuente de Luz

Ubicación interior Mina

T° Máx.(°c)

Peso (kg)

Alimentación (V/Hz)

Lámpara Fluorescente TC-D 45W

A traves de La Rampa

59

18.5

220 V/50Hz

Vapor de Sodio 110W

Galería de Transporte

100

19

220 V/50Hz

Para la extensión de la rampa necesitaremos 580 lámparas Fluorescentes TC-D de 45W, con una distancia de separación entre ellas de 12m para conservar un espectro visible adecuado al interior de la rampa. Para mantener iluminada la galería de transporte necesitaremos disponer de 92 lámparas de vapor de sodio de 110W, manteniendo una distancia de separación de 12m entre ellas. Requerimiento energía eléctrica en iluminación interior mina: 35.340 W (35.34 KW)

Apoyo de equipos de iluminación en localizaciones sin iluminación permanente: Para nuestra Mina La Porfiada seleccionamos el equipo Torre de iluminación de halogenuros metálicos con mástil manual HiLight V4.

Características y ventajas. Focos de halogenuros metálicos 4 x 1000 W. Consumo: 0.7 l/hr. Superficie iluminada 650 m2. 134 | P á g i n a


12.4 Cálculo Requerimientos Eléctricos. 12.4.1 Interior Mina. N° Equipos 2 8 2 1 1 1

Equipos Consumo Máx. Unitario (KW) Jumbos M2C 125 Motobomba Maxi 48 Motomoba Salvador Inox 3 Cubex 5200 92 Simba 364 65 Iluminación Interior Mina 35.34

Demanda (KW) 250 1152 18 93 65 35.34 1614 kW = 2017 kV

Cabe mencionar que el requerimiento energético del punto de arranque de las motobombas trifásicas es 3 veces la energía necesaria para su posterior funcionamiento.

12.4.2 Exterior Mina.

12.4.3 Iluminación Exterior Mina. Para la iluminación exterior mina no podemos utilizar tecnología LED, debido a que existe una restricción en su utilización en el exterior debido a la normativa de contaminación lumínica, aplicable desde la segunda a la cuarta región. Esta normativa, vigente desde el año 1998, no consideró inicialmente las futuras tecnologías. Al día de hoy, se encuentra en proceso de implementación la nueva normativa, la cual permitirá el uso de iluminación LED en las zonas antes mencionadas. Por lo tanto, en Mina la Porfiada utilizamos luminaria tradicional, basada en 4 torres HiLight E2.

135 | P á g i n a


Éstas torres solo necesita conectarse para ofrecer iluminación de manera inmediata, lo que la convierte en una solución sencilla para implementarla en nuestro exterior mina. Solo tendremos que enchufarla al suministro eléctrico para contar con una iluminación instantánea y segura para necesidades de seguridad o iluminación temporal. Características y ventajas. Área Iluminada por torre: 2000m2 4 lámparas de halogenuros metálicos de 400 W Mástil hidráulico seguro de 7 metros Hasta 32 unidades pueden cargarse en un camión Se pueden conectar hasta cuatro unidades en un suministro eléctrico. Requerimientos energéticos para iluminación exterior: 6400W

12.5 Cableado de Electrificación Mina. 12.5.1 Estándar de instalación. “Todo tendido eléctrico en una mina subterránea debe ir ubicado en cajas, opuesto a la ubicación de las redes de agua y de aire. En caso que esto no sea factible deberá ir ubicado en el techo o en un lugar más alto que las redes antes mencionadas.” (Art 220 - DS N° 132). “Las canalizaciones que cruzan áreas de transito deben estar a lo menos a dos metros diez centímetros (2,10 m) sobre el nivel del piso, o deben ser instaladas bajo tierra. Todas las redes eléctricas que deban pasar bajo tierra deben quedar debidamente protegidas y señalizadas.” (Art 225 – DS N°132) Analizando con respecto a la distribución de los otros servicios mina y las condiciones que establece el reglamento de seguridad minera, los cables deben quedar en la parte superior de la caja izquierda, la altura se considera tal como indica el reglamento sobre dos metros diez centímetros (2,10 [m]) para evitar cualquier contacto accidental con el personal que desarrolla sus actividades dentro de la mina, y la mayoría de los equipos que se movilizan dentro de esta. Aclarado esto y teniendo en cuenta el reglamento minero que rige nuestras operaciones hemos decidido utilizar 3 tipos de cables de transmisión de energía eléctrica para nuestras operaciones mina.

