Proyecto de diseño minero Grupo 7
Asignatura: Taller de Gestión minera Sección: 472 Nombre del docente: Pablo Fernández Canales Nombre de los integrantes del grupo :
Susan Acevedo Camila Plaza Miguel Quezada
Fecha de entrega: 10 de julio, 2018
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1. Introducción
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2. Desarrollo
a. Diseño de labores mineras subterráneo Para atacar el macizo rocoso, diseñamos dos accesos principales. La primera rampa es para transporte de personal con una longitud total de 2050 mts, y la segunda para transporte de mineral con una longitud de 1800 mts. Ambas rampas tienen una pendiente de 7°.
Se atacará el cuerpo con tres caserones de las siguientes dimensiones:
Caserón
Largo (mt)
Alto (mt)
Ancho (mt)
1
196
71
53
2
183
71
60
3
165
71
53
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b. Importación de datos de sondajes Se importaron los archivos assays, collar y survey. Se compositaron los sondajes, creando el archivo Holes, para luego también crear un cuerpo solido y un modelo de bloques. De aquí definimos un volumen y tamaño del yacimiento.
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c. Importación de datos topográficos Se importo el archivo contorno, y podemos observar las curvas de nivel de la topografía. De aquí definimos y se observa fácilmente la profundidad del yacimiento. Reafirmando si es método subterráneo.
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d. Desarrollo y preparación de los métodos de explotación El proceso de explotación conlleva la construcción de las siguientes partes dentro de la mina:
Nivel de producción y transporte
Construcción de una galería de transporte y de estocadas para transporte de carga, para habilitar los puntos de extracción minera. Para esto se desarrollaron estocadas para la extracción del material que se encuentra en las zanjas. En total se generaron tres estocadas de 40 mt, 9 estocadas de 30 mt y dos estocadas de 36 mt. El cuadro formado por las galerías de transporte principal tiene una longitud de 196mt x 207mt.
Zanjas recolectoras de mineral
También conocidas como embudos, son fracciones localizadas en la base del caserón, en la cual se acumula el mineral extraído de la mina. Zanja
Largo (mt)
Altura (mt)
Ancho (mt)
1
196
22
53
2
183
22
60
3
165
22
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Galerías
Utilizaremos Long Blasting Hole en tiros radiales por lo tanto desarrollamos tres galerías de arranque que atraviesan los caserones, se refiere a los niveles de perforación, los cuales están a una altura de 60 mts desde el nivel de producción y tienen una longitud de 317 mts cada una.
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Chimenea
Es una rampa que facilita el acceso a las galerías de perforación. Esta chimenea se ubica en la parte trasera del caserón. En esta se realiza la excavación de la cámara de compensación, también conocida como slot , a través de la cual se forja el corte inicial de todo el proceso.
El mineral se extrae en porciones de tajadas verticales, dejando la porción vacía. El mineral arrancado se recolectará en zanjas ubicadas en la base de los caserones.
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Luego se realizó el nivel de carguío y transporte en el que se toma en cuenta el uso de equipos LHD para la extracción, carguío y transporte del mineral hacia la rampa de transporte, donde es cargado a camiones para su transporte final a superficie.
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e. Evaluación de la estabilidad del macizo rocoso, mediante software correspondiente (Unwedge) Mediante este software se analizará la estabilidad del macizo rocoso en el método Sublevel Stoping. j
Dip
Dip Dir.
J1
83
130
J2
87
309
J3
83
88
Fricción
50°
Cohesión
1 t/m2
Q de Barton
0,9
Criterio aceptabilidad
1,5
Para comenzar a trabajar en el software se cambia la unidad de medida a ton/m2.
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En este método la galería presenta una sección 5 x 5 m2. Las coordenadas ingresadas al software son: 0,0 - 5,0 - 5, 2.5 (botón derecho “arc “, aceptar ) 2.5, 5 - 0,2.5 - 0,0, esto nos dará la forma de la galería como se muestra en la ilustración N°1.
Ilustración 1 Galería de sección 5x5.
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A continuacion se ingresan las cuñas, para esto, se ingresa al parametro denominado “analisis” y luego a “ input data” donde se agregan los datos principales, ya sea orientacion de las cuñas, cohesion, factor de seguridad y fricción.
