TRONADURA Tesis

UNIVERSIDAD DE ATACAMA FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MINAS

MEJORAMIENTO Y ANALISIS TECNICO-ECONOMICO DEL ESTADO DE LAS LABORES EN DESARROLLO

BRYAN MAURICIO CUEVAS SANTANA 2015

UNIVERSIDAD DE ATACAMA FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MINAS

MEJORAMIENTO Y ANALISIS TECNICO-ECONOMICO DEL ESTADO DE LAS LABORES EN DESARROLLO

“Trabajo de titulación presentado en conformidad a los requisitos para obtener el título de ingeniero civil en minas”

Profesor guía: Sr. Luis Álvarez

BRYAN MAURICIO CUEVAS SANTANA 2015

DEDICATORIA

Este gran objetivo alcanzado se lo quiero dedicar especialmente a las personas que no están presente físicamente, pero sé que mientras exista el recuerdo en cada una de nuestras mentes y corazones nos acompañan en todo momento y sé que de donde estén, constantemente me han cuidado y ayudado para poder conseguir este título tan anhelado que ya me ha brindado muchos frutos y espero así con la ayuda de ellos alcanzar muchas metas que me esperan en el camino, con esto me refiero especialmente a mi tío-hermano Sebastián Cuevas, a mi abuelo Héctor Santana y tía Ilda Troncoso. También obviamente dedicárselos a mi gran familia que en todo este tiempo han sido mi gran pilar.

AGRADECIMIENTO

En primer lugar agradecer a dios por estar ahí en todo momento, siempre confiando y poniendo el destino en sus manos, si algo he aprendido es que todas las cosas pasan por algo, me vine a una ciudad donde tuve que empezar de cero y lo más importante, pude terminar con mis estudios y conocer grandes personas que hasta hoy en día me acompañan, en segundo lugar a mi familia especialmente a mis padres Mauricio Cuevas Valdés y Luz Santana Revillar quienes siempre confiaron en mí, en mis capacidades y nunca me dejaron solo, sin ustedes nada de esto hubiese sido posible, a mis abuelos que son fundamental en mi vida y mi familia en general. En segundo lugar a esas personas que conocí en esta ciudad que ahora es mi ciudad empezando por Katherine Carrizo y su familia quienes han estado en todo momento y han sido mi segunda familia, mi querido hermano Paulo Valdés que ya son años de amistad y es parte de mi familia, Camilo Camilla una gran persona y gran amigo, Arturo Reinoso, Raúl Molina, Fabián Adaos, José Luis Vallejo, Pablo Vallejo y por último a mi amigos de carrera y la familia Troncoso. Para finalizar a la empresa SCM Carola quienes me brindaron la oportunidad de realizar esta tesis y ahora ser parte de la compañía, a Don Ricardo Campos quien fue el encargado de entregarme los conocimientos necesarios para ser el profesional que ahora soy, por sus consejos y siempre brindarme su apoyo y en general a todo el personal que se vio involucrado en este proceso.

“Si al algo me identifica en la vida es, el que obra bien le va bien en la vida…”

ÍNDICE

CAPITULO 1: RESUMEN EJECUTIVO …………………….………………13 1.1 Introducción……………….…………………………….……………….13 1.2 Objetivos Generales…………………………………………….………14 1.3 Objetivos Específicos…………………………………………………..14 1.4 Alcances y restricciones……………………………………………..…15

CAPITULO 2: ANTECEDENTES GENERALES........................................16 2.1 Antecedentes Generales SCM Carola..............................................16 2.1.1 Reseña Histórica……….….…………………………………....16 2.1.2 Ubicación y Accesos….…….…………………………………..17 2.1.3 Clima…………………………………………………………...…19 2.1.4 Administración y personal………………………………………19 2.1.5 Recurso hídrico...………………………………………………..19 2.1.6 Energía eléctrica………………………………………………...20 2.1.7 Abastecimientos e insumos…………………………………….20 2.1.8 Planta de beneficios…………………………………………….20

CAPITULO 3: GEOLOGÍA.........................................................................22 3.1 Marco geológico general……………………………………………….22 3.1.1 Rocas estratifícadas y volcánicas……………………………..22 3.1.2 Rocas instrusivas y metamórficas …….………………………25 3.1.3 Estructuras………………………..……….…………………..…26 3.1.4 Ambiente geotectónico…………..……….………………….…27 3.2 Geología local………….………………………………………………..29 3.2.1 Rocas estratifícadas…………………….……………………....30

3.2.1.1 Formación Punta del Cobre …………………………30 3.2.1.2 Formación Abundancia………………….……….…...31 3.2.1.3 Formación Nantoco……………….……...………...…32 3.1.1.4 Depósitos de Terrazas…………..……………………32 3.1.1.5 Depósitos Aluviales Coluviales y Eluvios.……….…33 3.2.2 Estructuras……………………………………….……………....33 3.3 Composición mineralógica……………………………………………..34 3.3.1 Tipos de mineralización..……………………………..………...35

CAPITULO 4: METODO DE EXPLOTACION …………………………..….37 4.1 Reseña histórica de la explotación de SCM Carola…………………37 4.2 Antecedentes método de explotación Sub Level Stoping………….38 4.3 Sub Level Stoping utilizado en SCM Carola…………………………39 4.4 Explotación del cuerpo………………………………………………....41 4.4.1 Desarrollo y Preparación.…………….………………………...41 4.4.1.1 Polvorín……………………………….. ………………..42 4.4.1.2 Flota de equipos…………………..………………..…43 4.4.2 Producción.…………………….………………………………...44 4.4.2.1 Perforación y tronadura……………..………….…….44 4.4.2.2 Flota de perforación.…………...…..…………………47 4.4.2.3 Carguío y Transporte………..………..………………48 4.4.2.4 Flota de Carguío y Transporte……..…..……………49 4.4.3 Fortificación.………….……………………………………….....50 4.4.3.1 Fortificación Activa..……..………..…………………..50 4.4.3.1 Fortificación Pasiva..………………..…………..….…52 4.4.4 Ventilación……………….……………………………………….54 4.4.5 Drenaje y agua industrial……………………………...............57

CAPITULO 5: CONCEPTOS DE PERFORACION Y TRONADURA........60 5.1 Perforación………………………………………………………………60 5.1.1 Método Rotopercutivo……..….………………………………...62 5.1.1.1 Perforación con martillo en la cabeza……..……..…65 5.1.1.2 Perforación con martillo en el fondo..……..………...66 5.1.1.3 Accesorios perforación rotopercutiva……………….69 5.2 Explosivos……………………….……………………………………….70 5.2.1 Propiedades de los explosivos..……………………………….71 5.2.2 Explosivos industriales..………………..……………………….71 CAPITULO 6: AVANCE DE LABORES EN DESARROLLO......................82 6.1 Ciclo minero de desarrollo en SCM Carola......................................82 6.1.1 Preparación……………..………………………………………..84 6.1.2 Marcación topográfica y diagrama………….…………………84 6.1.3 Perforación de los tiros.………………………………………...86 6.1.4 Carguío de explosivos…………………………………………..87 6.1.5 Ventilación………………………………………………………..89 6.1.6 Inspección de la frente (chequeo de gases) …………………90 6.1.7 Carguío y transporte…………………………………………….90 6.1.8 Acuñadura…………..……………………………………………90 6.1.9 Raspaje………..…………………………………………………91. 6.1.10 Fortificación…………..………………………………………...91 6.2 Geomecánica en SCM Carola…………………………………………92 6.2.1 Distribución de esfuerzos en el diagrama actual…………….92 6.3 Diagramas actuales………………………………………………….…95 6.3.1 Características teóricas de los diagramas……………………95 6.3.2 Control de datos en terreno………………………………..…101 6.4 Costos por disparo………………………………………………….…105

6.4.1 Costos de aceros………………………………………………105 6.4.2 Costos de explosivos………………………………………….105 6.4.3 Costo total del disparo…………………………………………106 6.5 Potenciales problemas en los estados de las labores………….…107 6.5.1 Preparación…………………………………………………..…107 6.5.2 Topografía………………………………………………………107 6.5.3 Desviación de tiros…………………………………………….107 6.5.4 Incorrecto uso de explosivos…………………………………108 6.5.5 Geología local…………………………………………………..108 6.5.6 Aplicación y uso de tacos de greda………………………….108

CAPITULO 7: DISEÑO DE DIAGRAMA DE DISPARO...........................109 7.1 Método Roger Holmberg................................................................109 7.1.1 Introduccion………………………………………………….…109 7.1.2 Primer cuadrante……………………………………………….113 7.1.3 Segundo cuadrante……………………………………………117 7.1.4 Tercer cuadrante……………………………………………….120 7.1.5 Cuarto cuadrante………………………………………………120 7.1.6 Cálculo de zapateras…………………………………………..121 7.1.7 Cálculo de coronas…………………………………………….124 7.1.8 Tiros de caja……………………………………………………126 7.1.9 Diseño de tiros auxiliares……………………………………..128 7.1.9.1 Tiros auxiliares de caja..…………………………….128 7.1.9.2 Tiros auxiliares de corona…..…………..………..…130 7.2 Secuencia de inicio y retardos…………………………………….…132

CAPITULO 8: DIAGRAMAS PROPUESTOS..........................................136 8.1 Diagramas teóricos propuestos…………………………………...…136 8.1.1 Diagrama teórico sección 5x4 m2……………………………136 8.1.2 Diagrama teórico sección 6x4 m2……………………………142 8.2 Utilización software J.K Simblast………………………………….…148

CAPITULO 9: RESULTADOS Y ANALISIS DE LOS DIAGRAMAS.........155 9.1 Procedimiento de trabajo……………………………………………..155 9.2 Resultado de los diagramas propuestos……………………………157 9.3 Análisis del estado de las labores y sobre excavación……………158 9.4 Avance efectivo del disparo…………………………………………..160

CAPITULO 10: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.................164

ANEXO I: SOBRE-EXCAVACION ACTUAL EN SCM CAROLA………..168 ANEXO II: DIAGRAMA DE PERFORACION……………………………...174 ANEXO III: ESCIFICACIONES TECNICAS Y DE COSTOS DE LOS NUEVOS DISEÑOS………………………………………………………….177

ÍNDICE DE FIGURAS, TABLAS Y GRAFICAS

FIGURAS 2.1 Mapa ubicación Minera Carola………………………………………..…18 2.2 Planta Coemin……………………………………………………………..21 3.1 Mapa geologico regional………………………………………………….22 3.2 Perfil transversal…………………………………………………………...34 4.1 Metodo de exlotacion utilizado actualmente en Carola……………….40 4.2 Equipo Rocket Boomer 282………………………………………………43 4.3 Planilla de perforación en realce…………………………………………45 4.4 Planilla de perforación en banqueo……………………………………...46 4.5 Camión Volvo A 40-F……………………………………………………..49 4.6 Esquema de ventilación VENTSIM……………………………………...57 4.7 Esquema circuito de la red de drenaje y agua industrial……………...59 5.1 Principio de barrido de un pozo………………………………………….64 5.2 Elementos sarta de perforación………………………………………….69 6.1 Zonas de una frente……………………………………………………….83 6.2 Ejemplo de marcado de frente…………………………………………...86 6.3 Dirección del cebo…………………………………………………………88 6.4 Excavación desarrolladla por SCM Carola……………………………..94 6.5 Diagrama de perforación 5x4 m2……………………………………..…96 6.6 Diagrama de perforación 6x4 m2………………………………………..99 7.1 Método del cráter, para determinar H………………………………….111 7.2 Error de perforación……………………………………………………...112 7.3 Abertura rectangular del cuadrante…………………………………….117 7.4 Burden y espaciamiento…………………………………………………119 7.5 Ángulo de inclinación…………………………………………………….122

7,6 Salida de roca por retardo…………………………………...………….133 7.7 Secuencia de salida en orden numérico………………………………134 7.8 Salida del disparo por sector……………………………………………134 8.1 Rainura……………………………………………………………………140 8.2 Diagrama de perforación 5x4…………………………………………...142 8.3 Rainura……………………………………………………………………146 8.4 Diagrama de perforación 6x4…………………………………………..148 8.5 Esquema modelo EDD………………………………………………….149 8.6 Escala de efecto del explosivo sobre el macizo rocoso……………..153 8.7 Distribución de energía, sección 5x4…………………………………..153 8.8 Distribución de energía, sección 6x4…………………………………..154 9.1 Avance de disparo……………………………………………………….160 TABLAS 3.1 Columnas estratificadas………………………………………………….29 4.1 Propiedades de los explosivos…………………………………………..42 4.2 Propiedades de los explosivos…………………………………………..47 4.3 Características de pernos helicoidales………………………………….51 4.4 Datos técnicos………………………………………………………….….51 4.5 Características de pernos split set…………………………...………….52 4.6 Características malla……………………………………………………...53 5.1 Velocidad de rotación en función del tipo de roca…………………..…67 6.1 Características de la labor………………………………………………..95 6.2 Distribución de tiros……………………………………………………….95 6.3 Distribución de los explosivos por disparo……………………………...97 6.4 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo………………..97 6.5 Características de la labor………………………………………………..98 6.6 Distribución de tiros……………………………………………………….98 6.7 Distribución de los explosivos por disparo……………………………...99

6.8 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo………………100 6.9 Características sección 5x4…………………………………………….101 6.10 Características sección 6x4…………………………………………...103 6.11 Costos aceros…………………………………………………………..105 6.12 Costos explosivos sección 5x4………………………………………..105 6.13 Costos explosivos sección 6x4………………………………………..106 6.14 Costo total sección 5x4………………………………………………...106 6.15 Costo total sección 6x4………………………………………………...106 7.1 Factor de fijación y relación S/B........................................................128 8.1 Resumen de los cuadrantes…………………………………………….137 8.2 Resumen tiros de contorno……………………………………………..138 8.3 Resume tiros auxiliares………………………………………………….139 8.4 Resumen de los cuadrantes…………………………………………….143 8.5 Resumen tiros de contorno……………………………………………..144 8.6 Resumen tiros auxiliares………………………………………………..145 8.7 Input ingresado al programa……………………………………………152 9.1 Características labor 5x4………………………………………………..157 9.2 Características labor 6x4………………………………………………..158 GRAFICAS 5.1 Influencia del empuje sobre la velocidad de penetración……………..64 5.2 Velocidad de perforación según profundidad del barreno…………….68 5.3 Velocidad de detonación por diámetro de carga………………………74 7.1 Avance a la profundidad de los tiros, para diferentes diámetros del tiro vacío……………………………………………………………………………112 7.2 Relación de burden entre tiros PRC con diámetro de tiro hueco…..114 9.1 Sobre excavación en labor 5x4…………………………………………159 9.2 Sobre excavación en labor 6x4…………………………………………160 9.3 Avance efectivo sección 5x4……………………………………………162

9.4 Avance efectivo sección 6x4……………………………………………164

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CAPITULO 1: RESUMEN EJECUTIVO

1.1 Introducción A través del tiempo cabe destacar la gran importancia que ha ido obteniendo la minería subterránea

debido a que los yacimientos

geológicos de interés económico cada vez se encuentran a mayor profundidad a causa de la masiva explotación de recursos minerales en los últimos años, siendo cada vez más difícil encontrar yacimientos de buena ley relativamente cerca de la superficie. En el mundo de la minería existen en grandes rasgos 2 etapas necesarias para poder extraer el mineral: Desarrollo y Producción, siendo la primera una actividad de gran movimiento y versatilidad en todas las operaciones que comprenden este ciclo, debido a la gran cantidad de laboreos a realizar para poder acceder al cuerpo mineral. Dentro de estas operaciones unitarias es de vital importancia un buen procedimiento en la perforación y voladura, ya que sus resultados afectaran directamente en los costos y desarrollo de las otras actividades, principalmente la fortificación. En el presente trabajo documenta el estudio de las operaciones de Perforación y Voladura en el área de desarrollo de las diversas frentes en avance, para así poder lograr un mejoramiento en el estado de las labores, disminuir la sobre excavación y con esto minimizar la fortificación lo que se verá reflejado en un menor costo de este, analizando todas las variables que afecten tal procedimiento. Para un desarrollo armónico e integral de este trabajo es necesario estudiar

los conceptos

de

perforación

y

voladura,

antecedentes geológicos y geomecánicos de la mina.

manejar

los

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1.2 Objetivos Generales El objetivo de la presente investigación es en primer lugar poder mejorar el estado en que se encuentran las frentes en desarrollo, pisos, cajas y techo, reduciendo la sobre excavación con el fin de realizar una menor fortificación reduciendo los costos. Para esto se realizará un análisis exhaustivo de todas las operaciones que

contemplan

el

ciclo

minero

del

desarrollo,

enfatizándose

principalmente en la perforación y voladura, modificando el diagrama de disparo utilizado actualmente en SCM Carola, probando otros métodos empíricos de diseño de diagramas. En segundo lugar se analizaran todos los semblantes que puedan afectar el resultado de esta investigación pero que no estén directamente relacionados con el diseño de diagramas, como la preparación de la frente, marcación topográfica (gradientes, cajas, techos), acuñadura, entre otras.

1.3 Objetivos Específicos  Revisar las condiciones en el que se encuentra la frente: preparación, marcado, ventilación y servicios.  Realizar un seguimiento de los diagramas de disparo actualmente utilizados en las diferentes labores, desde su preparación hasta el carguío de explosivos.  Análisis completo del resultado del disparo.  Identificar las diversas variables que causan perdidas y mal estado de las frentes.  Medición de la eficiencia de los nuevos diagramas de disparo y estado resultante de la frente.

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 Evaluación de aspectos técnicos y económicos del nuevo diagrama, realizando una comparación con el anterior.  Modificar diagrama de disparo

1.4 Alcances y Restricciones El alcance de este proyecto abarca 2 frentes ubicadas en diferentes niveles

que

se

encuentran

en

desarrollo

en

Minera

Carola,

específicamente: 2

- Nivel 127, Galería de Fortificación (Sección 5x4 m , Pendiente 0 ¿ 2

- Nivel 90, Cruzado 3 (Sección 6x4 m , Pendiente−8 ¿ Las restricciones estarán condicionadas por el seguimiento continuo de las frentes que se encuentran en avance para analizar y tomar las mediciones, debido al dinamismo que posee la minería, en primer lugar por la disponibilidad de los equipos que se ven involucrados en desarrollo tales como los boomer, equipos guía, equipos de levante, scoop y bell debido a que muchas veces pueden atrasar la operación por fallas mecánicas

u

operacionales.

Otra

restricción

está

referida

a

la

coordinación y cooperación que debe existir entre los departamentos de ingeniería, geología y operaciones mina. Además cabe destacar como restricción el recurso y el tiempo disponible para poder realizar la investigación.

CAPITULO 2: ANTECEDENTES GENERALES

2.1 Antecedentes generales SCM Carola

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2.1.1 Reseña histórica Existen antecedentes de la explotación del distrito minero Punta del Cobre, en el siglo XVII y principios del siglo XVIII, realizada por los expedicionarios españoles, aunque existen evidencias de trabajos aislados, que se efectuaron con anterioridad a la llegada de estos, por los pueblos originarios del sector. Mina Carola es el resultado de la extensión ininterrumpida de las labores realizadas en la antigua Mina Agustina la cual data del siglo XIX. Los primeros trabajos conducentes a la construcción de la Mina Agustina comenzaron en el año 1840, en la que la explotación se realizaba mediante un pique máquina. Luego de haber pasado más de un siglo y con fecha 26 de junio de 1956 tiene origen la formación de la “Compañía Minera Agustina”, sociedad que conto con un total de 70 accionistas con participación variada. Su explotación se realizaba a través de los métodos shrinkage, sub level stoping y chimeneas de rebaje, métodos muy utilizados en el pasado debido a la poca mecanización existente. Posteriormente esta sociedad es adquirida en el año 1988, llamándola “Sociedad Contractual Minera Carola”, SOCOMICA, en la actualidad su explotación se realiza por medio del método conocido como Sub Level Stoping Long Blasting Hole. Este fue implementado en el año 1999, con la única finalidad de incrementar fuertemente la producción. Actualmente “Mina Carola” alcanza una producción de 140.000 ton/mes, con una ley media de 1,3% de sulfuro primario de cobre, de las cuales se envían 125.000 toneladas a Planta Cerrillos, Coemin, las que a través de un proceso de flotación permiten obtener alrededor de 5.000 toneladas de concentrado de cobre con una ley promedio de 26,5 %, las 15.000 toneladas restantes son enviadas a planta Matta.

2.1.2 Ubicación y accesos

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Mina Carola, está ubicada en el Distrito Minero Punta del Cobre, al sur de la comuna de Tierra Amarilla, a unos 21 Kilómetros al Sur-Este de la capital regional de Copiapó, en la tercera región de Atacama. El acceso a la zona se efectúa por la carretera pavimentada, C-35, que corre paralela al rio Copiapó, atraviesa la localidad de Tierra Amarilla, de allí se continua al Este por un camino asfaltado por un trayecto de 1 Kilometro. Las coordenadas geográficas son 27° 30` latitud Sur y 70° 15` longitud Oeste, con una cota media de 540 m.s.n.m. sus coordenadas UTM son 6.957.885 N Y 375.515 E.

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Figura 2.1 Mapa Ubicación Minera Carola

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2.1.3 Clima El clima del sector corresponde a una zona seca templada en el invierno y subtropical en verano, sus principales características son las elevadas temperaturas durante el día, ausencia de nubosidad y precipitaciones. La temperatura anual media corresponde a 15° C y la humedad tiende a desaparecer en la medida que penetra hacia el interior de los valles y cordones de cerros transversales.

2.1.4 Administración y personal La organización de la Sociedad Contractual Minera Carola está compuesta en base a Subgerencias, Superintendencias, Departamentos y jefes de Área y Jefes de turno, que operan en las áreas de operación, área Administrativa, área de Servicios y área de Staff. El área de Operaciones, dirigida por la Gerencia de Operaciones, opera con la Superintendencia de Minas, Superintendencia de Geología, Superintendencia de Ingeniería, Superintendencia de Mantención y jefes de turno. El área Administrativa, el área de servicios y área de Staff, operan con Superintendentes y Jefes de Departamentos.

2.1.5 Recurso hídrico El agua potable que se ocupa en la faena es extraída mediante un pozo captador, que se ubica en Planta Cerrillos ubicada a 11 Kilómetros al SurEste de la Mina, estas aguas, son cloradas en la misma planta para luego, ser transportadas a través de camiones aljibes.

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El agua industrial que se utiliza en los trabajos en interior mina, se obtiene de la recirculación de las aguas de los bolsones confinados de que se drenan en la Mina previo paso por los pozos decantadores ubicados en distintos niveles en interior mina. Esta agua también es aplicada en el control del polvo, regadío de caminos y patios.

2.1.6 Energía eléctrica La energía eléctrica necesaria que requiere la faena, es proporcionada por EMELAT a través del SIC (sistema interconectado central) la que entrega una tensión de 23.000 voltios, la que es recepcionada en la subestación eléctrica situada en Agustina, luego, es transportada a interior mina por una línea de 4.160 voltios, la que es recepcionada por varios transformadores de 200 y 500 KVA. Cada uno entregando una tensión de 400 voltios a los diferentes equipos mineros.