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12.5.2 Tipos de Cables. Proveedor Nexans ofrece cables a través de su gama de cables Powermine para todos los aspectos de las operaciones mineras, tanto de superficie como subterráneas. Nexans es uno de los mayores proveedores de cables eléctricos a nivel mundial para los proyectos Mineros.



POWERMINE D&T (Cable reflectante para Minería y Túneles)

Descripción: Tensión de Servicio 0,6 / 1kV Temperatura de Servicio 90°C Temperatura Sobrecarga de Emergencia 130ºC Temperatura de Cortocircuito 250°C

Uso/Aplicaciones. Para minería en ambientes secos o húmedos, a la intemperie, o donde se requiera un cable flexible y de alta resistencia mecánica. De extrema resistencia al arrastre, abrasión, desgarre y ́ como a la intemperie, ozono y agentes químicos. tracción, así

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FREETOX MZ (Cable armado para Minería subterránea – Alta-Media tensión)

Tensión de Servicio ICEA 5-8-15-25-35-46 kV IEC 3,6/6 - 6/10 - 8,7/15 - 12/20 - 18/30 kV Temperatura de Servicio 90°C Temperatura Sobrecarga de Emergencia 130ºC Temperatura de Cortocircuito 250°C

Uso / Aplicaciones. Multiconductor de potencia con protección mecánica adicional, para aplicaciones principalmente en minería.

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W (Cable Minero portátil).

Cables portátiles especiales para ser utilizados en equipos en movimiento. Tensión de Servicio 2-5 kV Temp de Servicio 90°C Temperatura de Cortocircuito 250°C Uso/Aplicación

Diseñado especialmente para alimentación de máquinas en movimiento, resistente a la intemperie, agentes químicos, a la llama y grandes solicitaciones mecánicas como arrastre, cortes, impactos, etc.

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12.6. Resumen Selección de Cables Mina la Porfiada.

MODELO

TIPO

USO

REQUERIMIENTOS (m)

PESO UNITARIO (kg/m)

DIAMETRO (mm)

POWERMINE D&T

CABLE REFLECTANTE

RAMPA Y GALERIAS

8540

2.2

34

FREETOX MZ

ALTA Y MEDIA TENSION

TRANSMISION SUBESTACIÓN

634

6.4

54

W PORTATIL

MOVILES

OPERACIONAL EQUIPOS

120

1.5

35

12.7 Soporte. 12.7.1 Soporte Red principal. Los conductores eléctricos serán soportados por colgadores de enganche redondos de alambre revestidos, se deben aferrar a la malla de fortificación o de una línea de cable de acero tensada instalada específicamente para este propósito. Estos soportes donde irán dispuestos la red de cables eléctricos de distribución de energía al interior de la mina, poseen una capacidad de carga límite de 7.22 kg, y serán puestos cada 3 metros para cumplir con los requerimientos máximos de sobrecarga.

12.7.2 Soporte Red Secundaria. La red secundaria de conductores será soportada al techo, en el lado izquierdo de este, con la finalidad de evitar lo máximo posible el contacto entre la red de electrificación y las tuberías que transportan agua industrial o drenaje. Los conductores secundarios serán soportaos mediante ganchos “J”, con anclaje a techo a límite con el vértice izquierdo de la galería, el cual se realizará por medio de un perno de anclaje 1.55m , para lograr una capacidad de carga límite de 10 kg; de ser necesario que los conductores fueran transportados por las cajas de la galería, esto debe ser a un mínimo de un metro cincuenta centímetros (1,50 [m]) con el mismo soporte y anclaje, y los mismos límites de distancia.