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Ingresado los datos se obtienen las diferentes cuñas que presenta la galería. Cuña del este con factor de seguridad 145.002 Cuña Noroeste con un factor de seguridad de 26.118 Cuña del Norte con un factor de seguridad de 2.318 Cuña del sur con un factor de seguridad de 2.027 Cuña del Este con un factor de seguridad de 0.943
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Dado que las cuñas afloran en las cajas y en la corona de la galería se procede a proporcionar más estabilidad a estas.
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Primero se determina el tipo de excavación que se analiza, en este caso consideramos una galería de producción por lo cual se considera una “excavación minera permanente” . La elección
de esta entrega el dato de ESR 1,6 (como lo muestra la tabla N°1), este se utilizará para establecer el rango del extremo izquierdo en la ilustración N°1. Tabla 1 Categoría de excavación
Luego, para determinar el refuerzo que se aplicara a la galería en análisis se considera la intersección que se genera en la ilustración N°2, entre la altura de la sección dividida en el ESR, con el Q de Barton.
,6 =3,125 =
Q de Barton = 0,9 Ilustración N° 2
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En este caso el punto se sitúa en la zona número (4), la cual indica la forma de sostenimiento “Empernado sistemático con 40 – 100 mm de shotcrete sin refuerzo” (Tabla N°2). Tabla N°2 Tipo de sostenimiento. Zona
Forma de Sostenimiento
1
Sin sostenimiento
2
Empernado puntual
3
Empernado sistemático
4
Empernado sistemático con 40-100 mm de shotcrete sin refuerzo
5
Shotcrete reforzado con fibra, de 50 – 90 mm, y empernado
6
Shotcrete reforzado con fibra, de 90 – 120 mm y empernado
7
Shotcrete reforzado con fibra de 120 – 150 mm y empernado
8
Shotcrete reforzado con fibra > 150 mm, con cerchas reforzado de shotcrete y empernado
9
Revestimiento de concreto moldeado
Entre los rangos de 40 – 100 mm de shotcrete que entrega la forma de sostenimiento 4, se escoge el mayor, ya que se desea la mayor seguridad, por lo tanto, se procede a agregar el shotcrete a la galería en análisis de la siguiente forma. “shotcrete properties”.
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Al adicionar el shotcrete a la galería en análisis se logra apreciar un aumento del factor de seguridad que poseían las cuñas que afloran en las cajas y la corona de la galería, tomando de ejemplo la cuña número (7), la cual pasa de FS: 0.943 a FS: 15.759 lo cual ya estaría dentro del criterio de aceptabilidad necesitado (FS: 1.5). La determinación del largo y espaciamiento de los pernos se realiza de la siguiente forma:
Dado el Q de Barton, este se proyecta hacia arriba el cual alcanza la línea que entrega la separación entre pernos o bulones en zonas con hormigos proyectado, este toca la zona donde se tiene dos rangos 1,5 m y 1,7 m, de estos se selecciona el menor de estos ya que entregara una mayor seguridad. Por otra parte se tiene la división entre la altura de la galería y el ESR que nos entrega el número 3,125 con este se alcanza el extremo de “longitud de bulones o pernos” la cual se obtienen los rangos de 1,5 - 2,4 metros, como se menciona anteriormente se desea la mayor seguridad por lo tanto se prefiere el de mayor longitud.
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Agregada la fortificación necesaria (shotcrete y pernos) se alcanza un Factor de seguridad adecuado en la galería analizada, obteniendo como resultado: Cuña Este F.S: 351.870, Cuña Ingeniería en Minas 20
Noroeste F.S: 1720.602, Cuña Norte F.S: 94.711, Cuña Sur F.S: 2.027 y en la cuña Oeste F.S: 16.057 respectivamente.