2.1.7 Abastecimientos e insumos El abastecimiento básico de insumos se realiza en la ciudad de Copiapó y Tierra Amarilla, mientras que los insumos y repuestos más específicos y costosos son encargados a la ciudad de Santiago, para este fin existe un departamento encargado de realizar las cotizaciones y adquisiciones.

2.1.8 Planta de beneficio La Sociedad Contractual Minera Carola tiene una producción de 140.000 ton/mes. La cual se distribuye a Planta Cerrillos perteneciente a Coemin, situado a unos 15 Kilómetros de la mina que tiene una capacidad de tratamiento de 125.000 ton/mes, el tonelaje restante es enviado a Planta Matta.

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Planta Coemin, es una planta de tratamiento de flotación, en la cual se procesan sulfuros primarios de calcopirita, con una ley media de 1,3% de Cobre, que permite obtener alrededor de 5.000 toneladas de concentrado de cobre con una ley promedio de 26,5%. En el año 2005 se han realizado una serie de mejoras y ampliación de su capacidad nominal, la cual permitió aumentar la capacidad de la planta a 180.000 ton/mes de cobre. Además debido a los altos contenidos de Esfalerita, detectados en profundidad del cuerpo 8 Transito se han realizado una serie de pruebas con la intención de obtener un concentrado de Zinc, esto sin lugar a dudas incrementaría el beneficio, adquiriendo el cuerpo 8 Transito un carácter de mena polimetálica. Figura 2.2 Planta Coemin

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CAPITULO 3: GEOLOGÍA

3.1 Marco geológico regional En la zona se reconocen rocas estratificadas volcánicas y sedimentarias con características marino-continentales distribuidas en franjas continuas y semicontinuas, en el sector oriental y sur. También se encuentran rocas metamórficas y cuerpos intrusivos en la parte media occidental, todas estas rocas se encuentran cubiertas por sedimentos cuaternarios de terrazas, aluvios y coluvios. Figura 3.1 Mapa geológico regional

3.1.1 Rocas Estratificadas y Volcánicas Las rocas más antiguas tienen una edad cretácico inferior (Neocomiano), y pertenecen a la Formación Punta del Cobre, ella se compone de lavas

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de composición andesitica intercaladas por volcanoclastos y sedimentitas. La presencia de “pillow-lavas” las define como flujos marinos, la potencia total se desconoce, estimándose en más de 680 metros. Sus afloramientos se agrupan en una franja de dirección NE-SW de casi 20 kilómetros de largo y que en la zona de contacto con los cuerpos intrusivos, forma una secuencia de rocas metamórficas. Sobre la formación anterior yace en disconformidad la Formación abundancia. Esta secuencia tiene su localidad tipo en la mina homónima. Está constituida principalmente por calizas alternadas con areniscas, conglomerados y volcanoclastos que disminuyen al techo. Su potencia aumenta al NW de 60 a más de 400 metros, la fauna fósil de sus capas permite datarla en el Valanginiano superior. Esta es una amplia franja de dirección

NE-SW,

indiferenciada

de

la

formación

Nantoco,

que

estratégicamente yace sobre la concordantemente. La Formación Nantoco, tiene su localidad tipo en las cercanías del pueblo Nantoco. Está constituida principalmente por calizas gris oscuras y clara, intercaladas con lutitas calcáreas. Su potencia se estima en 875 metros y su edad, de acuerdo al contenido fáunistico, corresponde al Hauteriviano superior. Concordante sobre esta, yace la Formación Totoralillo, definida al SE de la localidad del mismo nombre. Esta Consiste de lutitas calcáreas gris clara a oscuras, alternadas con calizas. Su potencia alcanza los 226 metros en la quebrada Meléndez y su edad se determinada faunisticamente, corresponde al Hauteriviano superior. La coincidencia de las edades respecto a la formación Nantoco se explica con una estructura de cabalgamiento que las sobrepone. La Formación Pabellón yace concordante sobre la anterior, se distingue claramente por la “presencia de capas básales de pedernal negro”. Se encuentra típicamente expuesta en el pueblo pabellón y consiste fundamentalmente de calizas y pedernal, intercalados con sedimentos

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clásticos (areniscas, conglomerados y brechas). De espesor variable, debido al mismo cabalgamiento mencionado con anterioridad, alcanza 433 metros en la quebrada Meléndez y 699 metros en la quebrada Cerrillos. Su contenido fáunistico la data de la edad Barremiano. Las últimas cuatro formaciones fueron congregadas como el Grupo Chañarcillo. Posteriormente se incluyó como base del mismo grupo a la Formación Punta del Cobre. El grupo Chañarcillo limita al norte con la Formación Bandurrias. Esta formación, corresponde secuencia de capasmarinas y volcano-clásticas (brechas y lavas), cuya localidad tipo es la sierra Bandurrias. Su potencia variable alcanza 2500 metros y su edad determinada por el contenido fáunistico corresponde al Hauteriviano superior. La Formación Cerrillos se dispone en discordancia sobre el grupo Chañarcillo y la formación Bandurria. Tiene su localidad tipo en la formación Cerrillos. Se trata de una secuencia de rocas sedimentarias y volcánicas, subdivididas en dos miembros, el inferior o checo cobre, fundamentalmente

sedimentario,

conglomerado

intercalados

con

areniscas, y el miembro superior de tipo volcano-clástico, formados por brechas volcánicas y coladas de lava. Tiene una potencia de 4500 metros en las cercanías de la quebrada Cerrillos. Como no existen antecedentes paleontológicos para estimar su edad, se estima como de Cenomaniano superior, al relacionar su posición estratigráfica y litológica con la formación abanico de Chile central. Le sobre yace en disconformidad una secuencia de rocas designada como Formación Hornitos su localidad tipo se encuentra, en las cercanías de la hacienda Hornitos a 28.5 kilómetros al sur de la quebrada Paipote se compone de flujos de cenizas (tobas igminbriticas), coladas de lavas andesiticas y conglomerados, areniscas y rocas sedimentarias de grano fino bien estratificadas, su potencia alcanza 2350 metros, su edad no ha podido ser estimada por métodos paleontológicos sino que por sus relaciones

estratigráficas

con

la

Formación

Pabellón

que

es

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litológicamente similar, probablemente sea del cretácico superior más tardío o terciario inferior. Sobre las formaciones ya mencionadas y cubriéndolas en forma parcial se encuentran los Depósitos de Terrazas Altas y Aluviales. Los primeros están constituidos por gravas no consolidadas y mal clasificadas que pueden contener lentes de arena y limo, sus espesores rara vez exceden unas pocas decenas de metros. Su edad probablemente sea del pleistoceno o pleistoceno superior. Los depósitos aluviales, se distribuyen en los fondos de los valles y se componen de grandes clastos mal seleccionados que puede contener capas inter-estratificadas delgadas de arena y grava. De espesores variables, llegando a tener 150 metros o más.

3.1.2 Rocas Intrusivas y Metamórficas El borde occidental está constituido por un complejo de rocas intrusivas que forman el batolito andino. La actividad plutónica presente en la zona, también está caracterizada por periodos pre-batolíticos, de corta duración con intrusiones de poca profundidad y que no produjeron grandes efectos termales en las rocas adyacentes. Esta actividad está representada por filones y filones mantos, como el pórfido de granodiorita que corta a las capas más jóvenes del grupo Chañarcillo y una sienita que instruye a la formación Cerrillos. El emplazamiento del batolito andino implico varias fases intrusivas, que son litológicamente similares y por lo tanto difíciles de diferenciar en un mapa. Sus composiciones varían de granodioritas a dioritas. Los cuerpos intrusivos pequeños, poseen una gran distribución y variedad, así como texturas porfídicas del tipo andesitico y dacitico, tienen contactos concordantes con las rocas instruidas, además de leves efectos termales. La edad del complejo intrusito no es clara por la falta de antecedentes radiométricos en el sector, aunque sí tendría un amplio rango, por ser el

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producto de varios pulsos ígneos. Estos comenzarían en el posNeocomiano y terminarían en el terciario medio al terciario superior. Este complejo batolítico, formo también una franja de rocas metamórficas, Orientadas según una dirección NE-SW, esta franja de varios kilómetros de largo, alcanza un ancho de afloramientos de hasta 3.5 kilómetros. Las rocas corresponden a Skarn, Calco-silicatado (con Granate y Diópsido), rocas córneas y rocas meta-volcánicas, que son los equivalentes metamórficos de la secuencias neocomianas descrita con anterioridad. Este metamorfismo solo afectó al flanco occidental del valle del río Copiapó, disminuyendo gradualmente su intensidad hacia el Este, donde ya en el flanco oriental del valle, no se notan sus efectos.

3.1.3 Estructuras El plegamiento de la secuencia estratificada cretácica formo una serie de pliegues, mayoritariamente del tipo secundario o flexuras locales, que, además se encuentran afectadas por un sin número de fallas de gran ángulo, con pequeños desplazamientos. Esta serie de pliegues forma una de las estructuras más sobresalientes de la región, el Anticlinoriúm de Tierra Amarilla, que tiene un rumbo NNE-SSW y que cruza el valle del río Copiapó a la altura de Tierra Amarilla. Las inclinaciones de las capas de los flancos varían de 20 a 30 grados, pero algunas flexuras bruscas, pueden llegar a ser verticales. La tendencia dominante de las fallas a seguir una dirección N-S y NNWSSE, con manteos al oeste. Estas fallas son de carácter normal o inversas de gran ángulo con excepción de algunas fallas transcurrentes, como la de la mina Teresita, donde la formación Abundancia sobre escurre hacia el Sureste sobre la Formación Bandurrias, que tiene una dirección NESW. La mayoría de estas estructuras de gran ángulo forman sistemas de fracturas que se pueden seguir por varios kilómetros, distinguiéndose las fallas Paipote, Ojancos Viejo, Ojancos Nuevo y Sierra del combo. Todas presentan propiedades similares, como su tendencia

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curvarse al NW, a partir de donde el río Copiapó cambia a una dirección Nor-Occidental, o ser verticales o inclinadas fuertemente al Oeste, salvo la falla Paipote que a la altura de la mina esperanza, se inclina 70º al Este. Esta misma falla produce el descenso del bloque occidental, por cerca de 50 metros. Este fallamiento cumple un factor fundamental en la zona, ayudando a la intrusión de los cuerpos y sobre todo, en el control de la mineralización. Generalmente en los estudios efectuados anteriormente los autores han dividido el fallamiento en pre-mineralización y postmineralización. Se han distinguido como estructuras mineralizadas los que tienen rumbos NS a NW-SE y las no mineralizadas como NE-SW, NNW-SSE y E-W, a su vez dentro de las estructuras mineralizadas, se aprecia la intrusión local de diques lamprofíricos y siliceos(ácidos), los cuales son algunas veces subhorizontales. La época de fallamiento se extiende desde antes de la intrusión del batolito hasta el reciente.

3.1.4 Ambiente Geotectónico Durante el cretácico inferior, el ambiente del norte de Chile y específicamente de este distrito, estaba caracterizado por el desarrollo de un arco magmático que comprendió cordones volcánicos y cuencas de intra-arco y tras-arco. Este sistema tectónico “arco-cuenca” fue producido por una subducción de tipo marina desde el Jurásico, que condiciono los esfuerzos extensionales en la corteza superior. Estos mismos esfuerzos, formaron la cuenca Neocomiana, de poca profundidad pero de gran extensión, que tuvo una orientación NNE y que albergó los sedimentos marinos que posteriormente formaron el grupo Chañarcillo. Estos representan el segundo ciclo marino de la zona, desarrollado entre la fase Araucana y la peruana o Meso-Cretácica. Estos sedimentos, así como el engranaje con rocas volcánicas, sugieren un ambiente sublitoral, asociado a una plataforma de poca profundidad, comparable a un ambiente de arcos de islas. El cordón volcánico estuvo localizado al oeste formando un “archipiélago de islas” con una dirección NS aproximadamente.

28

Posteriormente, el magmatismo migra hacia el este y evoluciona de un carácter Tholeítico a Calcoalcalino-Shoshonítico. Estructuralmente estaría controlado por la zona de la falla de Atacama del tipo transcurrentes con movimientos de tipo sinestral. Desde la parte media del cretácico al Terciario inferior, se produce la intrusión

de

sucesivos

pulsos

ígneos

de

composición

diorítica

agranodiorítica que constituyen el batolito de la zona de Copiapó, expuestos en el flanco occidental del valle del río homónimo. Además, diques lamprofíricos de edades desconocida (post-Neocomiano) cortan estas rocas. Esta intrusión afecto a todo el paquete sedimentario constituido por el Grupo Chañarcillo, formando una franja de rocas metamórficas que también aparecen en el flanco occidental del valle. Todas las unidades sedimentarias fueron afectadas por plegamientos que originaron sinclinales y anticlinales cortados por fallas de gran ángulo. A partir del Terciario Medio, el nivel de erosión coincide con la superficie actual. La mayor parte de la zona estudiada, así como la región de Atacama,

se

encuentra

cubierta

por

los

depósitos

aluviales

(fundamentalmente de corrientes de barros), de edad Miocénica, que conforman las gravas de Atacama.

29

Tabla Nº 3.1 Columnas estratificadas

3.2 Geología Local En la constitución geológica participan rocas sedimentarias, volcánicas y volcano-sedimentarias

estratificadas

y

rocas

ígneas

intrusivas

consolidadas a nivel sub-volcánico, formando pequeñas apófisis, domos, y diques. Las rocas predominantemente volcánicas agrupadas en la Formación Punta del Cobre, constituyen la base de la columna estratigráfica de la zona. Sobre esta base se han depositado, en condiciones submarinas de profundidad variable, rocas sedimentarias agrupadas por criterios litoestratigráficos en las formaciones Abundancia, Nantoco, Totoralillo y Pabellón.

30

El límite entre la Formación Punta del Cobre y las formaciones que la cubren, marca una importante discontinuidad entre dos medios con parámetros físicos y geomecánicos muy diferentes. El relleno del espacio correspondiente a esta discontinuidad lo representa una brecha polimictica conocida en terminología local como el “sedimento rojo”. Las

rocas

estratificadas

(sedimentarias,

volcano-sedimentarias

y

volcánicas) y las rocas ígneas intrusivas están cortadas por fallas de diferentes rumbos y órdenes de magnitud (locales, distritales y regionales), varios sistemas de fracturas, diaclasamientos y fisuras. Los principales sistemas de fallas corresponden a las fallas de rumbo N1030⁰W con manteo variable pero predominante hacia Oeste y N 30-45⁰ E con manteo variable. Los principales sistemas de fallas, acompañados por zonas de debilidad geomecánica, con espesores desde 5 a 10-15mts, han generado una tectónica de bloques en teclado (horst - graben) que ha controlado el flujo de los fluidos hidrotermales, la depositación de la carga útil, la morfología de los cuerpos mineralizados y la redistribución post - depositación de la masa mineralizada.

3.2.1 Rocas Estratificadas 3.2.1.1 Formación Punta del Cobre Corresponde a la más antigua del distrito, infrayaciendo discordantemente bajo la formación Abundancia. Sus afloramientos se distribuyen en una franja de orientación NS, con espesores variables (de 0.3 a 1.5 kilómetros), por más de 20 kilómetros de largo, y con manteos que van de los 20º a los 30º al E y SE, en forma sub-paralela a la traza de la falla Paipote

y

está

compuesta

principalmente

por

rocas

volcánicas

intercaladas con sedimentarias hacia el techo. Su potencia total se desconoce, por no aflorar la base de la misma, estimándose sobre los 680

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metros, además por la escasez de fósiles no se ha podido determinar claramente su edad, pero por sus relaciones estratigráficas con otras formaciones, se le considera como del Valanginiano. Su litología varía, de roca volcánicas traquiandesiticas a sedimentarias. A continuación se resumen sus características: -

En su unidad volcánica se encuentra traquiandesita en su base y una andesita porfídica a microporfídica muy alterada (albitofiro), con una potencia > 250 metros.

-

En la unidad sedimentaria se encuentra una roca brechosa rica en hematina intercalada con lutitas gris verdosas a rojizas, además de algunos clastos volcánicos de la unidad inferior, su potencia es > 8 metros.

-

En la unidad volcano-sedimentaria, en su base finalmente estratificada, (lutitas, calizas y areniscas) intercaladas con niveles tóbaceos y flujos de lavas del tipo andesiticasporfíricas hacia el techo, su potencia es > 100 metros.

3.2.1.2 Formación Abundancia Aflora en una franja de dirección NE-SW, en forma casi paralela a la dirección del valle del río Copiapó. Está compuesta por una alternancia de calizas finalmente estratificadas, con areniscas, conglomerados, lutitas y niveles tóbaceos. Su potencia alcanza los 200 metros en la quebrada Meléndez y de solo 100 metros en la mina Agustina. Las capas básales se distribuyen con ligera discordancia de erosión sobre el albitofiro de la formación Punta del Cobre y el límite superior de está, dado por los cambios faunísticos y las diferencias litológicas de la formación Nantoco que se dispone concordante sobre ella. Los fósiles recolectados, ammonoídeos principalmente, le asigna una edad del Valanginiano superior.

32

3.2.1.3 Formación Nantoco Esta formación se distribuye en una franja discontinua en la zona oriental del distrito, donde se reconoce su base. Fue definida en las cercanías de la localidad de Nantoco y está compuesta por calizas intercaladas con rocas clásticas. A su vez Biese en 1942 la dividió en tres miembros de acuerdo a sus tipos litológicos y a los cambios faunísticos encontrados: Nantoco α, β, γ. Corvalan en 1973, distinguió solo dos miembros: miembro superior, de calizas oscuras, bituminosas y en parte brechosas y el miembro inferior, de calizas claras con concreciones ferruginosas e intercalaciones de lutitas calcáreas, pedernal y tobas, equivalente a las Nantoco α y β, del primer autor. Su potencia es de 875 metros, siendo los 751 primeros metros los correspondientes al miembro inferior. Los fósiles recolectados en parte alta de este mismo miembro, así como los encontrados en el miembro superior y por sobreyacer concordantemente a la formación anterior, le asigna una edad del Hauteriviano.

3.2.1.4 Depósitos de Terrazas Los depósitos de terrazas se distribuyen a ambos lados del valle del río Copiapó. En el distrito, los depósitos de terrazas al sur de tierra amarilla alcanzan poca extensión y están constituidos principalmente por gravas, arenas y limos. Estudios sísmicos realizados en el socavón Carola, les dieron espesores mayores a los 50 metros. En cambio en el sector Agustina, los espesores fluctuaron entre los 8 y los 10 metros.

3.2.1.5 Depósitos Aluviales, Coluvios y Eluvios

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Los depósitos aluviales, coluvios y eluvios, corresponden a sedimentos de corrientes de barro mal consolidados, formados por grandes clastos, arenas, limos, distribuidos en los fondos de los valles. Se estima que la edad de estos depósitos varía del Terciario Superior hasta el Cuaternario.

3.2.2 Estructuras La totalidad de las rocas del distrito se encuentran afectadas por plegamientos y fallamientos de distintas magnitudes, siendo la más sobresaliente la falla Paipote y el Anticlinoriúm de Tierra Amarilla. La falla Paipote está ubicada a lo largo del extremo occidental del distrito. Su traza controla la dirección del valle del río Copiapó, en dirección NS en aproximadamente 16 kilómetros, se trata de una falla del tipo normal que produjo el descenso del bloque oriental, por casi 50 metros. El fallamiento cumple un factor fundamental en la zona, ayudándola emplazamiento de los cuerpos intrusivos y sobre todo, en el control de la mineralización. Este fallamiento a su vez ha sido dividido en pre-mineralización y postmineralización, distinguiendo como estructuras mineralizadas aquellas con rumbo NS y NW-SE, y como no mineralizadas a la con rumbos NESW, NNW-SSE y EW. A su vez dentro de la estructuras mineralizadas, se aprecia el emplazamiento local, de diques lamprofíricos y silíceos (ácidos), los cuales son algunas veces sub-horizontales. El Anticlinoriúm de Tierra Amarilla, está localizado en el extremo superior del distrito. Su eje pasa por el centro de la comuna de Tierra Amarilla y tiene una dirección N35ºE. Su flanco oriental, afecta las rocas de las formaciones Punta del Cobre y Abundancia. Existen flexuras de menor importancia en los flancos de este Anticlinal que hacen variar el rumbo y las inclinaciones entre los N30ºE a N85ºW e inclinaciones de 26ºE a 82ºE. Toda la zona se encuentra afectada por pliegues menores, micropliegues, flexuras, que tienen un carácter local.

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Figura 3.2 Perfil Transversal

3.3 Composición mineralógica La mineralización está constituida por sulfuros y óxidos de hierro, como principales minerales metalíferos. Entre los metales metalíferos se han identificado minerales pertenecientes a las clases de sulfuros, sulfosales, óxidos y elementos nativos, a continuación se presentaran algunas de las características que controlan, en gran medida, el comportamiento mineralógico del mineral procesado para su concentración y valorización.

3.3.1 Tipos de mineralización

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Los tipos de mineralización presentes en el sector 3 Tránsito se detallan a continuación. Sulfuros: -

Calcopirita (CuFeS2): Es el principal componente entre los sulfuros, representando a su vez el principal componente útil de la mineralización. Su participación cuantitativa se ha estimado a 9-10 % aproximadamente.

-

Pirita (FeS2): Este es segundo sulfuro desde el punto de vista cuantitativo, con una participación de 6-7 % aproximadamente.

-

Esfalerita (ZnS): Es el tercer sulfuro según la participación cuantitativa, es el componente principal de la mineralización maciza de los sulfuros, dando a la mineralización un carácter polimetálico. Ya que un concentrado de Esfalerita aportaría un margen operacional suplementario en el balance financiero del proceso de valorización.

-

Galena (PbS): Aunque la participación de la Galena (0,2%), es netamente subordinada a los sulfuros, ya presentados, sin embargo, este sulfuro ha sido encontrado en muchos cortes pulidos representando tanto la mineralización sulfurosa, como la mineralización de óxido de Hierro.

-

Covelina (CuS) y Bornita (Cu5FeS4): Están presentes en cantidades trazas, la Covelina se presenta en pequeños granos (0,0110 mm), en vetillas y playas de calcopirita. La Bornita forma inclusiones (0,02-0,015mm), en ganga carbonosa encapsula granitos de Calcopirita.

-

Pirrotina (Fe1-xS): Es bastante frecuente pero en cantidades trazas. Se presenta como inclusiones ovoidales o micro playas más extensas (0,022-0.012 mm).

Sulfosales

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-

Tetraedrita (Cu, Fe) 12Sb4S13: En cantidades trazas asociadas a la esfalerita, a la calcopirita (0,041004 mm.) o como inclusiones irregulares (0,0251002 mm.) asociadas al Oro y la Galena (0,011007).

-

Proustita (AgAsS3) - Piriargita (Ag3SbS3): En vetillas de Galena más Calcopirita en microplayas (0,032 – 0,035) intercrecidos con Galena.