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12.8 Estocada de Servicio Eléctrico. Todas las frentes de trabajo, subnivel de perforación, preparación y producción, necesitan conductores eléctricos los cuales son derivados desde las estocadas eléctricas. Cada una de las estocadas debe tener como mínimo una caja de derivación de voltaje, para proporcionar el corte y suministro de energía a los subniveles y una caja para corte y suministro de energía a ventilador secundario para proporcionar la inyección de aire fresco a las frentes de ser necesario. A las entradas y salidas de las cajas el cableado debe estar ordenado e identificado, los cuales deben ser apoyados en soportes de gancho “J” para soporte lateral Para evitar los golpes de corriente a los trabajadores y/o a los equipos, todas las cajas eléctricas deberán contar con un sistema de protección como:   

Conexión a la línea de tierra Doble tapa con cierre a base de candado Diferencial de potencia

Además las estocadas deben cumplir con lo siguiente:    



Fortificación según recomendaciones Geomecánica Tienen que estar ubicadas a una altura mínima de un metro cincuenta centímetros (1.5 [m]) medidos desde la base de la caja. Deben estar debidamente iluminadas, por lo cual se debe instalar un tubo fluorescente por cada caja. Se debe establecer toda la señalética necesaria. La cual indique nombre, voltaje, equipos y sectores a los cuales otorga energía, e indicar el trabajo en ellas solo autorizando a personal especializado. Sistema de emergencia y control de incendios

Observación: Resguardos y condiciones aplicables a derivaciones de nivel.

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12.8.1 Grupo Electrógeno. Si bien el suministro de energía eléctrica proviene en casi su totalidad de una fuente externa proveniente de una subestación eléctrica, es necesario, para eventualidades o incidentes con la red de electrificación, se disponga de un grupo electrógeno para abastecer las necesidades mínimas de operación y servicios de la explotación. Es por ello que mina La Porfiada cuenta para el caso de eventualidades o incidentes con la red de electrificación de un grupo electrógeno, conformado por 2 generadores diésel que pueden entrar rápidamente en marcha para suministrar energía de emergencia a los equipos críticos, como lo serían mantener en funcionamiento los ventiladores principales del circuito de ventilación, servicios de emergencia, u operaciones de alto nivel. Los equipos seleccionados fueron 2 de la Gama de generadores transportables en contenedor QEC de 800-1250 Kva de Atlas Copco.

La gama QEC en contenedor, son fácilmente transportable, ofrece potentes soluciones para cubrir las necesidades de energía principal y de reserva. Pueden disponer de energía continua de 800 a 1250 kVA, 50 Hz, tiene un Sistema de gestión de energía, Filtración para trabajo pesado, Transporte sencillo, Bajo mantenimiento. La disposición de energía continua que satisface este equipo nos permitiría mantener el consumo eléctrico de la ventilación principal y operaciones de alta prioridad.

12.9 Mallas De Tierra. En las minas, los cables de distribución eléctrica y los circuitos de transmisión aérea llevan a la mina uno o más conductores de puesta a tierra, además de los conductores de línea. Cada pieza de un equipo AC tiene su estructura sólidamente conectada través de estos conductores a una malla de tierra de seguridad comúnmente situada cerca de la subestación principal y que consiste en enterrar conductores horizontales, varillas de tierra, o una combinación de ambos. El neutro del secundario del transformador de la subestación, también está conectado con la malla de tierra de seguridad. 142 | P á g i n a


La subestación en realidad requiere de dos mallas de tierra, instaladas a cierta distancia. Las descargas atmosféricas y otras descargas del transformador en el lado primario son dirigidas a la puesta a tierra del sistema o de la estación. La puesta a tierra del sistema y la puesta a tierra de seguridad deben mantenerse separadas de modo tal que el flujo de corriente que pasa por una, no afecte en la otra (acoplamiento). Es esencial para la operación segura del sistema eléctrico de minas que la resistencia de las mallas de tierra sea menor a 5,0 Ω. Una malla de tierra dentro de este rango de resistencia a menudo se le denomina malla de tierra de baja resistencia.