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f. Diseño malla tronadura y diagrama de disparo, mediante software correspondiente (JkSimblast) El software utilizado es JKSimblast 2D face para minería subterránea con método sublevel stoping. Datos:
Sección
5x5
Ø de pozo
76 mm (3’)
Tiro de alivio
102 mm (4’)
Largo del pozo
3.3 m
Taco de pozo
0.76 m
Taco de cuadrantes
1.02 m
Datos de diseño de malla: Cuadrantes
m
1
0.11
2
0.16
Zapatera
0.55
Caja
0.65
Contorno
3.10
Auxiliares
0.65
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Para el diseño de la malla se realizaron los siguientes cálculos: Rainura: Cuadrante 1 2
Burden (B) 1,5*D2 B1*√2
Espacio (Ah) B1*√2 1,5*B2*√2
Resultados: Cuadrante 1 Cuadrante 2
0.11 m 0.16 m
Carga lineal cuadrante 1:
=∗∗∗ ∗(.)∗( )
Donde: D2: Tiro de alivio (m) d1: diámetro de pozo (m) c: Constante roca muy buena: 0.6 roca buena: 0.5 roca media: 0.4
Q1= 0,47 kg/ m
Carga lineal cuadrante 2: q = q1 * 1,5 Q2= 0,71 kg/ m
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Cálculo de Burden zapatera, contorno y auxiliares:
∗ = .∗ √ ∗∗/ Donde: En la siguiente tabla se presentan los datos con los cuales se reemplazará en la formula.
Zapatera Contorno Auxiliares
F 1.45 1.2 1,2
S/B 1.0 0,8 1.25
q 0.7 * q 90* d12 q
Resultados: Burden Zapatera Burden Contorno Burden Auxiliares
0.55 m 3.10 m 0.65 m
Calculo de largo del pozo:
=.+. +.∗.∗−, ∗∗()^ (. =. −, )^ =.
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Numero de pozos: Cuadrante 1 Cuadrante 2 Zapatera Contorno Auxiliares
4 4 10 15 15
Ilustración: Diseño de malla Datos de explosivos:
Los explosivos utilizados para esta malla son de la empresa ENAEX. Iniciador
Tronex Plus (1333)
Zapatera
Tronex Plus
Contorno
Anfo a granel
Auxiliar
Softron
Cuele
Blendex 930
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Cada pozo exceptuando el tiro de alivio tendrá un iniciador. Calculo del Largo de carga (Lc)
=−(∗ ø)−() =.=. −. −. Calculo de cartuchos en zapatera: Explosivo: Tronex plus (1333) Medida: 0.20 m
..= .. ..= . ≈
Calculo de cartuchos en contorno: Explosivo: Softron Medida: 0.508 m
. = .. ..= . ≈
Calculo de cartuchos en auxiliares: Explosivo: Emultex (199) Medida: 0.20 m
..= .. .. = .≈
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Calculo del Largo de carga (Lc)
−(∗ ø)−() =.=. −. −. Calculo en kg de explosivo cuadrante 1: Explosivo: Anfo a Granel
.=∗. ..=.=.∗. Calculo en kg de explosivo cuadrante 2: Explosivo: Anfo a Granel
.=∗. ..=.=.∗.
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A continuación, se mostrará cada explosivo con sus datos mediante las siguientes imágenes:
Zapatera
Contorno
Auxiliares
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Cuadrante 1
Cuadrante 2
Para los iniciadores, se utilizaron los implementos de la empresa Orica. Iniciador Cuadrantes Aux, zapatera y contorno
Pentex H booster Exel MS1 a MS16 Exel LP
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Ilustración: Malla de disparo cargada y con iniciadores.
Para el amarre se utilizó Generic uni – direccional.
Malla de disparo con amarre
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A continuación, se procede a la simulación de la malla de disparo:
Ilustración: Simulación de la malla de disparo Posteriormente, se procede a demostrar la distribución de energía
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g. Plan de Prevención (Matriz de Riesgo) Para el análisis de riesgo en la mina, se realizo mediante el Office Excel una planilla de prevención para evitar posibles accidentes que retrasen la producción de la mina. Para esta matriz se tomarán en cuenta 4 parámetros; perforación, tronadura, carguío y transporte.
En primera instancia se analizan los 4 parámetros ya sea, perforación, tronadura, carguío y transporte con los puestos de trabajos respectivos, la situación en la que los trabajadores se presentan y el incidente propiamente tal que se puede generar en cada uno de los parámetros nombrados.
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Para la tabla mostrada anteriormente, se muestran las posibles medidas de control para cada uno de los procesos. Finalmente, mediante la tabla de evaluación y clasificación de riesgos entregada por la ASH, se llego a los niveles de peligro como se observa en la tabla, implementando así nuevas medidas de control para evitar a futuro posibles accidentes.
Tabla de niveles de riesgo de la ASH
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h. Aspectos económicos (precio mineral, ritmo de explotación, costos de operación, etc.)
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i. Flujo de caja (VAN, TIR)
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