Elementos Nativos Estudios microscópicos han evidenciado la presencia de elementos nativos, representados por Oro nativo y probable combinación con Au-Ag y/o Au-Hg. Separables por el color amarillo intenso en el caso del oro y amarillo blanco en el caso de las aleaciones de Oro con la Plata y el Mercurio.

CAPITULO 4: METODO DE EXPLOTACION

4.1 Reseña histórica de la explotación de SCM Carola

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La mina Carola es el resultado de la extensión ininterrumpida de las labores realizadas en la antigua Mina Agustina la cual data del siglo XIX. Los primeros trabajos conducentes a construcción de la Mina Agustina comenzaron en el año 1840. La explotación se realizaba mediante un pique máquina del mismo nombre de la mina. Prácticamente toda la producción de ese siglo consistió en minerales de cobre oxidado, proveniente de las zonas supergénicas aledañas al pique principal y pique norte con una profundidad que alcanzaba al nivel 2. En la primera mitad del siglo XX la producción todavía estaba conformada en gran parte por mineral oxidado, localizado a lo largo de la superficie de contacto indefinido entre rocas sedimentarias y el albitófiro que se encontraba sobre el nivel 3. A partir del año 1930 la producción se fue incrementando a medida que se comenzaban a explotar vetas con mineral de alta ley a partir de la construcción de los niveles 5, 6 y 7. Posteriormente, desde el año 1952 la producción aumentó significativamente, sobrepasando en 1968 y 1969 las 80.000 toneladas anuales. Ésta estaba conformada por minerales oxidados, sulfuros y de fundición directa, provenientes de la veta “San Lorenzo”, con una extracción promedio de 275 toneladas diarias. Durante el año 1980 la producción de la mina fue de 11.137 toneladas al mes. Ya en el año 1987 la producción alcanzó un valor cercano a las 22.000 toneladas mensuales. Con la finalidad de reducir los costos operacionales para mejorar la rentabilidad de la empresa, se hacía indispensable la necesidad de aumentar la producción, situación que implicaba cambiar completamente el sistema de explotación y de extracción por un sistema más productivo, tecnificado y con un mayor grado de mecanización. Esta situación derivó en que el 4 de Agosto de 1988 se iniciara la construcción de un socavón de cortada de 5 por 4 m2 de sección, el cual comunicaría todos los niveles en explotación en ese momento de la Mina Agustina. A la vez esta

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nueva condición permitiría implementar un nuevo método de explotación como es el método sub level stoping. La nueva tecnología implementada se vio reflejada en una mayor producción alcanzada, de tal forma que desde el año 1990 al 2000 ésta se fue incrementando sostenidamente hasta lograr el valor de 62.245 ton/mes. Con la sola finalidad de otorgar un fuerte incremento en la producción, en el año 1999 se cambió del método sub level stoping tradicional al método Sub level stoping LBH. Con este cambio, actualmente la mina produce 140.000 ton/mes, las que se entregan a la planta COEMIN S.A. donde son beneficiadas mediante el proceso de flotación, obteniéndose un concentrado de cobre que es comercializado en ENAMI.

4.2 Antecedentes método de explotación Sub Level Stoping El Sub level Stoping es un método de extracción del mineral en el cual se realizan tajadas verticales dejando un caserón vacío, por lo general de grandes dimensiones. El mineral tronado se recolecta en galerías denominadas zanjas emplazadas en la base del caserón, desde donde se extrae según diferentes modalidades. Este método se aplica preferentemente en yacimientos de forma tabular verticales o subverticales de gran espesor, por lo general superior a 10 m. Tanto la roca mineralizada como la roca de caja deben presentar buenas condiciones de estabilidad, es decir, deben ser lo suficientemente competentes. El desarrollo de este método consta de un nivel base o nivel de producción, que consiste en una galería de transporte (GT), paralela a esta se construye una galería de perforación o Undercut (GU) para la construcción de la futura zanja recolectora, posteriormente estas dos galerías se unen a través de cruzados (CZ), estos permitirán habilitar los

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puntos de extracción.

La preparación

de subniveles de perforación,

deben estar dispuestos en altura según diversas configuraciones conforme a la geometría del cuerpo mineralizado, por último se realiza la construcción

de una chimenea de corte la cual posteriormente se

desquinchará lateralmente a lo ancho de la mineralización cumpliendo la función de cara libre para el desprendimiento del mineral.

4.3 Sub Level Stoping utilizado en SCM Carola Minera Carola es un yacimiento de cobre que se explota en la actualidad mediante la tronadura de tiros largos dejando caserones de grandes dimensiones, este método es una variante del Sub level Stoping tradicional y es conocido como Sub Level Stoping Long Blasting Hole (L.B.H). Este método aplica los principios de la tronadura en bancos a cielo abierto a la explotación subterránea. Consiste en el arranque del puente entre dos niveles con perforación D.T.H en sentido descendente. En este sistema se establece un único nivel base para varios subniveles superiores, ya que la secuencia de explotación es inversa al sistema tradicional (en el L.B.H se mantiene más adelantado el nivel inferior). La preparación se reduce al desarrollo de frontones horizontales y paralelos en el techo del cuerpo mineralizado (o en sub niveles intermedios). Las labores superiores son separadas por un pilar tipo muro en toda su longitud. En el nivel base de extracción, se prepara construyendo inicialmente dos galerías paralelas, que cumplen la función de galería de transporte y galería inferior de perforación, estas labores se conectan con estocadas de carguío. Secuencialmente se construye la zanja recolectora, la que dará paso a la perforación ascendentemente desde la galería de perforación con disparo en abanico.

40

En este método el caserón se divide en tres sectores claramente diferenciados; el undercut que cumple la función de crear la zanja receptora del mineral quebrado y de liberar el fondo de los tiros de gran diámetro, esta se perfora a partir del nivel base. La chimenea con sistema VCR que sirve como primera cara libre vertical para la tronadura tanto del undercut como del sistema L.B.H, posteriormente se desquinchará a lo ancho del cuerpo mineralizado y por último los sub-niveles se componen de frontones construidos con Boomers electrohidráulicos. Figura 4.1 Método de Explotación utilizado actualmente en Carola

4.4 Explotación del cuerpo 4.4.1 Desarrollo y Preparación Los desarrollos son todas las labores necesarias para poder acceder al cuerpo mineral y tienen como objetivo delimitar en forma espacial los cuerpos mineralizados, a partir, de las labores que forman parte de la

41

infraestructura de la mina, para ello, se construye una rampa para dar acceso a la parte superior del cuerpo y otra para acceder al nivel base o de extracción .Estas labores por lo general son construidas en estéril, de tal forma, que puedan ser reutilizables para futuros proyectos. En Minera Carola existen 3 diferentes secciones de las labores: Sección 5 x 4 -

Galería de Perforación: en este nivel se realizan las perforaciones de banqueo la que luego de ser tronada, por escurrimiento llega al nivel de producción.

-

Galería Undercut o Zanja: La zanja es una labor destinada a recepcionar el material obtenido de las tronaduras de producción, a este se accede por medio de los cruzados.

-

Cruzados (CX): Los cruzados de producción unen la zanja con la galería de transporte y es aquí donde los cargadores frontales acceden al material ya tronado para luego realizar la operación de carguío y transporte.

Sección 6 x 4 -

Galería de Transporte (GT) y Accesos: estas galerías son utilizadas para el tránsito de los camiones y accesos a los diferentes niveles.

Sección 6 x 5 -

Rampas Principales: existen dos rampas principales en Minera Carola: Rampa Carola y Rampa Cobriza. Actualmente ya no se siguen desarrollando.

4.4.1.1 Polvorín

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La mina cuenta con un polvorín tipo interior mina, ubicado en el nivel 272 al costado de la rampa principal “Socavon Carola”. Actualmente la empresa tiene contrato de abastecimiento de explosivos con Orica, empresa que entrega el explosivo a comisión y cobra solo el explosivo utilizado, desentendiéndose la empresa del transporte del explosivo al interior de la mina. Los explosivos y accesorios utilizados en frentes de avance en desarrollo son suministrados por Orica, estos son: -

Amex Senatel Magnum 75 1 1/ 4x8” Senatel Magnum 75 1 1/ 4x16” (zapateras con agua) Trimex Cordtex 5 GR Guía Compuesta Tacos

Tabla Nº 4.1 Propiedades de los explosivos Producto Amex S. Magnum S. Trimex

Fuerza relativa (%)

Densidad (g/cm3)

Velocidad detonación (km/s)

peso

volumen

0.8 1.10 - 1.20 1.10 - 1.20

2.5 - 4.8 3.3 - 6.0 4.1 - 5.9

100 125 105

100 184 151

CO2 (kg/ton) 182 124 183

4.4.1.2 Flota de equipos 

Perforadores

El área de desarrollo cuenta con una flota de 3 perforadoras modelo Rocket Boomer 282 diésel electrohidráulico, montado sobre neumáticos, que cuenta con dos brazos con perforadoras modelo COP 1838, de Atlas Copco, con un largo de barra de 4.2 metros y un diámetro del bit de 45mm. Este es el principal equipo de perforación frontal que utiliza minera Carola, adema de los modelos RB-253 y H126 de Atlas Copco.

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Figura 4.2 Equipo Rocket Boomer 282



Carguío de Explosivos

Minera Carola cuenta con dos equipos para el carguío de explosivos, modelo Gia 11 de Atlas Copco que cuenta con un brazo telescópico que permite abarcar toda la superficie de la sección. La capacidad del Jetanol integrado es de aproximadamente 500 Kgs. de Anfo y un equipo modelo Scaller igualmente de atlas Copco que posee un jetanol integrado de 400 kgs.



Acuñadores

Minera Carola cuenta con una flota de 3 acuñadores mecanizados, 2 equipos modelo Bell y un equipo modelo Scalatec, ambos de Atlas Copco. 

Fortificación

En el caso de la fortificación, para la colocación de mallas y pernos Split set se cuenta con dos equipo Boltec modelo H-235 de Atlas Copco. 

Carguío y Transporte

En el área de desarrollo se cuenta con dos Scoop modelo ST 10-20 de Atlas Copco, estos cumplen la función de limpiar las frentes en desarrollo y transportar la marina a las estaciones de acopio.

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

Equipos de apoyo

Dentro de los equipos de apoyo y servicio que cuenta minera Carola se encuentran: -

Camión de Explosivo Camionetas de servicios Bus de transporte para el personal Camión aljibe para el regadíos de las vías y rampas de acceso Motoniveladora Mini cargador frontal Otros

4.4.2 Producción 4.4.2.1 Perforación y Tronadura Existen dos métodos de perforación de caserones: 

Perforación en Realce

La perforación radial se realiza con los equipos Simba, y se emplea un diámetro de 3” con barras de 1,8 m y 1,5 m. La malla es de 2,5 metros de burden por 3 metros de espaciamiento e inclinación que puede ser desde 75° a 90°. El número de tiros por abanico o perfil de perforación dependen básicamente del área a arrancar y de la malla de perforación empleada, se tienen 10 tiros como promedio. El largo máximo de los tiros actualmente es de 30 metros y 16 metros de longitud promedio. El índice de perforación es de 13 toneladas por metro perforado. En el undercut o zanja receptora el B x S es de 1.75 x 3.00 m, con una inclinación de 85º a la cara libre. Figura 4.3 Planilla de perforación en realce

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

Perforación en Banqueo

La perforación descendente se realiza con equipos D.T.H. con un diámetro de 4 ½”, barras de 1,8 m y 1,5 m. La malla es de 3,5 metros de burden por 4 metros de espaciamiento, perforados generalmente en forma vertical. El número de tiros depende del área a arrancar y de la malla de perforación usada, usualmente el promedio es de 16 tiros. El largo de los tiros depende principalmente del área de arranque. Actualmente la longitud máxima de perforación alcanza los 50 metros, con un promedio de 33 metros. El índice de perforación es de 20 toneladas por metro perforado. Figura 4.4 Planilla de perforación en banqueo

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

Tronadura secundaria de producción

La tronadura secundaria o cachorreo, que es la operación que se realiza para reducir los bolones producto de la tronadura o desprendimiento de bolones preformados que bloquean los puntos de producción en interior mina, se realiza perforando con máquinas livianas y se queman con anfo o bien se les adhiere una bomba, que consisten en un moño de cordón detonante dentro de ¼ o ½ saco de anfo, iniciado con una prima. La tronadura principal en Producción se realiza mediante el sistema electrónico. Estos son los accesorios y explosivos utilizados en tronadura primaria: -

Pentex Cy 225 Pentex Cy 450 Senatel Ultrex 500 3 1 1/2x16” Cordtex 5GR Guía Compuesta 6 mt

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-

Amex UH Emulsión a granel Tabla Nº 4.2 Propiedades de los explosivos

Amex UH

0.8

Velocidad detonación (km/s) 2.8 - 4.8

S. Ultrex

1.10 - 1.20

2.7 - 6.1

105 -110

Pentex Cy

1.62 +- 3%

7.2 +- 3%

-

Producto

Densidad (g/cm3)

Fuerza relativa (%) peso

volumen

CO2 (kg/ton)

98

98

182

155-162 134 – 178 -

-

4.4.2.2 Flota de Perforación El Área de producción cuenta con una flota de 5 equipos de perforación Simba, estos son los siguientes:  Simba H-1254 Minera Carola cuenta con 2 de estos equipos, estas perforadoras esta encargada de los tiros en realce, realizando perforaciones de 3 pulg de diámetro.



Simba M4C ITH

Este equipo realiza perforaciones de 4 ½ pulg de diámetro y 6 ½ pulg en el caso de chimeneas VCR y está encargada solamente de los tiros en banqueo. 

Simba M4C TH (Top Hammer)

Este equipo es utilizado para realizar perforaciones en banqueo y realce, realizando perforaciones de 3 ½ pulg.



Simba M7C

Este equipo realiza perforaciones en banqueo y realce, realizando perforaciones de 4 pulg.

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Todos estos equipos perforadores son electrohidráulicos, montados sobre neumáticos y pertenecen a la marca Atlas Copco, quien es la empresa encargada de las reparaciones y mantención

4.4.2.3 Carguío y transporte El ciclo de carguío y transporte comienza al entrar en la rampa la cual tiene una longitud de aproximadamente 4 kilómetros hasta los cuerpos que actualmente se están explotando. Al llegar a las estocadas de carguío los camiones son cargados por los cargadores frontales donde realizan un giro y suben nuevamente por la rampa para dirigirse a la cancha de acopio la cual se ubica a 20 metros del portal mina. El ciclo más extenso actualmente tiene una duración de aproximadamente 50 minutos. El estéril que produce el desarrollo de las labores y la preparación de los cuerpos es depositado en un botadero al costado del portal mina el cual está debidamente facultado y normado para esta operación además de la utilización de caserones como botaderos en interior mina.

4.4.2.4 Flota de Carguío y Transporte 

Camiones Volvo modelo A 40-F

Para poder cumplir la producción de 140.000 toneladas de mineral es necesario una flota de 8 camiones, los cuales transportarán el mineral a superficie al proceso de chancado, o el estéril al botadero ubicado en interior mina.

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Figura 4.5 Camión Volvo A 40-F



Cargadores Frontales Volvo

Estos son los encargados de realizar el carguío de los camiones con el mineral que se encuentra en las estocadas de acopio, se cuenta con una flota de 3 cargadores frontales, se cuenta con 3 modelos diferentes: modelo L150-C, L180-C y el L-220.

4.4.3 Fortificación Los sistemas de fortificación son utilizados en la minería subterránea con el objetivo principal de ayudar al macizo rocoso que se autosoporte y con esto principalmente resguardar la seguridad de los trabajadores y evitar pérdidas de equipos y producción. SCM Carola cuenta con dos empresas contratista quienes realizan la fortificacion, estas son Holesteck y FyS Fortificacion, aunque también es realizada por la empresa mandante quienes cuentan con un equipo modelo Boltec H-235.

50

Los sistemas de fortificación se pueden clasificar en dos tipos: Fortificación Activa y Fortificación Pasiva.

4.4.3.1 Fortificación Activa. Son aquellas que refuerzan y movilizan la resistencia inherente del macizo rocoso como son: Pernos de acero, Pernos de Fibra, Cables, etc. A esto se le puede señalar que es un refuerzo del macizo rocoso. A continuación se describe los tipos de fortificación activa que se utilizan en Minera Carola:



Pernos de Acero Helicoidales

Este sistema está conformado por una barra de acero laminado en caliente con una sección transversal ovalada y resaltes en forma de hilo helicoidal de amplio paso. Estos actúan de manera complementaria con una placa de acero perforada o con un diseño piramidal y una tuerca de fundición nodular, diseñadas especialmente para reforzar y preservar la resistencia natural que presentan los estratos rocosos. La inyección de concreto en la perforación del estrato que se introduce en la barra sirve de anclaje, actuando la rosca como resalte para evitar el desplazamiento de la barra. Su sistema de instalación permite definir una zona de anclaje y un sector tensado. Estos son utilizados en las diferentes labores que se tienen en la faena Las características y dimensiones de los elementos utilizados en este sistema de fortificación son:

Tabla 4.3 Características de pernos helicoidales Elemento

Dimensión

Unidad

51

Perno Tuerca Placa de sujeción

2.50 - 3.50 22 200 x 200 x5

m mm mm

Tabla 4.4 Datos técnicos Calidad designada del acero

570 N/mm2

Resistencia máxima ante de fatiga de material Carga máxima Estiramiento axial máximo Recomendación de diámetro

de

120 KN 180 KN 15% 35 +- 5 mm

perforación



Pernos Split Set

Los pernos de fricción mejoran la estabilidad de la roca y los factores de seguridad al apretarse al macizo rocoso cuando ocurren movimientos laterales de los estratos. Consiste en un tubo compresible ranurado longitudinalmente, posee un extremo conificado para hacer más fácil su inserción al interior de la perforación y el otro extremo lleva un anillo soldado para mantener la platina. Este sostenimiento es considerado temporal. Las dimensiones de los elementos utilizados en este sistema de fortificación son:

Tabla 4.5 Características de pernos split set Elemento

Dimensión

Unidad

0.8 - 2.4

m

Diámetro externo

39

mm

Diámetro ahusado

30 - 34

mm

Placa de sujeción

150 x 150 x 4.5

mm

Perno

52

Los pernos con longitud 0.8 m, son utilizados principalmente para la sujeción de la malla, en cambio pernos de 2.4 m son con fines de sostenimiento directo.

4.4.3.2 Fortificación Pasiva

Son aquellos elementos o sistemas de soporte que no aplican ninguna carga externa al momento de la instalación y solo trabajan cuando el macizo rocos experimenta alguna deformación o cuando son solicitados estáticamente. Dentro de los sistemas de fortificación pasiva que encontramos en Mina Carola tenemos:



Malla de acero

La malla de acero tiene como principal objetivo el sostener el macizo rocoso cuando este se deforme, este sistema es muy eficiente en la retención de bloques pequeños inestables, provocados por eventos sísmicos, activaciones estructurales y otros. La principal característica de las mallas es su alta flexibilidad y capacidad de absorber importantes cantidades de energía, dependiendo de su instalación. En minería hay dos tipos de mallas que son utilizadas; las mallas electrosoldadas y las mallas de bizcocho. Su instalación es apegada a las paredes de la labor, siendo afirmadas con pernos de anclaje o con lechada.

53

En Minera Carola se utiliza la malla de bizcocho, esta tiene forma de rombo y es galvanizada, sus características son:

Tabla 4.6 Características malla Tipo de Malla

Abertura

Diámetro

Peso

MA 3500 - 75

75 +- 7 mm

3.76 mm

2.5 kg/ m2

Este tipo de malla viene en paños o rollos de 2,5 x 25 m y tiene carga mínima de ruptura del alambre de 9.830 N.



Shotcrete

Este método de fortificación consiste en la proyección de hormigón o shotcrete el cual es concreto reforzado con varillas de acero o fibras, este material es transportado a través de una manguera, que se lanza neumáticamente, a alta velocidad, contra la superficie de la labor, con el objetivo de resistir esfuerzos de tensión. La fuerza con que hormigón llega a la superficie, hace que la mezcla se compacte logrando que esta se sostenga a si misma, sin escurrir. En Mina Carola es muy escaso el uso del Shotcrete en las labores de desarrollo y producción debido a la buena calidad que presenta el macizo rocoso. Este es utilizado principalmente en el Barrio Cívico, Estación de Rescate, Sub-estaciones de energía y en labores puntuales que presente una mala calidad de roca.

4.4.4 Ventilación Actualmente Minera Carola tiene una ventilación hecha en sistema diagonal, utilizando

2 ventiladores

principales aspirantes a las

54

extremidades del campo minero. El aire entra en la zona central del campo y es extraído a las extremidades. El régimen de trabajo de los ventiladores, irán en concordancia con las necesidades de aire según el programa de trabajo. Cabe mencionar, que cada ventilador cuenta con un variador de frecuencia, lo cual permite elegir varios regímenes de funcionamientos (referido a los caudales) cambiando la rotación de los motores (lo cual cambia la frecuencia de corriente). Con un funcionamiento del 100% de su capacidad (50Hz), los ventiladores son capaces de aspirar un caudal total de 365m3/s (215m3/s por el ventilador de Batea y 162m3/s por el ventilador de Carola Norte). La infraestructura exclusiva de ventilación, está constituida por: -

Ventilador Batea: conjunto chimeneas y aerovías de 6 x 4.5 metros en plan horizontal que conectan las chimeneas para desplazar el punto de aspiración en los sectores de producción, más tapados, puertas de acceso y reguladores de flujo.

-

2 Chimeneas Raise Borer 3.1m de diámetro y 250m de largo desde cota 575(superficie) a 325.

-

2 Chimeneas Raise Borer 3.1m de diámetro y 70m de largo desde cota 320 a 254.

-

2 Chimeneas Raise Borer 3.1m de diámetro y 39m de largo desde cota 230 a 191.

-

2 Chimeneas Raise Borer 3.1m de diámetro y 51m de largo desde

-

cota 174 a 123. 1 Chimenea VCR de 20m2 y 41m de largo desde cota 109 a 68.

-

1Chimenea VCR de 20m2 y 48m de largo desde cota 60 a 12.

