“UNIVERSIDAD NACIONAL NACIONAL DE ANCASH”
SANTIAGO ANTUNES DE MAYOLO “FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS GEOLOGIA Y METALURGIA”
DISEÑO Y METODO EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO “CUADERNO DE EXPLOTACION A CIELO ABIERTO
DE LA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS”
Ing. MIGUEL TEJADA ZAFRA.
HUARAZ - PERÚ
DISEÑO Y METODO EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO INTRODUCCION A LA M.C.A DEFINICION: es la actividad minera que extrae minerales del subsuelo manteniendo permanentemente todo el sistema de operación en superficie del terreno bajo cielo abierto, además emplea técnicas y conceptos propios.
ORIGEN Y EVOLUCION DE LA M.C.A: la M.C.A, se origina en la primitividad del hombre históricamente conocido como edad de piedra y evoluciona a través de la historia humana en las diferentes edades (E. hierro, E. cobre, E. bronce, petróleo y sílice). la M.C.A, tiene una reciproca acción con la evolución social de la humanidad en la la prehistoria que permitió grupos humanos el mejor uso , el mejor reconocimiento de la rocas y minerales y metales , las etapas marcas se encuentran en las grandes guerras de la historia. Tal como se ve históricamente el proceso evolutivo en los imperios de la antigüedad de las potencias de la edad moderna y las superpotencias de la edad actual.
CONCEPCIÓN DE LA M.C.A.- en la M.C.A, conlleva concepciones económicas, políticas, técnicas y tecnológicas. Económicamente hablando la actividad minera es el que aporta la más grande riqueza económica para los países y empresas, permite y demanda inversiones de alto monto y al mismo tiempo tiene que producir un valor altamente económico de manera directa e indirecta. Las concepciones son:
1. CONCEPCIÓN ECONOMICA:- la M.C.A, implica contratos económicos entre el estado y las empresas, implica flujos económicos de dinero en manos de obra y personal en materiales y equipos en infraestructura. las inversiones mineras min. Pueden implicar hasta 300millones de dólares y la producción min. Puede ser desde 0.5 a 1.500millones por año.
2. CONCEPCION TECNICA.-la M.C.A, implica un mayor compromiso técnico y material como humano, alto nivel de preparación de personal, capacitaciones, alto nivel de rendimiento, eficiencia en cuanto a los equipos, elaboración y fabricación en cuanto a los insumos.
3. CONCEPCION TECNOLOGICO.- la M.C.A, implica el empleo de de tecnología de punta garantía y tiempo.
4. CONCEPCIÓN POLITICA.- la M.C.A, exige una concertación de conceptos políticos; debido al volumen de inversión y utilidades interactuando dentro de la política local, regional, continental y mundial. influye en la legislación nacional mediante condiciones de
inversión. MINAS - UNASAM
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Necesita estabilidad y calma política.
Una visualización de desarrollo regional o nacional
Compromisos estatales para la realización de contratos de explotación
5. CONCEPCION SOCIAL: 6. CONCEPCION CULTURAL. 7. CONCEPCION PROYECTIVO NACIONAL. REALIDAD NACIONAL Y MUNDIAL DE LA M.C.A La cual es de origen ancestral, canteras y arcillas lavaderos de oro y plata, afloramientos polimetálicos. La gran minería parte de 19950 con TOQUEPALA y MARCONA y el interés nacional desde 1970 con minero Perú y varios proyectos. Y de interés económico de 1992 de privatización del sector estatal y abocamiento a la extracción de oro en gran tonelaje de 150Tm/año. Mundialmente la M.C.A, tiene panorama de expansión en los 5 continentes por las mismas o más que el Perú.
CARATERISTICAS DE LA M.C.A 1. origina grandes movimientos de material rocoso. 2. tiene grandes volúmenes de producción. 3. capacidad de laboreo con leyes bajos de mineral (sub.2.5% y la M.C.A, a 0.2%. 4. alto rendimiento en equipo, material y personal. 5. la M.C.A, tiene alto versatilidades en el manejo de producción 6. tiene alto porcentaje de recuperación del yacimiento. 7. alto selectividad de minado 8. constante modernización y gigantismo. 9. tiene altos condiciones de seguridad e higiene minera 10. Puede permitir todo el yacimiento al descubierto hasta de iniciar y/o terminar de explotar el yacimiento 11. tiene bajos costos de producción 12. tiene alta eficiencia de supervisión. 13. permite una alta eficiencia y gran agilidad para cambios. 14. compromete decisiones de política nacional y capital privada. 15. ofrece mejores condiciones laborales. 16. demanda const. Estudio y supervisión de la estabilidad
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17. fuerte incidencia sobre la ecología y la econ. Zonal 18. necesita tener completamente asegurado el capital de inversión. 19. necesita y exige estudios previos con alta técnica y amplitud de detalles 20. requiere de largos periodos de maduración 21. produce cambios socio-económicos 22. las condiciones climáticos ejercen gran influencia en las operaciones 23. transforma el paisaje natural 24. demanda grandes áreas de terreno para su operación. 25. demanda servicios administrativos de alta eficiencia. 26. tiene alto demanda de recurso hídrico y energético 27. exige un cumplimiento eficiente de la planificación 28. demanda permanentemente estudios y controles de las operaciones. 29. demanda trabajos previos de explotación completa y de alta precisión.