12.9.1 Puesta a tierra en minas subterráneas. Antiguamente en la minería subterránea se utilizaba como puesta a tierra una varilla de metal en el piso de la mina. En casi todos los casos, este sistema demostró ser inaceptable desde el punto de vista de la seguridad, pues la resistencia de contacto de la maquinaria minera con el piso de la mina es demasiada alta para una puesta a tierra adecuada. Como solución, Griffith y Gleim (1943) propusieron que la puesta a tierra de una mina subterránea debe ser ubicada en el exterior, es decir, en la superficie. Dicha práctica actualmente se utiliza en la m inería. Es por ello que en Mina La Porfiada, utilizaremos una forma simple de conexión a tierra, ésta es la de suministrar la energía a los equipos mediante cables trifásicos que entran a la mina, provenientes de un transformador. Dicha energía llega a equipos AC y a los rectificadores. Excepto por el sistema de transporte férreo, todas las carcasas de equipos alternos y continuos están conectados a una salida común que llega a la malla de tierra de seguridad en la superficie. Para que el sistema sea eficaz, los conductores de puesta a tierra deben ser permanentemente monitoreados para verificar la continuidad. En cada etapa de transformación de voltaje del sistema, tal como en los centros de poder, un punto neutro adicional debe establecerse en el secundario del transformador. El neutro se conecta a través de una resistencia de puesta a tierra al marco de los equipos, luego a los conductores de tierra, para llegar finalmente a la malla de tierra de seguridad de la superficie.

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13. SALIDA DE EMERGENCIA Según el Reglamento de seguridad minera, Decreto Nº 132 del Ministerio de Minería las salidas deben cumplir con los siguientes artículos: Artículo 58: “Las faenas mineras deben disponer de medios expeditos y seguros, para el acceso y salida del

personal desde cualquier parte de ella. Estos deben ser mantenidos en forma conveniente. Para facilitar la circulación, los caminos, senderos y labores deberán mantenerse en buenas condiciones y debidamente señalizadas” . Artículo 103: ‘’Las chimeneas o piques usados para tránsito de personal deben

ser debidamente habilitados para tal efecto con escaleras y plataformas de descanso. La distancia máxima entre canastillos o plataformas de descanso en el compartimento de escalas en piques verticales o de fuerte inclinación, será de cinco metros (5m), y el piso de cada canastillo deberá estar entablado con madera de un grueso mínimo de cinco centímetros (5 cm) o con otro material de resistencia equivalente o superior y colocarse alternadamente a lo largo del tramo total que cubre la escala. En casos calificados por el Administrador, se podrá usar rejilla de acero Kerrigan o de resistencia equivalente para piso de los canastillos, con el fin de permitir la circulación del aire ’’. Artículo 104: ‘’ Toda escalera o escala fija colocada, ya sea en un canastillo, plataforma o en cualquier labor, debe sobresalir un mínimo de ochenta centímetros (0,80 m) sobre el piso correspondiente, apoyada en caja firme y sujetada por sus pisaderas o travesaños. En la confección de estas escalas y escaleras, no solo se emplearán clavos para fijar las pisaderas o travesaños a los montantes. Estos, se deberán ajustar mediante ensambles, espigas o entalladuras. Las escaleras fijas deberán estar provistas de sus correspondientes pasamanos y a lo menos, tres (3) peldaños por metro. En instalaciones verticales se deberá disponer de canastillo de protección espaldar en toda su longitud, que impida caídas al vacío. Las escaleras de “patilla” podrán usarse aislad as y no en serie consecutiva y no tendrán más de

tres metros (3m) de largo c/u. Sobre este largo, se deberá usar otro tipo de escaleras más seguras’’ .

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Proyecto Sublevel Stoping LBH 2 Avance

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