A estas se va sumar en el futuro una nueva chimenea VCR de 20m2 que va conectar el Nv-0 con el Nv-50, más acomodar el ventilador reforzador

las labores necesarias para

55

Para aprovechar al máximo posible de este ventilador se va construir un portón de ventilación con regulador de flujo a la entrada de Rampa Carola Norte y de esta mañera la Rampa Carola Norte va a servir como una aerovía de extracción de aire viciado. En este caso la rampa no puede servir más para transporte de personal (la velocidad va estar de 5.2m/s) sino que solo para el traslado de los equipos o en caso necesario para transporte de mineral hacia superficie. Minera Carola cumple con todos los requerimientos de ventilación de acuerdo a la legislación vigente con el objetivo de satisfacer los siguientes requerimientos:  Proporcionar aire fresco a todas y cada uno de las frentes de trabajo.  Diluir la concentración de polvo suspendido a niveles permisibles.  Diluir la concentración de los gases provenientes tanto del escape de las maquinarias diesel, como de los generadores de las tronaduras.  Mantener los niveles de temperatura dentro de los rangos permitidos.  Caudal de aire por persona que trabaja en interior mina, superior a 3 m3/min (Art 138).  Velocidad promedio mínima del aire de 15 m/min (Art. 138).  Velocidad promedio máxima del aire de 150 m/min (Art. 138).  Perdidas por filtraciones de aire de 10% Mina Carola consta con dos ventiladores principales de 100 hp c/u, el circuito existente

es de tipo aspirante y capaz de evacuar por la

chimenea sur un caudal de 5.000 m³/min, suficiente para diluir los gases

56

de escape de 7 equipos diésel de 320 hp c/u (75% de utilización), considerando 2 caserones en producción en forma simultánea. El aire limpio ingresa simultáneamente por la chimenea norte y por la rampa principal, el aire viciado se extrae por medio de conexiones con los caserones existentes y chimeneas auxiliares de 2,5 x 2,5 mts² que comunican el nivel 270 con el nivel 200. En caso de emergencia se cuenta con un plan de evacuación de la mina, además de refugios en caso de no hacer abandono de la mina. Figura 4.6 Esquema de ventilación VENTSIM

4.4.5 Drenaje y agua industrial Mina Carola de acuerdo a su ubicación geográfica y de acuerdo a la profundidad actual a cotas de nivel 0 respecto de nivel de mar, tiene presencia de afloramientos subterráneos de agua proveniente de

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bolsones confinados de agua, lo que obliga a mantener un sistema de drenaje desde los niveles inferiores hasta las piscinas ubicadas en superficie por medio de un conjunto de estaciones de acumulación y bombeo

en distintos niveles de la Mina. El sistema de drenaje está

compuesto por estaciones de drenaje principal, pozos auxiliares, bombas instaladas en las distintas frentes de perforación y obviamente una red de drenaje que permita la descarga del agua bombeada en los lugares indicados. En SCM Carola existen 5 estaciones de drenaje principal, la función de este conjunto de pozos es evacuar el excedente de agua hacia piscinas superficiales y en ellas almacenarlas a la espera de ser usadas como agua industrial. La red de agua industrial nace en los piscinas superficiales ubicadas en el sector de cobriza, en estas piscinas está instalada una bomba Máster H que tiene como función alimentar un estanque, este estanque abastecerá de agua industrial hasta el nivel 300 de la mina, desde este nivel, específicamente del nivel 12, otra bomba Máster H instalada en el pozo de agua limpia de la estación principal de drenaje del mismo nivel, alimenta a otro estanque que abastecerá de agua industrial a los niveles inferiores. La capacidad total del sistema es de aproximadamente 19.200 m 3. La mayor parte de esta agua es utilizada como agua industrial distribuida por medio de redes a interior Mina destinada para la perforación, regadío de pistas y cierto porcentaje no evaluado se evapora desde las piscinas de superficie.

El sistema está compuesto por la siguiente infraestructura: -

5 estaciones de acumulación y bombeo (pozos principales) en

-

interior Mina. 20 pozos auxiliares.

58

-

3 pozos auxiliares en sector Carola Norte. 3 Piscinas superficiales. Red de drenaje. Bombas Hegas multi etapas en estaciones de bombeo. Bombas portátiles (Máster H, Máster N, Maxi N, Matador N).

Figura 4.7 Esquema circuito de la red de drenaje y agua industrial.

59

60

CAPITULO 5: CONCEPTOS DE PERFORACION Y TRONADURA

5.1 Perforación La perforación de las rocas dentro del campo de las voladuras es la primera operación que se realiza a la hora de realizar una labor o túnel y tiene como finalidad abrir unos huecos, con la distribución y geometría adecuada dentro del macizo rocos, de esta manera poder alojar las cargas de explosivos y sus iniciadores. Los sistemas de penetración de la roca que han sido desarrollados y clasificados por orden de aplicación son:  Mecánicos: - Percusión - Rotación - Rotopercusión  Térmicos: - Soplete o lanza térmica - Plasma - Fluido Caliente - Congelación  Hidráulicos: - Chorro de Agua - Erosión - Cavitación  Sónicos: - Vibración de alta frecuencia  Químicos: - Microvoladura - Disolución  Sísmicos: - Rayo Láser

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 Nucleares: -Fusión -Fisión A pesar de la enorme variedad de sistemas posibles de penetración de la roca, en minería y obra pública la perforación se realiza actualmente, de una forma casi general, utilizando la energía mecánica. Los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son: la perforadora que es la fuente de energía mecánica, el varillaje que es el medio de transmisión de esa energía, la boca que es el útil que ejerce sobre la roca dicha energía y el fluido de barrido que efectúa la limpieza y evacuación del detrito producido. Dentro de los tipos de trabajo de perforación, tanto en minería de superficie como subterránea, pueden clasificarse en los siguientes grupos: -

Perforación de banqueo. Perforación de avance de galerías y túneles. Perforación de producción. Perforación de chimeneas. Perforación de rocas con recubrimiento. Sostenimiento de rocas.

Es importante antes de iniciar una obra conocer los diferentes tipos de materiales que se presentan y sus propiedades básicas. Estas características de las rocas dependen en gran medida de su origen, es así como se distinguen 3 tipos: -

Rocas Ígneas Rocas Metamórficas Rocas Sedimentarias.

Las principales propiedades físicas de las rocas que influyen en los mecanismos de penetración y consecuentemente en la elección del método de perforación son:

62

-

Dureza. Resistencia. Elasticidad. Plasticidad. Abrasividad. Textura. Estructura. Características de rotura.

Los dos grandes métodos mecánicos de perforación de rocas son los rotopercutivos y los rotativos.

5.1.1 Métodos Rotopercutivos El principio de perforación de estos equipos se basa en el impacto de una pieza de acero (pistón) que golpea a un útil que a su vez transmite la energía al fondo del barreno por medio de un elemento final (boca). Los equipos rotopercutivos se clasifican en dos grandes grupos, según donde se encuentre colocado el martillo: 

Martillo en cabeza: En estas perforadoras dos de las acciones básicas, rotación y percusión, se producen fuera del barreno, transmitiéndose a través de una espiga y del varillaje hasta la boca de perforación. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico.



Martillo en fondo: La percusión se realiza directamente sobre la boca de perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. El accionamiento del pistón se lleva acabo neumáticamente, mientras que la rotación puede ser neumática o hidráulica. La perforación rotopercutiva se basa en la combinación de 4 acciones: percusión, rotación, empuje y barrido.

63

 Percusión La energía cinética del pistón se transmite desde el martillo hasta la boca de perforación, a través del varillaje, en forma de onda de choque. En estos sistemas de perforación la potencia de percusión es el parámetro que más influye en la velocidad de penetración.  Rotación La rotación, que hace girar la boca entre impactos sucesivos, tiene como misión hacer que ésta actúe sobre puntos distintos de la roca en el fondo del barreno. En cada tipo de roca existe una velocidad óptima de rotación para la cual se producen los detritus de mayor tamaño al aprovechar la superficie libre del hueco que se crea en cada impacto.  Empuje La energía generada por el mecanismo de impactos del martillo debe transmitirse a la roca, por lo que es necesario que la boca se encuentre en contacto permanente con el fondo del barreno. Un empuje insuficiente reduce la velocidad de penetración, produce un mayor desgaste de varillas y manguitos, aumenta la pérdida de apriete del varillaje y el calentamiento del mismo. Por el contrario, si el empuje es excesivo disminuye también la velocidad de perforación, dificulta el desenroscado del varillaje, aumenta el desgaste de las bocas, el par de rotación y las vibraciones del equipo, así como la desviación de los barrenos. Grafica 5.1 Influencia del empuje sobre la velocidad de penetración

64

 Barrido Esta acción es necesaria para que el fondo de los barrenos se mantenga constantemente limpio evacuando el detrito justo después de su formación evacuando las partículas por el hueco anular comprendido entre el varillaje y la pared de los barrenos. Si esto no se realiza, se consumirá una gran cantidad de energía en la trituración de esas partículas traduciéndose en desgastes y pérdidas de rendimientos, además del riesgo de atascos. Figura 5.1 Principio de barrido de un pozo

Las ventajas principales, que presenta la perforación rotopercutiva, son:

65

 Es aplicable a todos los tipos de roca, desde blandas a duras.  La gama de diámetros de perforación es amplia.  Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a diferentes trabajos y tienen una gran movilidad.

5.1.1.1 Perforación con martillo en cabeza Este sistema de perforación se puede calificar como el más clásico o convencional, se encuentran dos tipos de perforadoras con martillo en cabeza:



Perforadoras neumáticas

La principal característica de este tipo de perforadoras, es que el martillo es accionado por aire comprimido. Las longitudes de perforación alcanzadas con este sistema no suelen superar los 30 m, debido a las importantes pérdidas de energía en la transmisión de la onda de choque y a las desviaciones de los barrenos. Dentro de sus ventajas son:    

Facilidad de reparación Gran simplicidad Fiabilidad y bajo mantenimiento Precio de adquisición más bajo



Perforadoras hidráulicas

Una perforadora hidráulica consta básicamente de los mismos elementos constructivos que una neumática, su diferencia más importante se encuentra en que el motor actúa sobre un grupo de bombas que suministran un caudal de aceite que accionan los componentes.

66

Las razones por las que la perforación hidráulica supone una mejora tecnológica sobre la neumática son las siguientes:  Menor consumo de energía, llegando hasta 1/3 de la energía que consumen los equipos neumáticos.  Menor coste de accesorios de perforación.  Mayor capacidad de perforación, esto se debe a la mejor transmisión de energía y forma de la onda, las velocidades de penetración de las perforadoras hidráulicas son de un 50 a un 100% mayores que las que los equipos neumáticos.  Mayor facilidad para la automatización.

5.1.1.2 Perforación con martillo en fondo El funcionamiento de un martillo en fondo se basa en que el pistón golpea directamente a la boca de perforación. El fluido de accionamiento es aire comprimido que se suministra a través de un tubo que constituye el soporte y hace girar al martillo. La rotación es efectuada por un simple motor neumático o hidráulico montado en el carro situado en superficie, lo mismo que el sistema de avance. La limpieza del detrito se efectúa por el escape del aire del martillo a través de los orificios de la boca. En los martillos en fondo, generalmente, la frecuencia de golpeo oscila entre 600 y 1.600 golpes por minuto. En cuanto al empuje que debe ejercerse para mantener la boca lo más en contacto posible con la roca, si este es excesivo no aumentará la penetración, sino que acelerará los desgastes de la boca y aumentará los esfuerzos sobre el sistema de rotación.

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Las velocidades de rotación aconsejadas en función del tipo de roca esta indicadas en la tabla 5.1. Tabla Nº 5.1 Velocidad de rotación en función del tipo de roca Velocidad de Tipo de roca

rotación (r/min)

Muy blanda

40 - 60

Blanda

30 - 50

Media

20 - 40

Dura

10 – 30

Además del aire, como fluido de barrido puede emplearse el agua y la inyección de un espumante. Este método es especialmente indicado en la perforación de pozos de agua en terrenos poco consolidados. La lubricación de los martillos en fondo es de vital importancia. Las ventajas de la perforación con martillo en fondo, frente a otros sistemas, son:  Menor desgaste de las bocas.  Desviaciones de los barrenos muy pequeñas, por lo que son apropiados para taladros de gran longitud.  La menor energía por impacto y la alta frecuencia de golpeo favorecen su empleo en formaciones descompuestas o con estratificación desfavorable.  El coste por metro lineal es en diámetros grandes y rocas muy duras, menor que con perforación rotativa.  El consumo de aire es más bajo que con martillo en cabeza neumático.  El nivel de ruido en la zona de trabajo es inferior al estar el martillo dentro de los barrenos.

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 La velocidad de penetración se mantiene prácticamente constante a medida que aumenta la profundidad de los barrenos como lo muestra la siguiente figura:

Grafica 5.2 Velocidad de perforación según profundidad del barreno

Por el contrario, los inconvenientes que presenta son:  Velocidades de penetración bajas.  Cada martillo está diseñado para una gama de diámetros muy estrecha que oscila en unos 12 mm.  Existe un riesgo de pérdida del martillo dentro de los barrenos por atranques y desprendimientos del mismo.  Se precisan compresores de alta presión con elevados consumos energéticos.

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5.1.1.3 Accesorios perforación rotopercutiva. La sarta de perforación está constituida generalmente por los siguientes elementos: adaptadores de culata (1), manguitos (2), varillas de extensión (3) y bocas (4). Figura 5.2 Elementos sarta de perforación.

Lo ideal es usar aceros con un núcleo no muy duro y una superficie endurecida y resistente al desgaste. Esta estructura se consigue en la práctica de dos formas: a) Aceros con alto contenido en carbono. Como el empleado en las barrenas integrales. La dureza deseada se consigue controlando la temperatura en el proceso de fabricación. La parte de la culata se trata por separado para conseguir una alta resistencia a los impactos. b) Aceros de bajo contenido en carbono. Usados en varillas, adaptadores, manguitos y bocas. Son aceros que contienen pequeñas cantidades de cromo o níquel, manganeso y molibdeno.

5.2 Explosivos Los explosivos son mezclas de varias sustancias químicas que, cuando son apropiadamente iniciadas, se convierten rápidamente en gases que alcanzan gran temperatura y presión. En una voladura de producción, el

70

macizo rocoso es fragmentado y desplazado por los efectos de estos esfuerzos y por la gran cantidad de gases de alta presión producidos por la detonación. En el proceso de rompimiento y desplazamiento de material, que ocurre durante y después de la detonación completa de una carga confinada, existen 4 etapas estas son: -

Detonación. Propagación de las ondas de choque y/o esfuerzo. Expansión del gas a presión. Movimiento del material.

Los explosivos químicos industriales se clasifican en dos grandes grupos según la velocidad de su onda de choque. a) Explosivos rápidos y detonantes. Con velocidades entre 2.000 y 7.000 m/s b) Explosivos lentos y deflagrantes. Con menos de 2.000 m/s Los primeros son los utilizados en la minería, estos se dividen en Primarios y Secundarios según su aplicación. Los Primarios por su alta energía y sensibilidad se emplean como iniciadores para detonar a los Secundarios. Las propiedades de cada grupo de explosivos permiten además predecir cuáles serán los resultados de fragmentación, desplazamiento y vibraciones más probables, dentro de las características más importantes tenemos; potencia y energía desarrollada, velocidad de detonación, densidad, presión de detonación, resistencia al agua y sensibilidad. Otras propiedades que afectan al empleo de los explosivos y que es preciso tener en cuenta son: los gases post-detonación, la resistencia a bajas y altas temperaturas, la desensibilización por acciones externas, etc.

71

5.2.1 Propiedades de los explosivos Los principales factores que intervienen para el análisis y selección de un explosivo son:



Energía y Potencia

La energía de un explosivo se define como la capacidad del explosivo para hacer el trabajo, un explosivo con mayor energía podrá trabajar sobre una mayor cantidad de roca. La potencia puede definirse como la capacidad de un explosivo para quebrantar la roca a volar. Esta definición, no es del todo precisa, puesto que es sabido, por ejemplo, que en la voladura de rocas blandas, un explosivo con baja potencia y velocidad de detonación, quebranta y proyecta mejor la roca que un explosivo más potente; por tanto para comprender el concepto de potencia, debemos desglosar ésta en los dos parámetros por la que viene influenciada. Podemos decir que la potencia es el resultado de una combinación entre una velocidad de detonación, y un volumen de gases a alta presión y temperatura, y es por tanto, un dato que nos sirve de comparación entre diferentes tipos de explosivos. Si la potencia de un explosivo, es un dato importante en la selección de un tipo de explosivo para la voladura de cualquier tipo de roca, tiene además en el caso de las labores subterráneas, una importancia adicional en el avance de túneles o galerías. En efecto en este caso, se precisa de un gran número de tiros en un área reducida, se debe realizar una correcta selección del explosivo, en base a su potencia, ya que el empleo de explosivos excesivamente potentes puede llevar a efectos contrarios al deseado; es decir, se puede llegar a producir una deformación plástica de la roca, o incluso su quemado, debido a un exceso de potencia específica.

72

Es por esto porque en diagramas con diseño de tiros paralelos, se recurre a la carga con explosivos de media potencia (que es sinónimo de densidad no muy elevada), o en el caso de utilizar explosivos potentes se recurre a su carga espaciada. La potencia de un explosivo depende casi exclusivamente de su composición, y del mejor aprovechamiento que podamos obtener de los componentes, procurando un balance de oxigeno lo más equilibrado posible. 

Velocidad de detonación

La velocidad de detonación de un explosivo puede definirse como la velocidad con que la onda de detonación pasa a través del explosivo. Una velocidad alta nos dice que la energía del explosivo es liberada en menor tiempo que si la velocidad es baja, esto quiere decir que el explosivo nos ha cedido una mayor potencia. La energía cedida por un explosivo en su detonación puede separarse en dos aspectos; por lado la de la onda de detonación, encargada de crear fisuras en la roca; por otro lado la de los gases a elevada presión y temperatura que deben proceder al agrandamiento de las grietas iniciales y al desplazamiento de la roca. Los explosivos de alta velocidad de detonación, se denominan rompedores, son explosivos susceptibles de empleo en forma de cargas adosadas, es decir, sin confinamiento por lo que el trabajo producido por los gases tiene poco interés. Son además explosivos adecuados para la voladura de rocas duras-frágiles, donde la figuración se procede por esa potencia de la onda de detonación. En general en la composición de los explosivos de alta velocidad de detonación, se encuentran compuestos metálicos pesados como el sulfato

73

de bario, óxido de hierro, etc. La misión de estos compuestos metálicos pesados es la de actuar como pequeños proyectiles dentro de la masa del explosivo, actuando como iniciadores y mantenedores de la velocidad de detonación. La velocidad de detonación de un explosivo puede sufrir variaciones según la aplicación que hagamos de él; así en general, para un explosivo dado, la velocidad aumenta con el diámetro del cartucho, confinamiento y energía de iniciación. Por lo dicho anteriormente es una propiedad determinante para la selección del tipo de explosivo idóneo para la voladura de una roca en particular. Tal es así que la primera aproximación, el explosivo idóneo para la voladura de una roca, es aquel que su impedancia (producto de la densidad por la velocidad de detonación) sea lo más próxima posible a la impedancia del macizo rocoso (producto de la densidad por la velocidad sísmica de la roca). La medida de la velocidad de detonación de un explosivo, puede realizarse por diversos procedimientos, cuya única diferencia es el grado de precisión que se consigue con el método adecuado. En minería subterránea la velocidad de detonación de los explosivos varía entre los 2500 a 7500 m/s.

Grafica 5.3 Velocidad de detonación por diámetro de carga

74



Densidad

La densidad de la mayoría de los explosivos varía entre 0,8 y 1,6 g/cm3, esta es determinante para el cálculo de la cantidad de carga necesaria para una voladura y al igual que con la velocidad de detonación cuanto mayor es, más intenso es el efecto rompedor que proporciona. En los agentes explosivos la densidad puede ser un factor crítico, pues si es muy baja se vuelven sensibles al cordón detonante que los comienza a iniciar antes de la detonación del multiplicador o cebo, o de lo contrario, si es muy alta, pueden hacerse insensibles y no detonar. Esa densidad límite es la denominada Densidad de Muerte.

75



Resistencia al agua

La resistencia al agua de agentes de Voladura y de explosivos sensibles a detonador varía considerablemente. El deterioro de las formulaciones de explosivo a granel se incrementa con la severidad y el periodo de exposición al agua. Por ejemplo, en agua quieta las emulsiones a granel normalmente resistirán exposición durante una considerable cantidad de tiempo. Sin embargo, en flujo o en agua dinámica ellos se pueden deteriorar bastante rápido hasta tal punto en que el producto falla al detonar.



Estabilidad

Los explosivos deben ser químicamente estables y no descomponerse en condiciones ambientales normales. Un método de probar la estabilidad es mediante la prueba de Abel, que consiste en el calentamiento de una muestra durante un tiempo determinado y a una temperatura específica, observando el momento en que se inicia su descomposición. La estabilidad de los explosivos es una de las propiedades que está relacionada con el tiempo máximo de almacenamiento de dichas sustancias para que éstas no se vean mermadas en los efectos desarrollados en las voladuras. 

Sensibilidad

Esta característica engloba varios significados dependiendo del tipo de acción exterior que se produzca sobre el explosivo, puede ser por la reacción a la detonación por un iniciador (e.g. un detonador) o como una medida de la facilidad con la que un explosivo puede ser detonado por calor, fricción, impacto o choque.

76

a) Sensibilidad a la iniciación: Los explosivos deben ser suficientemente sensibles para ser detonados por un iniciador adecuado. Esta capacidad varía según el tipo de producto, así por ejemplo, para la mayoría de los explosivos gelatinosos se emplean detonadores, mientras que los agentes explosivos requieren en general de un multiplicador o cartucho cebo de mayor presión y velocidad de detonación. b) Sensibilidad al choque y a la fricción: Algunos explosivos pueden detonar por efecto de estímulos subsónicos, tales como: choques o fricción. Por seguridad es importante conocer su grado de sensibilidad frente a acciones,

especialmente

durante

su

estas manipulación

y

transporte. c) Sensibilidad al calor: Los explosivos al ser calentados de forma gradual llegan a una temperatura en que se descomponen repentinamente con desprendimientos de gases, aumentando poco a poco hasta que al final se produce una deflagración o bien una pequeña explosión. A esa temperatura se la denomina punto de ignición. 

Diámetro crítico

Las cargas de explosivo con forma cilíndrica tienen un diámetro por debajo del cual la onda de detonación no se propaga o si lo hace es con una velocidad muy por debajo a la de régimen, a dicha dimensión se la denomina “Diámetro crítico”. Los principales factores que influyen en el diámetro crítico de un explosivo son: el tamaño de las partículas, la reactividad de sus constituyentes, la densidad y el confinamiento de los mismos. 

Desensibilización

77

La mayoría de los explosivos se vuelven menos sensibles a más altas densidades.

Este

relación

es

más

pronunciada

para

aquellas

composiciones que son gas o GMB (Micro burbujas de Vidrio) sensibilizados. La insensibilización física de los explosivos en la mayoría de los casos se debe a la destrucción de burbujas de aire/gas o micro burbujas y, por lo tanto, de los puntos calientes de los que depende la iniciación. Esto se denomina Insensibilización de explosivo debido a excesiva presión. Los explosivos sensibilizados con burbujas de gas son menos propensos a la insensibilización por excesiva presión, ya que estas burbujas pueden contraerse y recuperarse. La insensibilización mediante presión excesiva ocurre en tres formas importantes: -

Por presiones hidrostáticas; Por presiones dinámicas (es decir, inducidas por una

-

voladura) Por una combinación de presiones hidrostáticas y dinámicas.



Emanaciones de gases post-tronadura

La detonación de todo explosivo comercial produce vapor de agua, nitrógeno, dióxido de carbono, y eventualmente, sólidos y líquidos. Entre los gases inocuos citados existe siempre cierto porcentaje de gases tóxicos como el monóxido de carbono y los óxidos de nitrógeno. Estas emanaciones de gases post-detonación al quedar en el aire y al ser inhaladas por un periodo, pueden causar malestar, enfermedad y tal vez la muerte, es por ello que los sistemas de ventilación estén bien mantenidos para dispersar gases de tronadas y que estos no retornen a las vías aéreas dentro del más corto tiempo posible después de una tronadura.