PROYECTO MINERO A CIELO ABIERTO Se denomina proyecto en minería a cielo abierto al yacimiento que ya ha sido reconocido globalmente y que reúne condiciones necesarias para decidir que se invierten en actividades de explotación. Para hacer una evaluación preliminar que confirma o deseche expectativas de su aprovechamiento. En el Perú la conformación de un proyecto en M.C.A. ha tendido como requisito. La conformación previa de una empresa que se dedique a su ejecución del proyecto en estudio. Los políticos de gobierno nacional en la década 90 a la fecha han introducido nuevos métodos para la realización en la empresa.
ASPECTOS QUE CONDICIONAN EL DESARROLLO DE LA M.C.A. Son: 1. Disponibilidad de capitales 2. Cobertura total de presupuestos 3. Alternativa y posibilidades de financiamiento 4. Márgenes de utilidades justificatorias 5. Regímenes tributarios y políticos de estado favorable 6. Necesita de una designación nac. y una actividad de gobierno y estado fav. Para realizar grandes inversiones.
7. Estabilidad política y gubernamental
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8. Visualización para el desarrollo del país 9. Contratos bilaterales entre los inversionistas y el país del gobierno 10. Demanda aspectos técnicos tales como dimensiones del contenido del yacimiento 11. También necesita infraestructura físicas favorables(carreteras, caminos, vías de acceso y otros) 12. También mercados de logística y destinos comerciales 13. Fuentes e instalaciones y recursos naturales(flora y fauna)
CLASIFICACION DE TIPOS Y METODOS DE LA M.C.A A.- M.C.A YACIMIENTOS 1.-PRIMARIOS .
M.C.A pórfidos (Toquepala y Pierina): Es un yacimiento diseminado
M.C.A stock Works: Es un área de vetillas entrecruzadas
M.C.A filones: se presentan como vetas
M.C.A mantos (Bayovar): son formaciones de mineral horizontales o caso horizontales paralelos o no paralelos a los estratos.
M.C.A cuerpos (bolsonada-Marcona):
M.C.A skarn (Antamina)
2.- SECUNDARIOS
M.C.A fondos acuáticos (chimbote): Formación de yacimiento en cualquiera de las formas
anteriores bajo el agua
M.C.A derrubios-Morenas (intemperismo-deslizamiento): yacimiento que se forman al pie del yacimiento que se originan por erosión o intemperismo.
M.C.A placeres: Se forma por los ríos
M.C.A canteras (quarryng (básicamente por encontrar material ornamental secundarios (derrubios placeres)).- se puede explotar derrubios calizas placeres de hormigón.
B.-POR LA SUSTANCIA Aurífera, polimetálica, cobre, hierro, fondos acuáticos
M.C.A METALICA:
M.C.A NO METALICA: Carbón, fosfato, quarryng (ornamentales), derrubios, caleras, salinas ocres, semi preciosas, caleras.
M.C.A QUIMICOS: Salina y tierras raras
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C.- POR EL SISTEMA DE EXTRACCION
Minería con transporte: Trenes, camiones, arrastre (mototraile), mixto
Minería sin transporte o de transferencia: Faja transportadora, por skips , por excavadora, por dragado
Mixta: tren – camión, faja-tren, faja camino, faja skips-tren, faja skips camión, dragalinatren.
D.- METODO POR LABOREO
M.C.A con bancos.- se realiza en yacimientos magmáticos e ígneos y rocas duras
M.C.A glory hole.-deriva del método de bancos en yacimiento no competentes y se realizan en terrenos blandos
M.C.A quarryng.- se puede realizar por perforación, aserrío y se emplea para sacar bloques. de mármol o ornamentales.
M.C.A hidricos.- para placeres y morenas(artesanal(lavaderos-caballetes,(dragaspequeños)),mecanizado(draga de gangilones, draga de succión, draga de alta precisión, dragaminas, camiones y monitores grandes))
M.C.A mixtos.-cuando trata con todo.