78



Detonación por simpatía

Una detonación por simpatía se podría describir como la iniciación de una o más cargas explosivas por la detonación de otro explosivo que se encuentra cerca. En la mayoría de los casos, una detonación por simpatía de cargas es indeseable ya que anula la secuencia de iniciación de cargas posteriores. Se ve afectado por la sensibilidad del producto, la distancia de separación y el tipo de suelo. Debido a su baja sensibilidad, las emulsiones explosivas no detonarán normalmente por simpatía en espaciamientos de pozos de más de 200 mm a menos que haya un paso de unión directo, abierto entre pozos.

5.2.2 Explosivos Industriales A continuación se darán a conocer las características de los explosivos más comúnmente usados en minas subterráneas, sus ventajas y los criterios que deben utilizarse al momento de decidir su selección.



Dinamitas

Las dinamitas son altos explosivos que tienen como componente principal la nitroglicerina. Estos productos tienen una densidad de 1,6 g/cc y pueden desarrollar velocidades de detonación de 7.000 m/s. Al ser la nitroglicerina altamente sensible al choque, la fricción y el calor, es necesario mezclarla con elementos inertes para así poder manipularlas. Las dinamitas, a su vez, se dividen en dos grupos: las dinamitas granuladas, que utilizan la nitroglicerina como base explosiva, y las dinamitas gelatinas, que son una mezcla de Nitroglicerina y nitrocelulosa, lo que les permite tener una alta resistencia al agua.



Nitrato de Amonio

79

La fórmula química del nitrato de amonio es N2H4O3. En relación con su peso, aporta más volumen de gas en la detonación que cualquier otro explosivo. En estado puro, el nitrato de amonio (NA) es casi inerte y su composición por peso es de 60% de oxígeno, 33% de nitrógeno y 7% de hidrógeno. Al agregar el diésel, la reacción con balance de oxígeno ideal para el NA es: 3N2H4O3 + CH2 ------> 3N2 + 7H2O +CO2

(5.1)

Dos características hacen a este compuesto impredecible y peligroso. El nitrato de amonio es soluble en agua y si no tiene un recubrimiento repelente a ella, puede absorberla de la humedad ambiente y disolverse lentamente. Por esta razón, las pequeñas esferas o perlas tienen un recubrimiento protector de arena silícea pulverizada, que ofrece alguna protección contra el agua. La segunda y más importante característica es un fenómeno llamado ciclado, que es la habilidad de un material para cambiar la forma de sus cristales con las variaciones de la temperatura. Este es el principal componente de los explosivos industriales 

ANFO (Ammonium Nitrate – Fuel Oil)

Consiste en a base de Nitrato de Amonio prill y un combustibles derivado del petróleo, desde gasolinas a aceites de motor, este último juega un papel importantísimo sobre las diferentes propiedades del Anfo. Los porcentajes van del 90% al 97% de nitrato de amonio y de 3% al 10% de combustible. Al ser el nitrato de amonio su principal componente NA, el agua es el principal enemigo del Anfo, pues absorbe una gran cantidad de calor para su vaporización y rebaja considerablemente la potencia del explosivo. Existen diversos tipos de Anfos, entre ellos se encuentran:

80

-

Anfos Anfos Aluminizados Anfos AST Anfos Livianos y Anfos Pesados.

Este último es una mezcla de Emulsión y Anfo, reuniendo las principales características de ambos componentes. 

Hidrogeles

Los hidrogeles son agentes explosivos constituidos por soluciones acuosas saturadas de nitrato de amonio, a menudo con otros oxidantes como el nitrato de sodio y/o el de calcio, en las que se encuentran dispersos los combustibles, sensibilizantes, agentes espesantes y gelatinizantes que evitan la segregación de los productos sólidos. Sus características más importantes son:

 Excelente resistencia al agua  Gran potencia de detonación  Gran seguridad en su manipulación Dentro de estos explosivos tenemos los slurries y aquageles.



Emulsiones

Las emulsiones corresponden a un sistema que contiene al menos dos fases líquidas inmiscibles entre sí, una de las cuales está dispersa en la otra en forma de pequeñas gotas o celdillas. El líquido que se encuentra en forma de gotas se reconoce como fase dispersa y el que las rodea se

81

denomina fase continua, y su tipo o constitución define el comportamiento y características de la emulsión. Dentro de sus propiedades principales:  Son altamente seguras a la fricción, impacto y fuego  Son muy resistentes al agua  Dependiendo de la consistencia pueden ser bombeadas

82

CAPITULO 6: AVANCE DE LABORES EN DESARROLLO

6.1 Ciclo minero de desarrollo en SCM Carola En las últimas décadas el desarrollo de las técnicas de excavación de túneles ha progresado extremadamente rápido, la ayuda de la tecnología ha sido fundamental en este aspecto aportando con maquinaria más eficaz y rápida a la hora de la perforación y carguío de explosivos, por ejemplo, en el área de perforación se han logrado grandes avances con la incorporación de perforadoras electro-hidráulicas; y en la tronadura, con el desarrollo de explosivos específicos para las distintas zonas del disparo y maquinas cargadoras de explosivo de Anfo.

Las tronaduras en labores en desarrollo se caracterizan por no existir, inicialmente, ninguna superficie libre de salida salvo el propio frente de ataque, a diferencia de las tronaduras de producción en minería a cielo abierto que pueden poseer dos o más caras libres, es por esto que se crea una segunda cara libre a través del diagrama de perforación destinando un conjuntos de tiros denominados tiros de rainura quienes a través de tiros escariados van creando la cara libre, así los tiros del diagrama actúan contra dos caras libres, similar a una tronadura a cielo abierto. Los barrenos de contorno son los que establecen la forma final del túnel, y se disponen con un reducido espaciamiento y orientados hacia el interior del macizo. En cuanto a la posición de la rainura, esta influye en la proyección del escombro, e la fragmentación y también en el número de barrenos. El resto de los tiros tendrán el nombre de acuerdo a la ubicación en el diagrama de disparos, como muestra la figura 6.1.

83

Figura 6.1 Zonas de una frente

El ciclo del desarrollo cuenta con varias operaciones que en conjunto tienen el objetivo de conseguir metros de avance para poder acceder al cuerpo mineral. Estas operaciones son: -

Preparación de la Frente. Marcación topográfica, y diagrama. Perforación de los tiros. Carguío de explosivos. Ventilación. Inspección de la frente (chequeo de gases), regadío de la marina y

-

acuñadura manual sobre la marina. Carguío y Transporte. Acuñadura mecanizada. Raspaje. Fortificación.

Es necesario realizar un correcto procedimiento y análisis en cada una estas etapas para poder lograr un buen estado de las labores, a continuación se detallaran cada una de estas operaciones:

84

6.1.1 Preparación La preparación en una frente es una operación de gran importancia para poder mantener el estado de los pisos, esta consiste en lavarla con agua para un posterior marcado, limpiar la pata de la frente mediante el uso de palas manual, acuñadores o llaucas y picotas, en lo posible unos 20 cm más abajo que la cota de piso y unos 5 metros hacia atrás de la postura. Si la frente se encuentra con agua, se debe instalar la bomba Hega para el drenaje de esta. La preparación tiene como objetivo en primer lugar revisar la existencia de tiros quedados en las zapateras y en segundo lugar dejar la frente en condiciones aptas para la posterior perforación, como por ejemplo nivelar el piso para una buena postura del equipo perforador. En el caso de que existan tiros quedados, se debe lorear el sector y su posterior tronadura para su eliminación.

6.1.2 Marcación topográfica y diagrama En esta etapa se deben marcar en la frente las posiciones de todos los tiros a perforar. La posición del perímetro será determinada por un eje de simetría ubicado en el techo y por la línea de gradiente, esta última se debe proyectar tanto en la frente como en las cajas de la labor, utilizando lienzas tomadas de os respectivos tarugos, lo más tensas posibles, de tal manera que no se distorsione la proyección. La línea de la gradiente se debe encontrar a 1.4 m del piso y extender a unos 10 m de la frente, esto último es de gran importancia ya que de esta manera el equipo perforador puede realizar el paralelismo con los brazos del equipo. En tanto al centro debe marcarse proyectando la línea generada por los dos plomos en la frente y en el techo de la labor, en momento de fijar la línea en la frente, los plomos no deben moverse. El centro debe marcarse desde la frente hasta 10 metros hacia atrás.

85

Cuando existan patas o callos en el piso de la galería producto del disparo anterior, los preparadores deberán limpiar y acuñar en forma minuciosa y marcar para que sean perforadas. Todos los quiebres y cambios de dirección de las labores, deben ser marcados directamente por topografía. Una vez marcada las referencias se procede a marcar los tiros de acuerdo al diseño del diagrama establecido por ingeniería, el contorno debe marcarse siempre desde la gradiente al piso, gradiente al techo, centro caja derecha y centro caja izquierda, como puntos de referencia. Cada burden de tiro debería permitir quebrar la roca limpiamente, sin dañar a las cargas contiguas o dejar restos de tiro sin detonar. Si el burden es demasiado pequeño, la parte cargada podría quebrarse pero dejar intacto al collar no cargado. Si el burden es demasiado grande, un tiro podría dañar a las cargas contiguas, causar altas vibraciones del suelo y sobrequiebre, o dejar un resto de tiro. En las voladuras de desarrollo, raramente es posible compensar un burden excesivo cargando explosivos adicionales. Todos los tiros en una rainura son colocados con corto espaciamiento, en línea y paralelo al eje del túnel.

Figura 6.2 Ejemplo de marcado de frente

86

6.1.3 Perforación de los Tiros En la realización de la perforación de la frente, una vez instalado el equipo en postura el operador debe instalar la cenfa de seguridad en el área de trabajo, siempre frontal al equipo. El operador del Boomer debe hacer la prueba del paralelismo de cada pluma y luego rotar la pluma ubicándola nuevamente en el punto inicial, comprobando que no cambio su posición, este paralelismo consiste en comparar los brazos del equipo perforador con la línea de gradiente y línea de centro demarcadas en las cajas y techo de la labor respectivamente. El diagrama de disparo debe perforarse completamente con el paralelismo aplicado, según los tiros que se perforen. La secuencia de perforación de las frentes se iniciara desde las zapateras en forma ascendente hacia el techo, una vez terminadas estas el operador debe tapar todas las perforaciones con un material adecuado

87

(sacos de nylon), para así evitar que entre agua y barro al tiro facilitando así el posterior carguío del explosivo. El operador debe cambiar los bits de perforación periódicamente, cada 9 a 10 tiros. Los tiros deben ser perforados en el punto donde se ha marcado lo más preciso posible.

6.1.4 Carguío de Explosivo Ya perforada la frente se debe verificar que el lugar sea seguro, revisando que no existan planchones abiertos o roca suelta tanto en techo como en cajas, de ser así se realiza una acuñadura manual con ayuda del equipo de levante, luego se destapan o limpian las zapateras por el material caído para después proceder a soplar todos los tiros. Una vez llegado el explosivo se debe dejar en un lugar seguro y el sector loreado, los detonadores y explosivos encartuchados se deben mantener separados hasta que sean ensamblados en cebos, esto debe realizarse en la frente, y ahí cargarlos de inmediato dentro de los tiros. Siempre se debe usar un punzón para hacer un hoyo adecuado en el explosivo encartuchado, antes de insertar el detonador. Cada detonador se debe colocar a lo largo del eje de su cebo, y debe estar completamente contenido para protegerlo de impacto o de daño por abrasión adentro del tiro, en el caso de encontrar un tiro tapado se debe destapar con una cuchara. Para voladuras de desarrollo generalmente se recomienda el cebado “en reversa”, con la Base del detonador indicando hacia el collar del tiro. Esto permite que la onda de detonación en el cebo se acelere sobre la longitud máxima y alcance una VOD óptima antes de alcanzar el extremo del cebo.

88

Ya emprimados los tiros se debe cargar en el caso de las coronas con Trimex, para las zapateras con Emulsión y el resto de los tiros (auxiliares, cajas y rainura) con ANFO. Se debe revisar la presión con que arroja el Anfo el equipo GIA, para un buen acoplamiento de la carga. Luego se deben taquear todos los tiros con tacos de greda, para una mejor efectividad del disparo. Finalmente se realizara el amarre, los detonadores no eléctricos con colas de tubo nonel deberían conectarse mediante lazo a una línea troncal de cordón detonante de acuerdo al siguiente método: -

Iniciar la conexión a uno de los tiros de esquina en el techo. Medir una longitud adecuada de cordón detonante, y sujetar el cordón con un gancho (J-Hook) a este punto.

89

-

Para asegurar que el cordón no se deslice a través del gancho, enlazar la cola del tubo nonel y sujetarla al gancho para fijarla en el

-

lugar. Extender el cordón detonante al rincón opuesto del tiro, y

-

conectarlo a este gancho y bloquearlo para evitar que se deslice. Conectar las colas del tubo nonel en la parte superior de la frente. Hacer Todas las conexiones en ángulos rectos, y asegurarse que

-

todos los tubos estén derechos entre el gancho y el collar del tiro. Conectar los tiros de zapateras de esquinas al cordón detonante,

-

asegurando las conexiones para evitar que se deslicen. Unir las puntas del cordón cerca del centro de la frente, usando un nudo cuadrado. Recortar el exceso de cordón cerca de esta

-

conexión. Conectar las colas del tubo nonel en la parte inferior de la frente. Hacer todas las conexiones en ángulos rectos, y asegurarse que

-

todos los tubos estén rectos entre el gancho y el collar del tiro. Revisar dos veces todas las conexiones de los ganchos, el sector debe quedar loreado.

6.1.5 Ventilación La ventilación es la encargada de disipar todos los gases nocivos que generan los explosivos tales como gases nitrosos, monóxido de carbono y dióxido de carbono, entre otros. Esta debe cumplir con todos las normas requeridas de manera de establecer un adecuado lugar de trabajo con condiciones aptas y sin riesgo a accidentes, para ello en SCM Carola es necesario un tiempo de ventilación de las frentes donde se realizó el disparo aproximadamente entre 45 a 60 min. 6.1.6 Inspección de la frente (chequeo de gases), regadío de la marina y acuñadura manual sobre la marina.

90

El jefe de turno es el encargado de realizar el chequeo de gases y poder desbloquear el paso a los sectores en donde se realizaron el o los disparo(s). Se debe revisar las posturas en donde se realizaron las tronaduras haciendo una inspección visual por si existen tiros quedados en las coronas, se debe regar la marina con el objetivo de poder disminuir la polución a la hora de retirar la saca.

6.1.7 Carguío y Transporte. El carguío de la marina se realiza en dos etapas, en primer lugar ser retira el material de la frente a través de los equipos Scoop St-14 para transportarlo a la estocada de acopio más cercana, en donde será retirada a través de un cargador frontal Volvo modelo A-180 en conjunto con camiones articulados Volvo A-40 F, quienes llevaran el material a superficie al chancado principal en el caso de que sea mineral, o al botadero ubicado en interior mina.

6.1.8 Acuñadura Esta operación se realiza con equipos Bell y es de vital importancia para eliminar la existencia de planchones abiertos o bloques que se encuentren con riesgo de caída. Todas las galerías deben de ser acuñadas con una frecuencia que dependerá de las condiciones del macizo rocoso y de las operaciones que se estén realizando. El equipo acuñador debe realizar el trabajo siempre desde una zona segura (techo y cajas estables) y se debe acuñar en forma simultánea, primero el techo y luego las cajas en forma descendente hasta el piso. Es de vital importancia verificar las condiciones de la labor y la no presencia de tiros quedados, en el caso que se encuentre un tiro quedado en la frente se

91

deberá detener la operación de acuñadura, loreando el punto e informando al jefe de turno, así de esta manera se puede entregar una postura sin riesgo de caída de rocas.

6.1.9 Raspaje. Acá nuevamente se utilizan los equipos Scoop para retirar el material botado por la acuñadura mecanizada y de esta manera poder dejar los pisos de la labor en un mejor estado sin material grueso.

6.1.10 Fortificación. Debido a la competencia que presenta el macizo rocoso en minera Carola no siempre es necesaria la fortificación de las labores en desarrollo, esto se realiza solo si existe una recomendación de parte del área de geomecánica. La fortificación puede ser realizada por la empresa mandante a través de un equipo modelo Boltec H-235 o empresas contratistas. La instalación de la malla en conjunto con la perforación y colocación de los pernos Split-set, comienza en el centro de la labor abarcando hacia ambos costados. Luego el equipo seguirá avanzando hasta generar una zona fortificada estable, de tan forma de instalar posteriormente la malla bajo techo seguro. La fortificación puede ser de hastial a hastial o gradiente a gradiente, dependiendo de la recomendación geomecánica, al igual que la cantidad de pernos. 6.2 Geomecánica en SCM Carola

92

La geomecánica en mina Carola está asociada a problemas de estabilidad del diseño minero, el cual está íntimamente ligado a la dirección de las estructuras y a la dirección de los esfuerzos principales. Es por ello que el conocimiento del macizo rocoso, tanto desde la información estructural que contiene, como la calidad de la roca que presenta, es de suma importancia para el diseño del avance y preparación final para los cuerpos a explotar. Es por ello que es fundamental conocer y asociar las labores de desarrollo a los esfuerzos principales, estos antecedentes permiten tomar acciones tendientes a mejorar continuamente el diseño de los diagramas ocupados en la preparación de los cuerpos, de modo que optimice el control del macizo rocoso y la eficiencia de estas acciones. Para ello es necesario contemplar los siguientes aspectos: -

Minimizar la sobre excavación en caja y techos de desarrollos, de esta forma controlar la estabilidad y velocidad

-

de trabajo Manejar el potencial daño o deterioro en laboreos de la mina, mediante el control de los factores de carga y o explosivos

-

utilizados en los diagramas. Mejorar la distribución de esfuerzos en el contorno de la labor

6.2.1 Distribución de esfuerzos en el diagrama actual Cuando se hace una excavación subterránea en un macizo rocoso, los esfuerzos pre-existentes son distribuidos, lo cual induce nuevos esfuerzos en la roca, en las vecindades inmediatas de la abertura. Un método de representar este nuevo campo de esfuerzos es por medio de las trayectorias de los esfuerzos principales, estas son líneas imaginarias en un cuerpo elástico esforzado a lo largo del cual actúan los esfuerzos principales.

93

Atendiendo a las necesidades geomecánicas como la mejor distribución de esfuerzos en el contorno de las labores debido a la gran profundidad que está alcanzando la mina, se hace muy necesario evaluar las secciones usadas en la faena, en este caso se hace referencia al diagrama de Carola (5x4). Para realizar esta evaluación se usó el software de Rocscience Phase 2, en donde se simulo el diagrama 6x4 de Carola

bajo las siguientes

condiciones geomecánicas. Parámetros de esfuerzos, según criterio de falla de Mohr-Coulomb: -

Módulo de Young : 20.000 MPa Coeficiente de Poisson : 0.3 Angulo de fricción : 35º Cohesión : 10.5 MPa

 Esfuerzos principales: -

Sigma 1: 25 MPa Sigma 3 : 10 MPa Angulo : 0º

Figura 6.4 Excavación desarrollada por SCM Carola

94

De acuerdo a la imagen presentada de una excavación de sección 6x4 se observa que es una forma potencialmente inestable debido a los esfuerzos generados en el techo y las esquinas de la labor. La distribución de los esfuerzos se puede separar en 2 zonas de la excavación: en las esquinas se genera una gran concentración de esfuerzos y en el techo se genera una gran concentración de esfuerzos de tensión.

95

6.3 Diagramas actuales 6.3.1 Características teóricas de los diagramas  Sección 5 x 4 m

2

Tabla Nº 6.1 Características de la labor Características Ancho

5

Unidad m

Altura

4

m

19.03

m

Área sección Tiros perforados cargados

49

unid

Tiros perforados escariados

2

unid

Largo Perforación

3.8

m

Diámetro Perforación Tiros

45

mm

Diámetro Perforación Escariado

102

mm

Metros Teóricos Perforados Rendimiento Teórico de avance

205.2

Avance Teórico Máximo Volumen Teórico a Remover Densidad de la Roca Tonelaje Teórico

m

85 3.2

m

72.31

m3

2.7 195.2

Tabla Nº 6.2 Distribución de tiros Ubicación Tiro Cantidad Rainuras 16 Zapateras 7 Coronas 9 Caja 6 Auxiliar 11 Escariados 2 Total tiros perforados 51 Figura 6.5 Diagrama de perforación

ton/m3 t on

96

Tabla Nº 6.3 Distribución de los explosivos por disparo

97

Ubicación Coronas

Cajas

Explosivo

Tiro

Total

Magnum 1¼x8"

1

9

Unidad unid

Trimex

6

54

unid

Magnum 1¼x8"

1

6

unid

Trimex

2

12

unid

ANFO

4.6

18.4

kg

1

11

unid

4.6

50.6

kg

1

16

unid

4.6

73.6

kg

9

63

unid

Magnum 1¼x8"

Auxiliares

ANFO Magnum 1¼x8"

Rainuras

ANFO Magnum 1¼x16”

Zapateras

Escareados Tabla Nº 6.4 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo Explosivos

Cantidad

Amex

143

Magnum 1 1⁄4x8"

42

Magnum 1 1⁄4x16"

63

Trimex

66

Cordón Detonante

30

Guía Compuesta

2

Iniciadores Exel

49

Tacos

98

 Sección 6 x 4

Unidad kg

m2

Tabla Nº 6.5 Características labor

unid unid

unid m

unid unid

unid

98

Características

Unidad

Ancho

6

m

Altura

4

m

23.03

m

Área sección Tiros perforados cargados

60

unid

Tiros perforados escariados

2

unid

Largo Perforación

3.8

m

Diámetro Perforación Tiros

45

mm

Diámetro Perforación Escariado

102

mm

Metros Teóricos Perforados Rendimiento Teórico de avance

243.2

Avance Teórico Máximo Volumen Teórico a Remover

m

85 3.2

m

87.51

m

3

Densidad de la Roca

2.7

ton/m3

Tonelaje Teórico

241

ton

Tabla Nº 6.6 Distribución de tiros Ubicación de Tiros Rainuras Zapateras Coronas Caja Auxiliar Escariados Total tiros perforados

Cantidad 16 9 11 6 18 2 62

Figura 6.5 Diagrama de perforación

99

Tabla Nº 6.7 Distribución de los explosivos por disparo Ubicación Coronas

Cajas

Auxiliares

Rainuras Zapateras

Explosivo

Tiro

Total

Magnum 1¼x8"

1

11

Unidad unid

Trimex

6

66

unid

Magnum 1¼x8"

1

6

unid

Trimex

2

12

unid

ANFO

4.6

18.4

kg

1

18

unid

4.6

82.8

kg

1

16

unid

4.6

73.6

kg

9

81

unid

Magnum 1¼x8" ANFO Magnum 1¼x8" ANFO Magnum 1¼x16”

Escareados Tabla Nº 6.8 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo

100

Explosivos

Cantidad

Amex

175

Magnum 1¼x8”

51

Magnum 1¼x16”

81

Trimex

78

Cordón Detonante

40

Guía Compuesta

2

Iniciadores Exel

60

Tacos

120

Unidad kg unid unid

unid m

unid unid

unid

101

6.3.2 Control de datos en terreno

 Sección 5 x 4

m2

Tabla Nº 6.9 Características Características Ancho real promedio

6.21

Unidad m

Altura real promedio

4.59

m

Área sección

25.53

m2

Tiros perforados cargados

49

unid

Tiros perforados escariados

2

unid

Largo Promedio Perforación Rendimiento Efectivo de disparo

3.83

m

85

Avance Efectivo disparo

3.23

% m

Resto de perforación (Culos) Desviación de los tiros

0.58

m

3-5

Volumen sin sobre-excavación

61.59

% m3

Volumen con sobre-excavación

82.97

m3

Tonelaje sin sobre-excavación

166.29

ton

Tonelaje con sobre-excavación Porcentaje de Sobre-excavación

224.03

ton

33.57

%

Observaciones: Estas muestras son un promedio recopiladas de 5 disparos realizados en 2 el nivel 127, Galería de Fortificación, esta tiene una sección de 5x4 m

con una pendiente de 0%.

102

Dentro de otras observaciones, se tiene:  Las últimas

marcas topográficas (gradiente y centro) se

encuentran a 8 metros de la labor, teniendo que realizarlas el preparador de frentes a mano alzada.  De los 4 disparos realizados se presentan restos de explosivos, de los que se desglosan en 1 tiro quedado ubicado en la zapatera, y 2 tiros soplados ubicados en las coronas.  Solo se taquean con tacos de greda las coronas.  En ocasiones se taquean tiros de rainuras con explosivo sobrante “Magnum 1 1⁄4x8"  La gradiente se encuentra a 1.80 m en los últimos 2 disparos  La labor presenta en promedio una sobre excavación superior al 30% lo que la hace considerable, enfocándose en las cajas. En el anexo I se encuentran los perfiles y tablas que representan la sobreexcavación obtenida en la labor.

103

 Sección 6 x 4

m

2

Tabla Nº 6.10 Características Sección 6 x 4 Ancho real promedio Altura real promedio Área sección Tiros perforados cargados Tiros perforados escariados Largo Promedio Perforación Rendimiento Efectivo de disparo Avance Efectivo disparo Resto de perforación (Culos) Desviación de los tiros Volumen sin sobre-excavación Volumen con sobre-excavación Tonelaje sin sobre-excavación Tonelaje con sobre-excavación Porcentaje de Sobre-excavación

6.7 5.1 29.58 60 2 3.86 82 3.15 0.71 35 72.6 93.2 196.0 251.5 26.85

Unidad M M m2 Unid Unid M % M M % m3 m3 Ton Ton %

Observaciones: Estas muestras son un promedio recopiladas de 6 disparos realizados en 2 el nivel 90, cruzado, esta labor tiene una sección de 6x4 m

con una

pendiente negativa de –8%. Dentro de otras observaciones, se tiene:  La labor presenta una sobre excavación en promedio de 27% enfocado en el techo de la labor, lo que la hace preocupante.  Los primeros 3 disparos, el nivel de piso se encuentran 50 cm sobre la cota original del proyecto.  Se realizan 2 disparos con las marcas topográficas (gradiente y centro) a 8 metros de la frente de la labor.

104

 Debido a la presencia de agua se realiza una preparación deficiente en la mayoría de los disparos controlados  3 de los 6 disparos realizados presentan restos de explosivos, de los que se desglosan en: -

1º disparo: 7 tiros soplados ubicados en las cajas y coronas y un tiro quedado en la zapatera inferior

-

izquierda. 3º disparo: 1 tiro quedado en la rainura y 4 tiros

-

soplados en la corona. 6º disparo: 3 tiros soplados en las coronas

 Solo se taquean las coronas, cuando se dispone de tacos de greda.  El estado del piso es deficiente, presentando callos a lo largo de la labor.  En el anexo II se encuentran los perfiles y tablas que representan la sobre-excavación obtenida.

En el anexo I se encuentran los perfiles y tablas que representan la sobreexcavación obtenida en la labor.

6.4 Costos por disparo

6.4.1 Costos aceros

105

Tabla Nº 6.11 Costos Aceros Tipo de Acero Barra s/r 35 x T-38 x 4.3 mt Copla t-38 x t-38 Culatin cop- 18-38 t-38 Bit s/r 35 x 45 mm Dome Bit s/r35 102mm Costo por metro perforado

Precio

Vida útil

C. unitario

[ $ US ]

[m]

[ $ US ]

265 48 145 54 172

1400 2100 2000 400 6000

0.189 0.023 0.073 0.135 0.029 0.448

6.4.2 Costos de explosivos Tabla Nº 6.12 Costos explosivos sección 5 x 4 Tipo de Explosivo Amex

Cantidad 150

Precio 0.85 [ $ US /kg ]

C. Total [ $ US ] 127.50

0.54 S. Magnum 1¼x8"

42

[ $ US /unid ]

22.68

1.04 S. Magnum 1¼x16"

63

[ $ US /unid ]

65.52

0.96 Trimex

54

Cordón Detonante

30

[ $ US /unid ] 0.29

[ $ US /m ]

49.68 8.81

2.76 Guía Compuesta

2

[ $ US /unid ]

5.52

0.11 Tacos

22

[ $ US /unid ]

2.42

2.18 Iniciadores Exel Costo Disparo

49

[ $ US /unid ] 388.95 $US

106.82

106

Costo por metro de avance

119.68 $US

Tabla Nº 6.13 Costos explosivos sección 6 x 4 C. Total Tipo de Explosivo

Cantidad

[ $ US ]

Amex

175

Precio 0.85 [ $ US /kg ]

Magnum 1¼x8"

51

0.54 [ $ US /unid ]

27.54

Magnum 1¼x16"

81

1.04 [ $ US /unid ]

84.24

Trimex

78

Cordón Detonante

40

0.96 [ $ US /unid ] 0.29 [ $ US /m ]

Guía Compuesta

2

2.76

26

0.11 [ $ US /unid ] 2.18 [ $ US /unid ]

Tacos

Iniciadores Exel 60 Costo por Disparo Costo por metro de avance

[ $ US /un id ]

148.75

71.76 11.75 5.52 2.86 130.80

483.22 $US 148.68 $US

6.4.3 Costo total disparo Tabla Nº 6.14 Costo total sección 5 x 4 Costos explosivos Costos Aceros Costo Total por metro de avance Costo Total por disparo

119.68 0.45 120.13 390.41

$US/m avance $US/m avance $US $US

Tabla Nº 6.14 Costo total sección 6 x 4 Costos explosivos Costos Aceros Costo Total por metro de avance

153.40 0.45 153.85

$US/m avance $US/m avance $US

107

Costo Total por disparo

484.6

$US

6.5 Potenciales problemas en los estados de las labores 6.5.1 Preparación Muchas veces el operador tiene problemas en el posicionamiento del equipo debido a las condiciones del terreno, específicamente el piso de la labor, que al encontrarse en mal estado se dificulta la operación de empatar el tiro o sufre desvíos al no poder posesionarlo especialmente en la zapateras, es por ello que se debe realizar una buena preparación, para poder mantener el piso de la labor en buen estado

6.5.2 Topografía Topografía debe marcar por procedimiento las referencias o colas de la gradiente y el centro en todas las labores que se encuentren en desarrollo listas para la perforación, en muchos casos estas referencias se encuentras muy alejadas de la frente y no se encuentran los clavos de referencia, por lo cual el preparador de frente debe estimar y marcar la gradiente y centro a mano alzada, lo que conlleva a un error en la marcación. Esto afecta directamente al operador de Jumbo, más aun en labores con pendientes, el cual utiliza las gradientes y el centro para poder realizar el paralelismo con los brazos del equipo y así poder perforar con la pendiente correspondiente. Esta práctica se realiza con mucha frecuencia y afecta en gran medida el estado de los pisos y techos.

6.5.3 Desviación de tiros

108

El desvió de los tiros durante la perforación es un problema recurrente en todas las faenas mineras. Esto se debe muchas veces a la poca experiencia del operador a la hora de comprobar el paralelismo de los brazos del jumbo , provocando que los tiros en el fondo se junten, se separen o se crucen, lo cual, en todos los casos provoca un mal desempeño del disparo.

6.5.4 Incorrecto uso de explosivos Esta práctica se debe al déficit de explosivo o a veces exceso de este, al momento de realizar el carguío de la frente, por ejemplo cuando sobran explosivos Magnum 1¼x8” en ocasiones se le da uso como taco, aumentando

el

costo

del

disparo

y

afectando

directamente

la

granulometría y sobre-excavación de la labor.

6.5.5 Geología local Existen diferentes sectores en los cuales las estructuras atraviesan la frente (por el centro, corona, etc.), esto podría provocar una filtración de los gases de la voladura, generando como consecuencia un “disparo soplado”, en otras palabras, el disparo no sale debido al bajo efecto compresivo en la roca de los explosivos cargados. 6.5.6 Aplicación y uso de tacos de greda Este es una práctica que se ha dejado de realizar en SCM Carola, por procedimiento se deberían taquear todos los tiros, pero se taquean solamente las coronas cuando se dispone de este accesorio. Esto afecta directamente el rendimiento de las tronaduras al confinar los gases de la explosión y ayudar a evitar la eyección de cargas de explosivos, esto se logra notar muy a menudo en los restos de explosivo completos, dejando

109

en la frente tiros soplados que deben volver a ser cargados para detonar la roca.

110

CAPITULO 7: DISEÑO DE DIAGRAMA DE DISPARO

Los diagramas de disparos existentes, es decir, los que se ocupaban habitualmente en la faena, fueron diseñados de acuerdo a desarrollos empíricos de autores como Holmberg y luego modificados de acuerdo a las características del macizo rocoso. Estos autores desarrollaron formulismos de acuerdo al método “diseño y prueba”, es decir, realizaban un diseño determinando las distancias entre tiros de acuerdo a estimaciones de cuanta roca podía remover cierta cantidad de explosivo por tiro vinculándolo con el tipo de roca, una vez realizado esto se llevaba a prueba y se observaban los resultados. Así pudieron determinar las fórmulas que en la actualidad se ocupan. La desventaja que existe es que estos métodos no piden por ejemplo propiedades geomecánicas o geológicas propias de cada cerro para desarrollar el diagrama, es por eso que la disposición de los tiros no es la más representativa. El cálculo del diagrama de disparo para las labores de desarrollo y preparación se realizara por la metodología propuesta por Roger Holmberg.

7.1 Método Roger Holmberg 7.1.1 Introducción Este, sin lugar a dudas, es uno de los métodos más utilizados para el diseño de diagramas de disparo, esto se debe a su facilidad de uso y simplicidad, que se basa en una serie de fórmulas que de manera conjunta, entregan las distancias óptimas para un buen aprovechamiento tanto de explosivos como de los tiempos, ya sean de perforación como de

111

carguío. Estas fórmulas fueron actualizadas en 1982 por Holmberg y simplificadas por Olofsson en 1990. Originalmente el método fue diseñado para explosivos encartuchados (dinamita), y para poder bajar la concentración de carga del explosivo que se utilizaban diferentes diámetros de cartuchos del mismo explosivo. Según Holmberg, se puede utilizar la siguiente fórmula para determinar el largo de la perforación en función del diámetro del pozo vacío. H=0.15+34.1∗θ−39.4∗θ2

(7.1)

Dónde: - H: profundidad del tiro (m) -

θ

: diámetro de tiro hueco (m)

Si se usan varios pozos vacíos se tiene que calcular un diámetro de pozo hueco falso. Este se puede calcular por la fórmula: D f =D h∗ √n

Dónde: -

Df

: Diámetro equivalente (m)

-

Dh

: Diámetro tiro hueco (m)

- n: número de tiros huecos De esta manera la fórmula de la profundidad quedaría:

(7.2)

112

H=0.15+34.1∗Df −39.4∗Df

2

(7.3)

La profundidad está limitada por la dimensión mayor de la frente de ataque, la cual es generalmente “A” metros. H ≤ 0.86 A

(7.4) Figura 7.1 Método del cráter, para determinar H

Para establecer el avance por disparo (Aef = teorico), que está limitado por el diámetro del barreno de expansión (tiro de alivio) y por la desviación de los barrenos cargados, siempre que esta última se mantenga por debajo del 2% los avances del disparo pueden llegar al 95% de la profundidad de los barrenos “H”. Aef =H∗0.95

(7.5)

113

El avance debe estar entre un 90 a un 95% de la profundidad barrenada, a esto se le denomina rendimiento del disparo. En el siguiente grafico se observa el avance porcentual con respecto a la profundidad de los tiros, para diferentes diámetros del tiro vacío. Grafica 7.1 Avance a la profundidad de los tiros, para diferentes diámetros del tiro vacío.

Para poder calcular el error de perforación (F) tenemos: F=( α∗H + β)

(7.6)

Dónde: - α -

β

: Desviación angular (m/m) : Error de emboquille o de empate (m)

- H : profundidad del barreno de perforación Figura 7.2 Error de perforación

114

7.1.2 Primer cuadrante 

Burden y Espaciamiento

La distancia entre el hoyo vacío y los perforados en el primer cuadrante no debe ser mayor que 1.7 veces el diámetro del pozo de alivio, si se espera una fragmentación y desplazamiento satisfactorios. Se pueden dar dos casos, dependiendo de la desviación angular:

1) Cuando la desviación angular de perforación es de 0.5% y menor a 1%, la distancia entre el tiro central de alivio y los tiros de la primera sección, está dado por: B 1 práctico =1.5∗∅

(7.7)

Dónde: - ∅ : Diámetro del tiro vacío (m)

2) Si la desviación angular de perforación es mayor o igual a 1%, la distancia entre el tiro central de alivio y los tiros de la primera sección, está dado por: B 1máximo =1.7∗∅

(7.8)

115

B 1 práctico =B 1máximo −F

(7.9)

Dónde: -

∅ : Diámetro del tiro vacío (m)

- F: error de perforación

Grafica 7.2 Relación de burden entre tiros PRC con diámetros de tiro hueco

Mientras el espaciamiento está dado por:

116

W 1=B 1 practico∗√ 2



(7.10)

Concentración de Carga (PRC)

La concentración lineal de carga está en función del diámetro del tiro d (¿¿ 2) , el diámetro de los tiros pequeños ( d 1 ¿ ¿

vacío

y la constante de

la roca, el explosivo a utilizar constituye otro factor importante, debe ser seleccionado cuidadosamente, a modo de minimizar el riesgo de generar el efecto canal y una detonación parcial, la tronadura del primer cuadrante considera el uso de Anfo. Este se calcula a partir de la siguiente expresión:

(

C c =( 55∗d 1)∗

B 1 pr á ctico d2

1.5

) (

∗ B 1 pr á ctico −

d2 c 1 ∗ ∗ 2 0.4 Sanfo

)( )( )

(7.11)

Dónde: -

Cc

kg ¿ : Concentración lineal de carga ( m

-

d1

: Diámetro del tiro cargado (m)

-

d2

: Diámetro del tiro de alivio (m) modificado en caso de mas de un

tiro de alivio - c: Constante de la roca, varia entre 0.2- 0.4 (en este caso se ocupara 0.4). Esta es una mediad empírica, equivalente a la cantidad de explosivo necesario para remover un metro cubico de roca. -

S anfo

: Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO, en

tanto por uno.

117

Calculada la concentración de carga

C} rsub {c} ¿

se obtiene la

cantidad de explosivo en peso por cada metro lineal de tiro perforado. Con este resultado se analiza el explosivo disponible en el mercado y se elige aquel cuyo



C} rsub {c} ¿

coincida o este muy cercano al calculado

Taco

El hoyo debe ser cargado de manera tal que se deje un espacio para ser taconeado, debido a que todos los hoyos perforados tendrán la misma longitud el taco será común a todos estos, este se estima 10 veces el diámetro de los tiros cargados T = 10 * d1

(7.12)

Dónde: - T: Taco (m) -

d1

: diámetro del tiro cargado (m)



Carga por tiro ( Q1 )

Da a conocer la cantidad de explosivo para cada perforación en el primer cuadrante: Q1=( H −T −C f )∗Cc

Dónde:

(7.13)

118

- Cc: Concentración lineal de carga (kg/m) - H: Largo del Barreno(m) - T: Taco (m) -

Cf

: Carga de fondo (m)

7.1.3 Segundo cuadrante 

Abertura rectangular (Ah)

Una vez determinados los parámetros en el primer cuadrante, se debe aplicar una nueva geometría para resolver parámetros del segundo y de los siguientes cuadrantes conocidos, el Burden (B) del primer cuadrante, teórica a obtener en la tronadura, se pueden determinar la concentración de carga (Cc) y el Burden Máximo para el segundo cuadrante. Ah=( B1 pr á ctico−F )∗√ 2

Figura 7.3 Abertura rectangular del cuadrante

(7.14)

119



Burden y espaciamiento

Para calcular el resto de las secciones, se considera que ya existen unos huecos rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones lineales de carga “Cc”. El valor del Burden máximo se calculara a partir de:

(√

B 2m á ximo=( 8.8∗10−2 )∗

Ah∗Cc∗S anfo ❑1∗c

)

(7.15)

El valor del Burden máximo tiene que reducirse con la desviación de los barrenos para obtener el Burden práctico. B 2 pr á ctico =B 2m á ximo – F

(7.16)

120

Existen algunas restricciones en cuanto a

B 2 pr á ctico

, ya que debe

satisfacer algunas restricciones para que no se produzca la deformación plástica. 0.5 Ah< B 2 pr á ctico ≤2 Ah

La condición de

(7.17)

B 2 práctico ≤ 2 Ah

, es con el objeto que no ocurra una

deformación plástica de la roca en el proceso de la rotura. Aunque otros autores que debe ser

B 2 práctico ≤ 0.7 Ah

.

Por otro lado, la condición de 0.5

Ah< B 2 práctico

, significa que el

cuadrángulo formado por el primer cuadrante será mayor que el segundo cuadrante y los tiros de este último quedaran ubicados dentro del perímetro del primer cuadrángulo. Si la restricción no se cumple, se calculara una nueva Concentracion lineal de Carga, con la siguiente ecuación:

(

C c=

540∗d 1∗c∗Ah S Anfo

)

(7.18)

Si la restricción de deformación plástica no es satisfactoria, es mejor normalmente elegir un explosivo de menor potencia, con el fin de optimizar la fragmentación. Mientras el espaciamiento está dado por:

[

W 2= √ 2∗ B2 practico +

( )] W1 2

(7.19)

121

Figura 7.4 Burden y Espaciamiento

El cálculo del explosivo para el segundo cuadrante es similar al primero, es decir, se emplean las mismas formulas. Lo que puede ser diferente es el “Cc” del explosivo a utilizar en este cuadrante. El mismo cálculo sirve para el tercer y cuarto cuadrante haciendo siempre la salvedad del “Cc” del explosivo a utilizar en cada uno de ellos.

7.1.4 Tercer cuadrante El análisis de la tercera sección se realiza de la misma forma que para la segunda, lo mismo sucede con el cuarto cuadrante.

122



Abertura rectangular ( Ah2 ¿

[

Ah2 = B 2 pr á ctico+



]

W2 −F ∗√ 2 2

( )

(7.20)

Burden

(√

−2 B 3 m á ximo= ( 8.8∗10 )∗

A h2∗Cc∗S anfo d1∗c

)

(7.21)

B 3 pr á ctico =B3 m á ximo – F



(7.22)

Espaciamiento

[

( W2 )]

W 3= √ 2∗ B3 practico +

2

(7.23)

7.1.5 Cuarto cuadrante 

[

Abertura rectangular

( W2 )−F ]∗√ 2

Ah3 = B3 pr á ctico +



Burden

3

(7.24)

123

(√

B 4m á ximo =( 8.8∗10−2)∗

Ah3∗Cc∗S anfo d 1∗c

B 4 pr á ctico=B 4m á ximo – F

)

(7.25)

(7.26)

Espaciamiento



[

( )]

W 4 =√ 2∗ B 4 pr á ctico +

W3 2

(7.27)

7.1.6 Calculo de zapateras 

Burden Máximo zapatera

El burden de los barrenos de zapateras dispuestos en fila, se calcula básicamente, con la misma fórmula que se emplea en las voladuras de banco, considerando que la altura de esta última es igual al avance del disparo.

√

B m áx z=0.9∗

Cc∗S Anfo

( BS )

ĉ∗f ∗

Dónde: -

f : Factor de fijación.

(7.28)

124

- S/B: Relación entre el espaciamiento y el Burden Ĉ : constante de roca corregida

-

ĉ=c+ 0.05

Para

B máx z ≥ 1.4 m

ĉ=c+ 0.07/ B

Para

B máx z< 1.4 m

Se vuelve a calcular el burden máximo, pero ahora utilizando la constante de la roca corregida.



Burden Practico zapatera

B pr áctico z=Bm áx z−H∗Seno( γ )

(7.29)

El burden práctico de la zapatera debe cumplir la siguiente restricción: B pr áctico z ≤ 0.6∗H

(7.30)

Si no se cumple esta condición se debe disminuir la concentración de la carga del tiro y volver a aplicar la relación. En los barrenos de zapateras es necesario considerar el ángulo de realce γ

o inclinación que se precisa para proporcionar un hueco adecuado a

la perforadora para realizar el emboquille de la próxima frente de perforación. Este ángulo debe proporcionar la holgura que permita absorber el ancho de la perforadora sin que disminuya el ancho de la labor, se usa de manera teórica para un avance de 3 m un ángulo de 3º,

125

que equivale a 5 cm/m, es suficiente , aunque dependerá lógicamente de las características del equipo. Figura 7.5 Angulo de inclinación (γ )



Nz=

[

Numero de tiros Zapateras

A l ( 2∗H∗sen γ ) +2 B pr áctico z

]

(7.31) Dónde: -

Al

: Ancho de la labor

- H: profundidad de los tiros -

γ : ángulo de inclinación de los tiros

El resultado de superior.

Nz

al ser con decimal, se debe aproximar al entero

126



Sz=

[

Espaciamiento teórico (Sz)

A l ( 2∗H∗sen γ ) +2 B pr áctico z

El espaciamiento

Sz

]

(7.32)

calculado corresponde al ancho en el fondo de los

tiros. Al proyectar el fondo de los tiros al piso de la labor, tenemos que calcular los tiros de las esquinas del piso. 

Espaciamiento teórico tiros de esquina (Se)

S e =S z−H∗sen γ



Longitud de carga de fondo

Lcf =1.25∗B pr áctico z



(7.35)

Longitud de carga de fondo

Lcc=H−(T + Lcf )



(7.34)

Concentración de carga de fondo (Ccf)

Ccf =Lcf∗Cc



(7.33)

Concentración de carga de columna

(7.36)

127

Ccc=0.7∗Cc



(7.37)

Carga por barreno

Qz=Lcf ∗Cc+ Lcc∗Ccc

(7.38)

7.1.7 Cálculo de coronas La construcción de la labor, requiere en su contorno de tronadura suave. Las siguientes ecuaciones se realizan con el objetivó de una tronadura amortiguada a través del sistema Smooth Blasting:



Espaciamiento coronas

Sc=K∗d 1 (7.39) Dónde: - K: es una constante que varía entre 15 y 16



Burden Máximo Coronas

Entrega un burden teórico y se calcula en función del espaciamiento dividido por una constante igual a 0.8.