E.- METODO POR SISTEMA DE RUPTURA
M.C.A de perforación y voladura
M.C.A por corte o roza (rodete,bulldezer,trailla)
M.C.A por desgarramiento(buldózer con garfios)
M.C.A con solventes(lixiviación)
M.C.A con picapiedra(quarryng)
PLANAMIENTO EN MCAY DISEÑO DE UN PIT Es un proceso de actividades con fin de establecer cualitativamente y cuantitativamente las condiciones y lo que demanda la ejecución de un proyecto minero; en el planeamiento se establece las diversas alternativas para la realización del proyecto, la ejecución del proyecto requiere de datos o información de tanto de campo como de gabinete o de bibliografía; requieren de trabajos de medición en el campo sobre el yacimiento y trabajos de de evaluación en laboratorios y en gabinetes estadísticos. El diseño de pit es una de las partes importantes del planeamiento; las condiciones económicas y financieras en el planeamiento son de carácter determinante; para los diferentes diseños de planeamiento.
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El planeamiento y diseño debe entenderse como una programación. Estudiada, analizada, evaluada y efectuada en base a información geológica, minera, metalurgia, económica, financiera, política e histórica y multidisciplinaría de ingeniería para decidir por la mejor alternativa de la realización del proyecto y para servir como guía y control durante la ejecución del proyecto; así mismo para servir de base y garantía en el financiamiento del proyecto.
OBJETIVOS PUNTUALES DEL PLANEAMIENTO Y DEL DISEÑO DE UN PIT Son: 1. determinar a priori la conveniencia de invertir en el yacimiento 2. determinar el monto optima de inversión además el máximo y el mínimo. 3. determinar la mejor alternativa de ejecución; desde un punto de vista económico y técnico. 4. establecer la organización, las secuencias, la complejidad, las cantidades, cualidades, costos, tiempo y otros factores de operación. 5. obtener conocimiento adelantados de los resultados a obtener en la ejecución del proyecto. 6. elaborar el texto del proyecto para que sirva como documento de orientación, dirección y control durante la realización y ejecución del proyecto. 7. servir como documento de garantía para el financiamiento del proyecto. 8. elaborar estudios de pre factibilidad y factibilidad para garantizar y obtener el capital de inversión.
ELEMENTOS BASICOS DEL PLANEAMIENTO Y MINADO 1. Planos de ubicación.-son a. Planos locales.-abarcan el lugar donde yace el mineral(esc:1:500, 1: 2000) b. Planos zonales.-abarca la zona mineralizada y se extiende unos 10Km alrededor(1:2500,1:5000)y sus objetivos son( poder encontrar yacimientos ,terreno superficial, subterránea, petrografía, tectónica y movimientos tectónicos y geológicos) c. Planos regionales.-son los que abarcan la zona y se pueden extender aprox. 100Km. Sus objetivos son: (tener información mineralógica de toda la región de sus formaciones y conformaciones de batolitos y yacimientos mineralógicos; realizar estudios de toda la zona de influencia magmática que influye el yacimiento y todo sus fenómenos mineralógicos) con esc. 1:50,000 y 1: 00,000.
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2. Planos topográficos con curvas de nivel (planos locales, regionales y zonales metro a metro)
3. Planos d levantamiento geológicos de afloramientos litológicos y estratigráficos. 4. Secciones longitudinales, transversales y horizontales. 5. Planos de muestreo. 6. Estudios geológicos 7. Estudios petrográficos 8. Estudios mineralógicos 9. Sondeos con obtención de testigos de roca o testigos diamantinos. 10. Pruebas metalúrgicas 11. estimación de reservas 12. estudios de mecánica de rocas 13. referencia de proyectos históricos similares de la zona 14. análisis y estudio de laboratorio, leyes, contenidos, características químicas, físicas y mecánicas.
15. programas de computación aplicables 16. planeamiento y operación en M.C.A 17. información económica sobre minerales equipos e insumos. 18. información general sobre financiamientos e inversiones requeridas ACTIVIDADES Y SECUENCIAS EN EL PLANEAMIENTO Y DISEÑO 1. fase preliminar 2. fase de planeación y diseño 3. fase final de evaluación. Estos son etapas previas (inversión de riesgo) Luego viene la etapa del proyecto: etapa de inversión inicial del proyecto.
FASES DE PLANEAMIENTO 1. fase prelimar.- comprende las siguientes actividades de operación.
exploración
pruebas técnicas. pruebas de laboratorio
la evaluación preliminar. evaluar los resultados.