B m áx c=

Sc 0.8



(7.40)

Burden práctico coronas

128

Al igual que en las zapateras hay que restarle la diferencia por ángulo y por desviaciones, obteniendo un burden práctico. B práctico c=B máx c−( H∗senγ )−F



(7.41)

Numero de tiros de coronas

Nc=

( ScA + 1)

Nc=

(L

l

arco

(7.42)

)

+2∗H∗senγ +2 Sc

El resultado de

Nz

(7.43)

al ser con decimal, se debe aproximar al entero

superior. 

Concentración de carga teórica

Cc(coronas)=90∗d 21



Cantidad de explosivos por tiro

Q=Cc ( coronas )∗H (kg de explosivos )

 Nºc= (7.46)

(7.44)

Numero de cartuchos por tiro

Q peso de unidad de cartucho

(7.45)

129

7.1.8 Tiros de cajas Los tiros de caja se pueden determinar de 2 manera diferentes:  Voladura controlada  Voladura normal Con el fin de poder disminuir la sobre-excavación se realizara un voladura controlada. 

Espaciamiento de cajas

Scajas=K∗d 1



(7.44)

Espacio Libre

El cajas=h−B práctico z−B práctico c

(7.44)

Dónde: - h: altura de la labor



Burden máximo cajas

Entrega un burden teórico y se calcula en función del espaciamiento dividido por una constante igual a 0.8.

B m áx cajas=

Sc 0.8

(7.44)

130

B m áx cajas=0.9∗



√

Cc∗S Anfo

( SB )

(7.45)

ĉ∗f ∗

Burden práctico cajas

Al igual que en las zapateras hay que restarle la diferencia por ángulo y por desviaciones, obteniendo un burden práctico. B práctico cajas=Bm áx cajas−( H∗senγ )−F



Nc=

(7.46)

Numero de tiros de cajas

+1 ) ( E cajas Sc l

El resultado de

(7.47)

Nz

al ser con decimal, se debe aproximar al entero

superior. 

Concentración de carga teórica

Cc(coronas)=90∗d 21



Cantidad de explosivos por tiro

Q=Cc ( coronas )∗H (kg de explosivos )

 Nºc=

(7.48)

(7.49)

Numero de cartuchos por tiro

Q peso de unidad de cartucho

(7.50)

131

7.1.9 Diseño de tiros auxiliares La metodología para el cálculo de los tiros auxiliares se asemeja a la del cálculo de las zapateras, solamente varias los factores de fijación, estos valores se muestran en la siguiente tabla.

Tabla Nº 7.1 Factor de fijación y relación S/B DIRECCION DE

FACTOR DE

SALIDA DE LOS TIROS Horizontal hacia arriba

FIJACION

(Aux. Cajas) Horizontal hacia abajo (Aux. Coronas)

RELACION S/B

1.45

1.25

1.2

1.25

:

7.1.9.1 Tiros auxiliares de caja 

Burden Máximo

√

B m áx aux cajas=0.9∗

Cc∗S Anfo S ĉ∗f∗ B

( )

Dónde: - f : Factor de fijación. - S/B: Relación entre el espaciamiento y el Burden -

Ĉ : constante de roca corregida

(7.51)

132

ĉ=c+ 0.05

Para

B máx z ≥ 1.4 m

ĉ=c+ 0.07/ B

Para

B máx z< 1.4 m

Se vuelve a calcular el burden máximo, pero ahora utilizando la constante de la roca corregida.



Burden Practico

B pr áctico aux cajas=[ Bm áx −H∗Seno (γ ) ] −F



S aux cajas =



[

Nº=

(7.52)

Espaciamiento teórico S aux cajas N −1

(7.53)

Numero de tiros

S4 +2 Bm áx∗S V

]

(7.54)

El resultado al ser con decimal, se debe aproximar al entero superior. 

Longitud de carga de fondo

Lcf =1.25∗B pr áctico z

(7.55)

133



Concentración de carga de fondo (Ccf)

Ccf =Lcf ∗Cc



(7.56)

Longitud de carga de fondo

Lcc=H−(T + Lcf )



(7.57)

Concentración de carga de columna

Ccc=0.5∗Cc



(7.58)

Carga por barreno

Qz=Lcf ∗Cc+ Lcc∗Ccc

(7.59)

7.1.9.2 Tiros auxiliares de corona 

Espacio Libre

Es el espacio que queda en los contornos laterales a lo largo del cual hay que ubicar los tiros auxiliares de salida horizontal. El auzcorona =A l−2∗B max cajas



(7.60)

Burden Máximo

√

B m áx aux coronas=0.9∗

Cc∗S Anfo S ĉ∗f∗ B

( )

(7.61)

134

Dónde: - f : Factor de fijación. - S/B: Relación entre el espaciamiento y el Burden -

Ĉ : constante de roca corregida

ĉ=c+ 0.05

B máx z ≥ 1.4 m

Para

ĉ=c+ 0.07/ B

Para

B máx z< 1.4 m

Se vuelve a calcular el burden máximo, pero ahora utilizando la constante de la roca corregida.



Burden Practico

B pr áctico aux cajas=[ Bm áx −H∗Seno (γ ) ] −F



S aux cajas =



[

Nº=

(7.62)

Espaciamiento teórico El auzcorona N −1

(7.63)

Numero de tiros

Elauz corona +2 Bm áx∗S V

]

(7.64)

135

El resultado al ser con decimal, se debe aproximar al entero superior. 

Longitud de carga de fondo

Lcf =1.25∗B pr áctico z



Concentración de carga de fondo (Ccf)

Ccf =Lcf ∗Cc



(7.66)

Longitud de carga de fondo

Lcc=H−(T + Lcf )



(7.65)

(7.67)

Concentración de carga de columna

Ccc=0.5∗C c

(7.68) 

Carga por barreno

Qz=Lcf ∗Cc+ Lcc∗Ccc

(7.69)

En el anexo II se encuentran los datos utilizados para aplicar el método Roger Holmberg para ambas secciones.

136

7.2 Secuencia de inicio y retardos Una tronadura óptima persigue los siguientes objetivos:  Fragmentación, esponjamiento y desplazamiento adecuado de la roca.  Control de las proyecciones y sobre excavaciones  Nivel mínimo de vibraciones y onda aérea. Para lograr estos objetivos, los tiempos de retardo juegan un papel fundamental en la concesión de estos puntos. Cuando se utilizan cueles de barrenos paralelos, las primeras cargas detonadas son las que se encuentran más próximas a los tiros de alivio, de esta manera la roca fragmentada se proyecta lateralmente hacia el pequeño volumen de hueco disponible como lo muestra la siguiente figura:

Figura 7.6 Salida de roca por retardo

137

La salida de los tiros debe ser diseñada de modo que cada tiro tenga una cara libre. El ángulo de apertura en el área del cuele es más pequeña (alrededor de 50º). En los tiros de alivio (hacia arriba, hacia abajo, horizontales) el ángulo de apertura no debe ser menor a 90º. Es importante en voladura subterránea tener suficiente tiempo de retardo entre los tiros. En el área del cuele, el retardo debe ser suficiente para permitir la salida del material. Está probado que la roca se mueve con una velocidad de 40 a 60 m/s, esto quiere decir, un tiro perforado de 4 m de profundidad podría necesitar un tiempo de retardo de 60 a 100 ms para “limpiar” la cavidad formada. Normalmente en la rainura se usan retardos de 75 a 100 ms. El factor limitante es no ahogar y controlar la tronadura de aire.

Figura 7.7 Secuencia de salida en orden numérico

138

Una vez que la rainura se ha disparado, comienza el arranque hacia ésta, para poder romper el resto del túnel en pasos hasta que se logre el perímetro deseado. A continuación se puede observar el orden en que detonan los tiros después de la salida de la rainura. Figura 7.8 Salida del disparo por sector

139

En los primeros dos cuadrantes de la rainura sólo debería ser usado un solo detonador por tiro, en los siguientes 2 cuadrantes se pueden ocupar 2 detonadores por retardo. En el área de arranque, los retardos deben ser lo suficientemente extenso para mover el material del área de cuele. Normalmente los retardos de los tiros de alivio están entre los 100 a 500 ms. Para los tiros de contorno la dispersión de los retardo (entre pozos) debería ser lo más pequeña posible para obtener un buen efecto de tronadura controlada, es por ello que todos los tiros de corona deben ser detonados con el mismo número de retardo, normalmente el segundo más alto de las series. Lo mismo sucede para las cajas que también son tronadas con el mismo número de período pero con un retardo menor que el de las coronas, con el fin de igual poder obtener una voladura controlada. Es muy importante mantener el orden de la salida de los tiros, de este modo se garantiza en gran parte un buen desempeño del disparo, en caso contrario, al salir otros tiros primeros que los que correspondían, harían que el disparo se soplara.

Sin lugar a dudas, la secuencia de salida y el esquema de retardos usados inciden en la generación del problema de rainuras congeladas. Asimismo, la botada del disparo puede depender de que zona sean los tiros que se detonen o salgan al final. Si se tiene una secuencia de salida en los tiros de rainura con retardos bastante “espaciados” y escudados por 3 tiros huecos, es muy baja la probabilidad de tener una rainura congelada.

140

CAPITULO 8: DIAGRAMAS PROPUESTOS

8.1 Diagramas teóricos propuestos Según los seguimientos y análisis realizados a los antiguos diagramas utilizados por minera Carola, se determinó que es necesario crear nuevos diagramas para las frentes de trabajo. Estos diagramas fueron desarrollados de acuerdo a los algoritmos de Roger Holmberg, esto quiere decir que no entregaran un resultado real a priori de las distancias optimas, es decir, están sujetos a modificaciones de acuerdo a observaciones y condiciones de terreno. A continuación se muestran los diagramas teóricos propuestos. En el anexo 1 se encuentran más detalles de los diagramas

8.1.1 Diagrama teórico sección 5x4 Es aquel diagrama de disparo que se calcula en base a fórmulas teóricas, método de Roger Holmberg y su cálculo está desarrollado en el anexo II. Los cálculos sugieren un total de 54 tiros perforados, considerando los dos tiros de alivio. El resumen del diseño se muestra en las siguientes tablas:

141

Tabla Nº 8.1 Resumen de los cuadrantes Primer Cuadrante Bmáx = 0.25 Burden Bprác = 0.19 Espaciamiento S1 = 0.26 Concentración de Carga Cc = 0.95 Taco T = 0.45 Carga por tiro Q1 = 3.04

m m m Kg/m m kg

Segundo Cuadrante Abertura

Ah2 = 0.18 Bmáx = 0.25 Bprác = 0.19 S1 = 0.26 Cc = 0.95 Q1 = 3.04

Burden Espaciamiento Concentración de Carga Carga por tiro

m m m m Kg/m kg

Tercer Cuadrante Abertura

Ah3 = 0.41 Bmáx = 0.42 Bprác = 0.35 S3 = 0.84 Cc = 0.95 Q1 = 3.04

Burden Espaciamiento Concentración de Carga Carga por tiro

m m m m Kg/m kg

Cuarto Cuadrante Abertura

Ah3 = 0.76 Bmáx = 0.56 Bprác = 0.50 S4 = 1.30 Cc = 0.95 Q4 = 3.04

Burden Espaciamiento Concentración de Carga Carga por tiro

m m m m Kg/m kg

Tabla Nº 8.2 Resumen tiros de contorno Zapateras Burden Espaciamiento Espaciamiento tiros de esquina Potencia relativo del Anfo Factor de fijación Numero de tiros Concentración de carga columna Carga por tiro

Bmáx Bprác S Sesqu Sanfo f Nº Ccc Q

= 0.21 = 0.95 = 0.77 = 0.57 = 1.2 = 1.45 =8 = 0.95 = 3.04

m m m m

Kg/m kg

142

Coronas Burden Espaciamiento Longitud de Arco Numero de tiros Concentración de carga Carga por tiro

Bmáx Bprác S Larco Nº Cc Q

= 0.84 = 0.59 = 0.68 = 6.71 = 11 = 0.18 = 0.69

Bmáx Bprác S Nº Cc Q

= 0.84 = 0.59 = 0.68 =3 = 0.18 = 0.69

m m m m Kg/m kg

Cajas Burden Espaciamiento Numero de tiros Concentración de carga Carga por tiro

m m m Kg/m kg

Tabla Nº 8.3 Resumen tiros auxiliares Auxiliares Cajas Bmáx = 0.95 Burden Bprác = 0.70 Espaciamiento S = 0.65 Potencia relativo del Anfo Sanfo = 1 Factor de fijación f = 1.45 Relación espaciamiento y burden E/S = 1.25 Numero de tiros Nº = 4 Concentración de carga columna Ccc = 0.48 Carga por tiro Q = 2.37 Auxiliares Coronas Bmáx = 1.05 Burden Bprác = 0.80 Espaciamiento S = 1.10 Potencia relativo del Anfo Sanfo = 1 Factor de fijación f = 1.2 Relación espaciamiento y burden E/S = 1.25 Numero de tiros Nº = 4 Concentración de carga columna Ccc = 0.48 Carga por tiro Q = 2.37

m m m

Kg/m kg m m m

Kg/m kg

143

Una vez dibujado el diagrama teórico propuesto, se realiza un ajuste basado en el análisis de terreno y el estudio de los diagramas anteriormente utilizados en la empresa.

Dentro de las características más importantes de este nuevo diagrama de perforación y en comparación con el diagrama realizado en la mina se tiene que:  Se mantiene una rainura compuesta por 4 cuadrantes integrado por 2 maricones y 16 tiros cargados con Amex (anfo), siendo muy similares las distancias de burden y espaciamiento variando entre un rango de 4 cm.

Figura 8.1 Rainura

144

 La secuencia de salida de los tiros se mantiene, siendo su configuración del 1 al 10 en los tres primeros cuadrantes y del 1 al 12 en el último cuadrante, con el propósito de acomodar la marina en la abertura rectangular generada.  En los tiros de corona se agregan un total de 2 tiros, acortando el espaciamiento a una distancia de 0.68 m. El objetivo de esta variante es que el Trimex (explosivo de contorno) pueda detonar de mejor forma el contorno evitando que los tiros se queden.  En los tiros ubicados en las cajas se mantuvieron los 3 tiros, modificando el explosivo a Trimex en los 6 tiros a diferencia

145

del diagrama que se utiliza hoy, el cual 4 de los 6 tiros se cargan con Amex. De esta manera se redujeron las distancias de burden a 0.65 m para que así el explosivo pueda romper bien la roca. Con este cambio se pretende poder disminuir la sobre-excavación existente en las cajas.  Se agregó un tiro de zapatera siendo un total de 8 tiros, disminuyendo el espaciamiento entre ellos con el propósito de mejorar la condición de los pisos. Estos tiros irán cargados con Senatel Magnum.  Los tiros auxiliares tanto de coronas como de cajas se mantuvieron en número y el burden y espaciamiento es muy similar al que se realiza en la práctica.

Figura 8.2 Diagrama de perforación 5x4

146

8.1.2 Diagramas teóricos sección 6x4 Es aquel diagrama de disparo que se calcula en base a fórmulas teóricas, método de Roger Holmberg, en el anexo II se encuentra mayor detalle de los cálculos. Los cálculos sugieren un total de 62 tiros perforados, considerando los dos tiros de alivio. El resumen del diseño se muestra en las siguientes tablas:

Tabla Nº 8.4 Resumen de los cuadrantes

147

Primer Cuadrante Bmáx = 0.25 Burden Bprác = 0.19 Espaciamiento S1 = 0.35 Concentración de Carga Cc = 0.95 Taco T = 0.45 Carga por tiro Q1 = 3.04 Segundo Cuadrante Abertura Ah2 = 0.18 Bmáx = 0.27 Burden Bprác = 0.22 Espaciamiento S2 = 0.63 Concentración de Carga

Cc

m m m kg/m m kg m m m m

= 0.95

kg/m

Ah3 = 0.47 Bmáx = 0.44 Burden Bprác = 0.38 Espaciamiento S3 = 0.51 Concentración de Carga Cc = 1.06 Carga por tiro Q = 3.04 Cuarto Cuadrante Abertura Ah3 = 0.9 Bmáx = 0.61 Burden Bprác = 0.55 Espaciamiento S3 = 1.61 Concentración de Carga Cc = 0.95 Carga por tiro Q = 3.04

m m m m Kg/m kg

Tercer Cuadrante Abertura

m m m m kg/m kg

Tabla Nº 8.5 Resumen tiros de contorno Zapateras Burden Espaciamiento Espaciamiento tiros de esquina Potencia relativo del Anfo

Bmáx Bprác S Sesqu Sanfo

= 0.29 = 0.95 = 0.8 = 0.6 = 1.2

m m m m

148

Factor de fijación Numero de tiros Concentración de carga columna Carga por tiro

f Nº Ccc Q

= 1.45 =9 = 0.67 = 2.56

Bmáx Bprác S Larc Nº Cc Q

= 0.84 = 0.56 = 0.68 = 7.71 = 12 = 0.18 = 0.69

m m m m

Bmáx Bprác S Nº Cc Q

= 0.84 = 0.59 = 0.68 =3 = 0.18 = 0.69

m m m

Kg/m kg

Coronas Burden Espaciamiento Longitud de Arco Numero de tiros Concentración de carga Carga por tiro

Kg/m kg

Cajas Burden Espaciamiento Numero de tiros Concentración de carga Carga por tiro

Kg/m kg

Tabla Nº 8.6 Resumen tiros auxiliares Auxiliares Cajas Bmáx = 0.95 Burden Bprác = 0.7 Espaciamiento S = 0.81 Potencia relativo del Anfo Sanfo = 1 Factor de fijacion f = 1.45 Relacion espaciamiento y burden E/S = 1.25 Numero de tiros Nº = 12 Concentración de carga columna Ccc = 0.48 Carga por tiro Q = 2.37 Auxiliares Coronas Bmáx = 1.05 Burden Bprác = 0.8 Espaciamiento S = 1.08

m m m

Kg/m kg m m m

149

Potencia relativo del Anfo Factor de fijación Relación espaciamiento y burden Numero de tiros Concentración de carga columna Carga por tiro

Sanfo f E/S Nº Ccc Q

=1 = 1.2 = 1.25 = 5 = 0.48 = 2.37

Kg/m kg

Una vez dibujado el diagrama teórico propuesto, se realiza un ajuste basado en el análisis de terreno y el estudio de los diagramas anteriormente utilizados en la empresa. Dentro de las características más importantes de este nuevo diagrama de perforación y en comparación con el diagrama realizado en la mina se tiene que:

 Se mantiene una rainura compuesta por 4 cuadrantes integrado por 2 maricones y 16 tiros cargados con Amex (anfo), siendo muy similares las distancias de burden y espaciamiento variando entre un rango de 5 cm.

Figura 8.3 Rainura

150

 La secuencia de salida de los tiros se mantiene, siendo su configuración del 1 al 10 en los tres primeros cuadrantes y del 1 al 12 en el último cuadrante, con el propósito de acomodar la marina en la abertura rectangular generada.  En los tiros de corona se agrega 1 tiro, acortando el espaciamiento a una distancia de 0.68 m. El objetivo de esta variante es que el Trimex (explosivo de contorno) pueda detonar de mejor forma el contorno evitando que los tiros se queden.  En los tiros ubicados en las cajas se mantuvieron los 3 tiros, modificando el explosivo a Trimex en los 6 tiros a diferencia del diagrama que se utiliza hoy, el cual 4 de los 6 tiros se cargan con Amex. De esta manera se redujeron las distancias

151

de burden a 0.65 m para que así el explosivo pueda romper bien la roca. Con este cambio se pretende poder disminuir la sobre-excavación existente en las cajas.  El número de zapateras se mantuvo en 9 tiros, con un espaciamiento entre ellos de 0.78 m y en las esquinas de 0.66 m. Estos tiros irán cargados con Senatel Magnum 1¼ x 16".  Los tiros auxiliares de cajas se mantuvieron en número y los tiros auxiliares de coronas se disminuyeron a 5, aumentando a 1 m de espaciamiento entre tiros.

Figura 8.4 Diagrama de perforación 6x4

152

En el Anexo III se encuentran las especificaciones técnicas y de costos de los nuevos diseños.

8.2 Utilización software J.K Simblast El siguiente software consiste en un modelo denominado EDD (Energy Explosive Distributio) y fue creado por JKMRC (Australia) y busca determinar la concentración estática y dinámica de energía presente en un punto determinado como efecto de la tronadura. Para esto, utiliza un volumen esférico de roca centrado en una pequeñísima porción de explosivo, como muestra la figura N° 6.7.

153

Figura 8.5 Esquema modelo EDD

En el caso que se requiera calcular la energía estática en un punto los datos necesarios son los siguientes: -

Diámetro y largo de la columna explosiva (m) Densidad del explosivo (kg/m³) Densidad de la roca (kg/m³) Distancia entre el punto de interés y la carga (m) Potencia relativa en peso del explosivo con respecto al anfo.

Para el caso de la energía dinámica, interactúan las mismas variables pero se le suma el factor tiempo que está representado por: -

Secuencia de salida Tiempo de acoplamiento (ms)

Para la aplicación de este software a nuestros diagramas analizaremos solo el modelo estático, considerando los siguientes supuestos:

154

 Un macizo rocoso homogéneo e isótropo.  Se asume una detonación instantánea de cargas.  Todas las cargas afectan al mismo volumen de roca, que corresponde al volumen inicial.  Detonación ideal de cargas, lo que redunda en que la energía teórica es igual a la energía útil del explosivo. Además como restricciones se tiene lo siguiente:  No se consideran las características geoestructurales del macizo rocoso, lo que sesga el análisis en base a los datos obtenidos del modelo.  El modelo estático no es aplicable a la hora de comparar disparos con tiempos de duración muy distintos, debido a que se asume una detonación instantánea de cargas.  Se debe hacer un estudio de tiempo de acoplamiento de cargas para cada roca y explosivo. Si bien el modelo asume un volumen de roca constante a medida que se desarrolla la tronadura, se sabe que esto no es cierto y que la roca no permanecerá en su sitio a medida que las cargas detonan. Esto hace que la energía calculada no sea la real pero se puede mejorar su estimación haciendo varios ensayos con explosivos de diferente energía. Alrededor del tiro se genera un campo de influencia en donde la energía disminuye a medida que se aleja del centro del campo energético correspondiente al tiro detonado, lo cual se debe a que el modelo toma en consideración la atenuación geométrica del macizo. Los contornos energéticos que se generan alrededor de cada uno de los tiros permiten analizar presuntas detonaciones por simpatía, acoplamiento u otra anomalía de interacción de cargas dentro de la tronadura.

155

La concentración energética calculada, generalmente es mayor a la que se obtiene en terreno y se debe primordialmente a que el modelo trabaja con una detonación ideal del explosivo, lo cual es casi imposible de lograr en terreno. Además, en el caso de la simulación estática se supone una detonación instantánea de todos los tiros lo que eleva excesivamente la concentración energética en los puntos del macizo rocoso cercanos a la tronadura. Se debe tener información geológica y geomecánica del macizo rocoso y sus estructuras, además de las condiciones ambientales (temperatura, humedad, estado tensional, etc.) del lugar en que se desarrolla la tronadura para complementar los datos obtenidos a través del modelo, ya que por sí solos no son suficientes para explicar muchos de los fenómenos medidos en terreno. Los defectos en el funcionamiento del explosivo debido a su mala elección no son considerados en la simulación. Esto hace que los resultados del modelo disten mucho de los de terreno si, por ejemplo, se utiliza anfo en lugares húmedos, explosivos de baja densidad en sectores de alto estado tensional lo que provoca insensibilización de estos, etc. El modelo, al no tener como input las características estructurales del macizo y trabajar con una roca homogénea e isotrópica, desestima la posibilidad de que la energía pueda tomar una dirección preferencial de propagación, así como que se disipe o se refleje por la presencia de estructuras. Es por esto que la discrepancia entre los resultados en terreno y la simulación de la tronadura a través del modelo, se deba principalmente a la geometría del diseño implementado y el estado del macizo rocoso a la hora de efectuar la iniciación. A pesar de lo anterior, el modelo es una buena herramienta para evaluar las tendencias relativas en la fragmentación a medida que se modifica la cantidad de energía y el tipo de explosivo.

156

Se ingresaron los datos de la tabla N° 8.7 en el software para la simulación en la sección 5 x 4 m. de la frente en estudio. Tabla Nº 8.7 Input ingresados al programa Información empleada para la simulación Densidad roca(gr/cm³)

2.8

Densidad ANFO (gr/cm³)

0,8

Densidad Magnum (gr/cm³)

1,15

Densidad Trimex (gr/cm³)

1,15

Largo perforación (m)

3,8

Largo columna explosivo rainuras (m)

3

Largo columna explosivo auxiliares (m)

2,8

Largo columna explosivo cajas (m)

3,1

Largo columna explosivo coronas (m)

3,1

Largo columna explosivo zapateras (m)

3,2

La escala entregada y representada en la imagen fue entregada por Orica según los datos obtenidos de un estudio realizado por la empresa de mina SCM Carola en términos del fracturamiento del macizo rocoso por la energía por tonelada emitida por el explosivo, la tabla 8.7 entrega el significado de cada color de la escala.

Figura 8.6 Escala de efecto del explosivo sobre el macizo rocoso

157

Los resultados obtenidos para la sección 5x4 se aprecian en la siguiente imagen: Figura 8.7 Distribución de energía, sección 5x4 m2

El siguiente modelo entregado por el software indica un déficit de energía mayor en las cajas de la labor, y en menor cantidad en las coronas, por lo cual la energía emitida en los barrenos por el explosivo en esos sectores indica que no es suficiente para remover la roca.

158

Los resultados obtenidos para la sección 6x4 se aprecian en la siguiente imagen: Figura 8.8 Distribución de energía, sección 5x4 m2

El software arroja una mejor distribución de energía en el diagrama de 6x4, especialmente en las cajas, aunque de igual manera la energía producida por los explosivos en el barreno no es la necesaria para remover el macizo rocoso. Luego de realizar la simulación se puede concluir que el explosivo en términos del modelo de EDD tendría problemas en el contorno de la labor según energía por tonelada (MJ/ton) emitida del explosivo, por lo cual se realizaran las pruebas en terreno para comprobar y verificar la eficiencia de los diagramas.

159

CAPITULO 9: RESULTADOS Y ANALISIS DE LOS DIAGRAMAS

Un cambio en el diseño de la tronadura siempre deber ser evaluada teniendo presente el impacto que puede producir esta modificación en las operaciones que se encuentran relacionadas con esta, teniendo como objetivo maximizar los metros de avance en desarrollo a un costo global mínimo y más aun manteniendo en el mejor estado posible la sección perimetral de las labores. Los aspectos más relevantes a considerar en la evaluación del resultado de una voladura y el cambio del diagrama de perforación en esta investigación son la sobre-excavación obtenida y el estado resultante de la labor post tronadura, a esto se le suma la gran importancia del avance efectivo del disparo.

9.1 Procedimiento de trabajo Para la aplicación y evaluación de los resultados de los diagramas propuestos se planificó un seguimiento en terreno que comprende todo el ciclo realizado en desarrollo, estructurando el siguiente plan de trabajo:  La toma de muestra consistió en analizar la labor desde que empieza el ciclo, es decir, preparación, marcación de la frente, perforación, carguío de tiros, extracción de la marina, acuñadora y fortificación, si es necesario,

hasta llegar a evaluar los

resultados del disparo.  Se realizó una supervisión en cada una de las etapas que contemplan el ciclo minero en cada disparo que se encuentre en estudio, verificando y haciendo cumplir un procedimiento correcto en cada una de ellas.

160

 Se tomó registro de todos los datos con respecto al estado en que se encuentre la labor (caja, techo y piso) desde que se llega a la frente. También se tomó en consideración el estado mecánico en que se encuentren los equipos.  Se obtuvieron mediciones directas de la perforación efectiva realizada en la frente para una cierta cantidad de tiros, sacando un

promedio

de

las

longitudes

de

estos.

Este

mismo

procedimiento se realizó para la medición de los culos, así de esta manera poder ver y estimar cuanto es lo que realmente avanzo el disparo.  El estudio con respecto a la estimación del grado de sobreexcavación que resulte en la labor se efectuó con ayuda de topografía, analizando perfiles transversales cada 1.5 metros. Una vez obtenidos los datos se procesan en una planilla Excel donde se lleva el registro de la información recopilada.

161

9.2 Resultados del diagrama propuesto Las siguientes tablas muestran las características del resultado de los diagramas propuestos, estos resultados son un promedio de 6 disparos realizados en cada una de las labores ya indicadas. Tabla Nº 9.1 Características labor 5x4 Sección 5 x 4 Ancho real promedio Altura real promedio Área sección Tiros perforados cargados Tiros perforados escariados Largo Promedio Perforación Rendimiento Efectivo de disparo Avance Efectivo disparo Resto de perforación (Culos) Desviación de los tiros Volumen sin sobre-excavación Volumen con sobre-excavación Tonelaje sin sobre-excavación Tonelaje con sobre-excavación Porcentaje de Sobre-excavación

5.49 4.43 21.79 52 2 3.91 90.03 3.52 0.39 3–5 66.99 76.72 180.86 207.14 14.53

Unidad M M m² Unid Unid M % M M % m³ m³ Ton Ton %

Tabla Nº 9.2 Características labor 6x4 Sección 6 x 4

Unidad

162

Ancho real promedio Altura real promedio Área sección Tiros perforados cargados Tiros perforados escariados Largo Promedio Perforación Rendimiento Efectivo de disparo Avance Efectivo disparo

6.43 4.47 26.56 60 2 3.89 89 3.48

m m m² unid unid m % m

Resto de perforación (Culos) Desviación de los tiros Volumen sin sobre-excavación Volumen con sobre-excavación Tonelaje sin sobre-excavación Tonelaje con sobre-excavación Porcentaje de Sobre-excavación

0.41

m

3-4 80.2 92.4 216.6 249.6 15.03

% m³ m³ ton ton %

En el Anexo III se encuentran los datos de los perfiles para obtener la sobre excavación.

9.3 Análisis del estado de las labores y sobre-excavación La sobre-excavación es un factor importante de considerar a la hora de realizar desarrollos de túneles o labores debido al alto costo que conlleva la fortificación de estas, por lo cual es trascendental respetar los diseños y características de las secciones lo más sujeto al diseño de ingeniería, así de esta forma al existir una menor sobre-excavación, el área perimetral de la labor es menor, lo que significa un menor costo en materiales de fortificación como pernos, malla y shocrete. El análisis de la sobre-excavación fue desarrollado en los niveles 127, galería de fortificación y el nivel 90, cruzado 3 para así poder realizar una comparación con el registro de datos de los disparos efectuados con el diagrama antiguo. Como podemos apreciar en el resultado de los datos obtenido con el nuevo diagrama se logró disminuir la sobre-excavación en la labor 5x4 de

163

un 33.57% a un 14.53% lo que hace una disminución significativa concentrándose las mejoras en las cajas de la labor, mientras que en la labor 6x4 la sobre-excavación se logró disminuir aproximadamente en un 12%, obteniendo una sobre-excavación de 15.03%. Las siguientes graficas muestran el comportamiento de la sobreexcavación y la diferencia existente entre los disparos realizados con el diagrama actual y el propuesto, los perfiles fueron tomados cada 1.5 m. Gráfica 9.1. Sobre-excavación en labor 5x4

Sección 5 x 4 m²

% Sobre-excavación

Diagrama actual Diagrama propuesto

Perfil

Gráfica 9.2. Sobre-excavación en labor 6x4

164

Sección 6 x 4 m²

Diagrama actual

% Sobre-excavación

Diagrama propuesto

Perfil

Como podemos ver en los gráficos, el comportamiento de la sobreexcavación fue regular, variando entre un 10 a 16% para el caso de la labor 5 x 4 y en un 11 a un 17% para el caso de la sección 6 x 4. Cabe destacar el mejoramiento significativo en el estado perimetral de la labor; cajas, techo y piso, lo que es muy favorable para la empresa, ya que en primer lugar disminuye tiempos de operación como en la acuñadura y más importante aún, elimina la necesidad de realizar tiros en los pisos por la existencia de “cayos”, lo que atrasa en gran medida el ciclo minero de desarrollo.

9.4 Avance efectivo del disparo El objetivo fundamental en el desarrollo de la excavación de túneles es maximizar los metros de avance por disparo, por lo cual el rendimiento efectivo que entregue éste es esencial para poder acceder a los cuerpos mineralizados en el menor tiempo posible y a la vez poder minimizar el costo por metro de avance obtenido. Para lograr este objetivo las operaciones críticas y fundamentales son las de perforación y tronadura.

165

Estas actividades son las que controlan el avance por disparo, es por ello que es necesario un diseño óptimo del diagrama de voladura, precisión de perforación y un correcto carguío de explosivos. El diseño del diagrama de disparo debe contener la cantidad y distribución de tiros necesarios para optimizar la energía liberada entre ellos para obtener un avance eficaz y con una buena granulometría de la marina. Figura 9.1 Avance de Disparo

En las labores 5x4 el avance efectivo del disparo obtenido con el diagrama propuesto es de 3.52 metros en promedio, 30 cm más que el avance con el diagrama actual con un rendimiento de 90 %. Es importante

166

señalar que hubo un aumento en la perforación efectiva, siendo la media de la longitud de los tiros de 3.91 m, lo que influye directamente en el avance del disparo. Para el caso de las labores 6x4 el avance efectivo del disparo fue en promedio de 3.48 metros, 33 cm más que el avance con el diagrama actual, teniendo un rendimiento de un 89%, al igual que con la labor 5x4 la perforación efectiva aumento a 3.89 m. Las siguientes gráficas muestran el desarrollo de los 6 disparos realizados:

Gráfica 9.3 Avance efectivo sección 5x4

Gráfica 9.4 Avance efectivo sección 6 x 4

167

168

CAPITULO 10: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

Tras el continuo seguimiento del desarrollo de labores en minera SCM Carola

se

lograron

identificar

varios

problemas

relacionados

principalmente con las operaciones unitarias que involucran este ciclo afectando directamente en primer lugar el estado deficiente en el contorno de las labores (piso, caja, techo) reflejada en una sobre-excavación importante y el mal estado de los pisos (cayos y patas) siendo algunos de los inconvenientes a solucionar a través de esta investigación. Para dar solución a estas problemática se tomaron dos medidas principales; se propuso un nuevo diagrama de disparo y una supervisión constante en la realización de cada una de las operaciones que involucra el mejoramiento en el avance en labores subterráneas. Dentro de las conclusiones obtenidas se tiene lo siguiente:  La incorporación de 3 tiros en el diagrama de perforación (1 en zapatera y 2 en coronas) en el caso de la sección 5x4 y el cambio de distribución de los tiros en la sección 6x4 han cumplido con el objetivo de mejorar el estado de techo y piso.  La utilización del método de tronadura amortiguada para las cajas utilizando explosivo Senatel Trimex fue fundamental para minimizar la sobre-excavación existente en esta zona.  Ambas medidas mencionadas en los puntos anteriores han logrado disminuir la sobre-excavación de manera significativa.  La supervisión del jefe de turno en cada una de las operaciones es primordial para el buen desarrollo de éstas.

 La adición de tacos de greda como elemento de confinamiento ha resultado ser fundamental principalmente para la inexistencia de

169

tiros soplados y en segundo lugar aumentar el rendimiento de avance de los disparos siendo éste de aproximadamente un 90% para ambas secciones.  Los culos observados arrojan un promedio de 0.39 m para el caso de la labor 5x4 y 0.41 m para la sección de 6x4.  En la perforación de la frente se puede observar que existen diferencias entre las medidas del diseño con respecto a las medidas tomadas en terreno, debido a que los marinos marcan solamente tiros de referencia y no el diagrama completo. Esto se logra distinguir más notoriamente en los tiros pertenecientes a las rainuras.

 El carguío de explosivos se realizó acorde al procedimiento de trabajo, lo cual influyo considerablemente

en la “botada” del

disparo.

 Es preciso una buena preparación de las frentes para el estado de los pisos, para que así el boomer se posicioné de la forma correcta y el empate de la perforadora sea en el lugar indicado.

 De los 12 disparos en total realizados de prueba para ambas secciones, solo 3 se encontraron restos de explosivos.  La marcación de gradientes y centro por parte de topografía es esencial para la dirección de la labor y la perforación del jumbo, de esta manera el operador puede realizar el paralelismo con las perforadoras

y

dirigir

la

perforación

con

la

pendiente

correspondiente.  Desde el punto de vista económico, el costo adicional que involucra el incorporar 3 tiros en el caso de la sección 5x4, la

170

inclusión y reemplazo en los tiros de la cajas por explosivo de contorno y por último, los tacos de greda, se justifica ampliamente con el avance obtenido por disparo, más aún representa un ahorro en tiempo y dinero en aquellos disparos que botan desde 3.5 mts y más.  La realización de precorte en la perforación ha sido relevante para la geometría de la labor, más aún en labores que presentan macizo rocoso incompetente.

Para finalizar, se proponen las siguientes recomendaciones:  Como medida fundamental el taqueo de los tiros debe ser obligatorio ya sean en cajas, coronas y rainuras, debido a que este factor influye en gran medida el avance efectivo del disparo.  Debido a que la sobre-excavación en las cajas no afecta en gran medida los costos de fortificación, se puede continuar con el carguío de Anfo en 4 de los 6 tiros en las cajas, para minimizar costos.  Reinstruir, capacitar y hacer seguimientos en terreno a los operarios mineros involucrados en el desarrollo de frentes, y destacar la importancia de cada uno de los trabajos a realizar.  Dotar y exigir a los marinos el uso de implementos básicos de medición (caña marcada, o huincha de medir), por la relevancia de la marcación en la frente.

 Realizar la marcación del diagrama completo en la frente, con todos sus tiros correspondientes.

171

 Instalación de tarugos de centro y gradientes, bien marcados y cercanos a la frente.

 Pedir marcación topográfica ya sea de gradiente y centro cada vez que las últimas marcas se encuentren a más de 10 m.  Se debe perforar en la marcación correspondiente, conservando el paralelismo entre los tiros.  Se deben limpiar y soplar todos los tiros perforados en la frente, más aún en rampas descendentes (por presencia de agua), además

todos

los

tiros

deben

llevar

tacos

de

greda,

adecuadamente confinados.

 La frente debe encontrarse completamente limpia y acuñada a la hora de perforar.

172

ANEXO I: SOBRE-EXCAVACION ACTUAL EN SCM CAROLA

1.1 Perfiles transversales

173

Sección 5 x 4

174

Sección 6 x 4

175

176

1.2 Tablas

Sección 5 x 4 Perfil 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 Promedio

Ancho 6.20 6.18 5.66 5.70 5.86 6.30 6.01 6.29 6.90 6.12 6.11 6.03 6.40 6.14

Alto 4.62 4.61 4.50 4.71 4.70 4.70 4.40 4.58 4.70 4.40 4.44 4.30 4.80 4.57

Area 25.21 25.23 23.85 25.38 25.61 27.37 24.50 24.30 28.88 25.46 24.71 25.20 24.75 25.42

Volumen 81.93 82.00 77.51 82.49 83.23 88.95 79.63 78.98 93.86 82.75 80.31 81.90 80.44 82.61

Tonelaje 221.22 221.39 209.28 222.71 224.73 240.17 214.99 213.23 253.42 223.41 216.83 221.13 217.18 223.05

Alto 5.70 5.30

Área 30.60 28.80

Volumen 96.39 90.72

Tonelaje 260.25 244.94

Sobre-excavación: 33.57 %

Sección 6 x 4 Perfil 1 2

Ancho 6.20 6.30

177

3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 Promedio

6.50 6.50 6.60 6.60 6.90 6.56 6.70 7.00 6.60 6.92 6.64 6.68

Sobre-excavación: 28.64%

5.10 5.10 4.80 4.60 5.20 5.02 5.50 4.85 5.40 5.30 5.01 5.07

28.23 28.14 27.42 27.95 29.73 28.53 31.20 28.10 30.10 31.70 30.86 29.65

88.92 88.64 86.37 88.04 93.65 89.87 98.28 88.52 94.82 99.86 97.21 93.39

240.10 239.33 233.21 237.71 252.85 242.65 265.36 238.99 256.00 269.61 262.46 252.14

178

ANEXO II: DIAGRAMA DE PERFORACION

2.1 Datos utilizados para Roger Holmberg Seccion 5x4

Datos Ancho Alto Longitud de arco Largo efectivo de la barra Diámetro Maricon

5 4 6.71 3.8 0.102

m m m m m

179

Diámetro Tiro Cargado Numero de maricones Angulo vigía de tiros de contorno Desviación angular Error emboquillaje Error de perforación constante de la roca (c ) Avance por tronadura Avance efectivo P. relativa del Anfo P. relativa del Anfo para Magnum

0.045 2 3 0.01 0.02 0.058 0.4 3.64 95% 1 1.2

m ° m/m m m m % -

2.1 Datos utilizados para Roger Holmberg Seccion Sección 6x4

Datos Ancho Alto Longitud de arco Largo efectivo de la barra Diam. Maricon Diam. Tiro Cargado Numero de maricones Ang. vigia de tiros de contorno Desviación angular Error emboquillaje Error de perforacion constante de la roca (c )

6 4 7.71 3.8 0.10 0.045 2.00 3 0.01 0.02 0.058 0.4

m m m m m m ° m/m m

180

Avance por tronadura Avance efectivo P. relativa del Anfo P. relativa del Anfo para Magnum

3.64 95% 1 1.2

m %

181

ANEXO III: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS Y DE COSTOS DE LOS NUEVOS DISEÑOS.

3.1 Sección 5x4 3.1.1Distribución de los tiros

Ubicación Tiros Rainuras

Cantidad 16

Zapateras

8

Coronas

11

Caja

6

Auxiliar

11

Escariados

2

Total tiros perforados

54

3.1.2 Distribución de los explosivos por disparo

182

Ubicación Coronas Cajas Auxiliares Rainuras Zapateras

Explosivo Magnum 11⁄4x8"

Tiro 1

Total 11

Unidad

Trimex

6

66

unid

Magnum 1 1⁄4x8"

1

6

unid

Trimex

6

36

unid

Magnum 1 1⁄4x8"

1

11

unid

4.2

46.2

kg

1

16

unid

4.2

67.2

kg

9

72

unid

-

-

-

Amex Magnum 1 1⁄4x8" Amex Magnum 1 1⁄4x16"

Escareados

-

unid

3.1.3 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo Explosivos Amex (anfo) Magnum 1 1⁄4x8" Magnum 1 1⁄4x16" Trimex Cordón Detonante Guía Compuesta Iniciadores Exel Tacos

Cantidad 113.4 44 72 102 30 2 51 104

Unidad Kg unid unid unid m unid unid unid

3.1.4 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo

Tipo de Explosivo Amex

Cantidad

Precio

113.4

0.85

C. Total [ $ US ] 96.39

183

[ $ US /kg ] 0.54 Senatel Magnum 1¼ x 8"

44

[ $ US /unid ]

23.76

1.04 Senatel Magnum 1¼ x 16"

72

[ $ US /unid ]

74.88

0.96 Trimex

102

Cordón Detonante

30

[ $ US /unid ]

93.84

0.29 [ $ US /m ]

8.81

2.76 Guía Compuesta

2

[ $ US /unid ]

5.52

0.11 Tacos

106

[ $ US /unid ]

11.66

2.18 Iniciadores Exel

53

[ $ US /unid ]

115.54

Costo US$/Disparo

430.40

US$/Disparo

Costo US$/m Avance

134.50

US$/m avance

3.2 Sección 6x4 3.2.1 Distribución de los tiros Ubicación Tiros Rainuras

Cantidad 16

Zapateras

9

Coronas

12

184

Caja

6

Auxiliar

17

Escariados

2

Total tiros perforados

62

3.2.2 Distribución de los explosivos por disparo Ubicación Coronas Cajas Auxiliares Rainuras Zapateras

Explosivo Magnum 11⁄4x8" Trimex Magnum 1 1⁄4x8" Trimex Magnum 1 1⁄4x8" Amex Magnum 1 1⁄4x8" Amex

Tiro 1 6 1 6 1 4.2 1 4.2

Total 12 72 6 36 17 71.4 16 67.2

9

81

-

-

Magnum 1 1⁄4x16 "

Escariados

-

3.2.3 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo Explosivos

Cantidad

Unidad

Amex Magnum 1 1⁄4x8"

138.6 51

Kg unid

Magnum 1 1⁄4x16"

81 108

unid unid

Trimex

Unidad unid unid unid unid unid kg unid kg unid -

185

Cordón Detonante Guía Compuesta

40 2

m unid

Iniciadores Exel Tacos Tacos

60 120

unid unid

26

unid

3.2.4 Cantidad total de explosivos y accesorios por disparo

Tipo de Explosivo

Amex

Cantidad

138.6

Precio 0.85

[ $ US /kg ]

C. Total [ $ US ]

117.81

0.54 Senatel Magnum 1¼ x 8"

51

[ $ US /unid ]

27.54

1.04 Senatel Magnum 1¼ x 16"

81

[ $ US /unid ]

84.24

0.96 Trimex

108

Cordón Detonante

40

[ $ US /unid ] 0.29 [ $ US /m ]

99.36 11.748

2.76 Guía Compuesta

2

[ $ US /unid ]

5.52

0.11 Tacos

120

[ $ US /unid ]

13.2

2.18 Iniciadores Exel

61

[ $ US /uni d ]

132.98

Costo US$/Disparo

492.40

US$/Disparo

Costo US$/m Avance

153.87

US$/m avance