2. Fases de planificación.- se elaboran estudios de:
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Pre factibilidad
Factibilidad
3. Fase final de evaluación de proyecto: implica.
La decisión a la definición de las alternativas finales del proyecto.
Los análisis financieros
El análisis de sensibilidad: análisis decisivo
DIAGRAMA DE FLUJO DE DE PROCESO DE PLANEAMIENTO (Prospecto minero, empresa, proyecto, exploración, pruebas técnicas, evaluación preliminar, pre factibilidad, factibilidad y puesto en marcha realización y mina).
PROSPECTO MINERO FORMACION EMPRESA PROYECTO
STOP
EXPLORACION
PRUEBAS TECNICAS STOP
EVALUACION PRELIMINAR
STOP
PREFACTIVILIDAD FACTIVILIDAD
STOP
STAND
ANALISIS DE SENSIBILIDAD
ANALISIS FINANCIERO
EFECUCIONJ O PUESTA EN MARCHA
PREPRACION DESARROLLO DESBROCE
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ACTIVIDAD DE CADA FASE O ETAPA DEL PROYECTO 1.
2.
3.
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EXPLORACION.
Levantamiento topográfico
Mapeo geológico
Muestras superficiales y subterráneos(perforación, cortadas y trincheras)
Determinación de las condiciones estructurales del terreno o mapeo estructural.
Planos geomorfológicos del terreno.
Levantamientos hidrogeológicos
Mapeos geotérmicos
Planos geotécnicos
PRUEBAS TECNICAS
Se realiza análisis de leyes y ensayes
Estudios mineralógicos
Las composiciones minerales
Pruebas metalúrgicas
Estudios petrológicos y petrográficas
Estudio de mecánica de rocas
Otros.
EVALUCION PRELIMINAR
Estimación de reservas
Valorización económica potencial del yacimiento
Una evaluación de la operación, estudios y pruebas
Estimación de las inversiones necesarias
Estimación de los limites del yacimiento
Aceptación o rechazo de las posibilidades de explotación del yacimiento.
ESTUDIOS DE PREFACTIBILIDAD.
Elaborar la estructura del proyecto
La alternativa del diseño de la mina
Las alternativas financieras
La valorización del yacimiento
Calculo de reservas
La ingeniería del detalle (campamentos, equipos, carreteras, planta de tratamiento y personal y otros.)
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Requerimiento de recursos humanos, mecánicos, económicos y materiales.
La estructura jerárquica y funcional del proyecto
Las alternativas de financiamiento que tiene el proyecto
Los parámetros operativos de cada actividad operativa y productiva(p,v,t,t,f,r)
Parámetros operativos de servicios y logística
Estudios logísticos de precio de minerales, estudio de costos de insumos, estudio de mercados de mineral y logística.
Calculo de montos de inversión
ESTUDIOS DE FACTIBILIDAD.-
5.
Se hacen los mismos estudios de pre factibilidad, pero aumentando la precisión en 98 a 100% si es posible.
6.
Estudios definitivos del proyecto
Hacemos la evaluación del planeamiento
Hacemos estudios de sensibilidad
Hacemos estudios de resistencia
Programas de inversión
Programas de producción
Programas de financiamiento
Programas de cumplimiento de compromisos y otros.
Fecha de inicio de puesto en marcha.
ANALISIS DE SENCIBILIDAD. es una fase de evaluación pos-factibilidad; la cual se somete a una situación de hipótesis de variación en los valores de sus parámetros, con la finalidad de observar. Cuales son las condiciones en que queda el proyecto, bajo el hipótesis planteado y si esta nueva situación hipotético permite o no la ejecución o continuación del proyecto.
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ANALISIS FINANCIERO. - en esta fase se realiza una evaluación específicamente económica en caso que existiera problemas financieros queda en stop, hasta que se consigue.
PUESTO EN MARCHA.-es el momento de inicialización de las operaciones de ejecución del
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proyecto. Como:
Es la etapa donde se realiza la construcción de carreteras, campamentos, vías férreas, instalaciones(agua y energía), depósitos, almacenes y otros
Instalación de organización personal administrativa, ejecutiva y de operación.
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En esta etapa se realiza las actividades de construcción y preparación, la etapa de desarrollo para llegar a la etapa de producción, desarrollo consiste en el desbroce o desencapado del yacimiento retirando el material estéril para poner en alcance el material mineral, producción en el minado y beneficios del mineral.
Preparación.
PARAMETROS BASICOS DEL PLANEAMIENTO 1. Relación estéril mineral 2. Morfología del yacimiento 3. Reservas geológicas 4. Potencia de recubrimiento 5. Volúmenes a remover 6. Leyes de minerales (promedio y min.) 7. Taludes de tajo 8. Taludes de banco 9. Ubicación geográfica 10. Accesibilidad 11. Rutas y distancias 12. Naturaleza del yacimiento 13. Tipo d yacimiento 14. Aspectos metalúrgicos del mineral 15. Distribución de valores en el yacimiento 16. Mercado de demandas y ofertas 17. Reservas minables 18. Diseño de pit y banco 19. Vida y mina 20. Tipos de rupturas 21. Sistema de extracción 22. Equipamiento(cuanto y que tiempo) 23. Diseño de plantas metalúrgicas y energéticas 24. Eficiencia de recuperación 25. Parámetros financieros 26. Naturaleza y condición del yacimiento(deposición, ígneo o sedimentario) 27. Otros.
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PARAMETROS FINANCIEROS ECONOMICOS 1. Precio de metales 2. Costo de equipos 3. Costo de producción 4. Costos totales(beneficios tributarios, eval. financiera: van, tir y b/c) 5. Ubicación geográfica, accesibilidad y distancia 6. Naturaleza del mineral 7. Características metalúrgicas de la mena 8. Infraestructura de servicios en la zona 9. Clima 10. mercados y demandas del mineral 11. recursos humanos 12. proyecciones al futuro 13. tributaciones e interés
CALCULO DE PARAMETROS IMPORTANTES DE RESERVA Se debe distinguir las reservas geológicas y las minables. Las primeras están constituidas por todas las menas existentes en el yacimiento y la seg. Son aquellas cuyas leyes justifican los costos de su extracción hasta su comercialización y las además permiten la utilidad min. Aceptable.
CLASIFICACION DE LAS RESERVAS: se clasifican en:
SEGÚN SU CERTEZA Mineral probado 100% Mineral probables 75% Posibles 50% Inferidas 25% Potenciales 0%
POR EL NIVEL DE LEYES: ley alta(20 onz/ton), ley media(10onz/ton), ley baja(2onz/ton)
POR EL NIVEL ECONOMICO: Económico (dan utilidades), Marginal (Pagan costos), sub. marginal (no pagan costos).
POR SU AMENABILIODAD: Metalúrgicas o Amenables (normal), Refractarios (No permite la recuperación metalúrgica)
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SEGÚN SU ESTADO DE MINERALIZACION: Sulfuros, Óxidos, Mixtos
SEGÚN SU ACCESIBILDAD
Accesibles
Eventualmente accesibles
Inaccesibles
1. POR SU VALOR
Mineral supra-marginal o económico
Mineral marginal
Mineral sub.-marginal
MINERAL PROBADO.- es lo que esta expuesto por lo 4 o 3 lados de un bloque, no existe virtualmente ningún riesgo de discontinuidades. Coeficiente de certeza es 1.0.
MINERAL PROBABLE.- es el que se debe encontrar a continuación del mineral probado, considerándose un mayor riesgo de su existencia F.C= 0.75.
MINERAL PROSPECTIVO.- con el 50% de muestreo del perímetro es posible que se encuentra más allá de los límites del mineral probable.
MINERAL POTENCIA.-es el mineral cuya estimación se basa mayormente en los conocimientos de carácter geológico del yacimiento es decir no depende de la exposición directa del yacimiento sino de las indicaciones indirectas como: litología, estructura geológica. Cc= 0.25
MINERAL ACCESIBLE.-Es aquel que integra un bloque situado inmediatamente encima de una labor mineral (galerías, chimeneas, piques y etc.).
MIN. EVENTUALMENTE ACCESIBLE.- se necesita una apertura de labores para su explotación. MINERAL INACCESIBLE.- aquello que es inaccesible para la explotación. Más aun no paga sus operaciones.
MINERAL SUPRAMARGINAL.-es aquello que paga sus gastos directos e indirectos además considera amortizaciones y depreciaciones y gastos financieros.
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MINERAL MARGINAL.- Es aquello que pagas sus gastos directos pero no los gastos indirectos además consideran amortizaciones y depreciaciones y gastos financieros. MINERAL SUB-MARGINAL.- son aquellos que no cubre sus gastos directos e indirectos, requiere de variaciones favorables para la transformación en mineral económico.
POR SU ESTADO DE MINERALIZACION. Sulfuros, óxidos y mixtos.
TALUDES DE TAJO Los taludes del tajo es el plano inclinado de la cresta del primer banco hasta el pie del último banco que queda definido por el ángulo del talud. Este es el parámetro más importante y delicado del diseño del pit, por que exige alta precisión en la determinación del Angulo por ser técnico y económico, técnico por que significa principio de estabilidad y seguridad. Un solo grado de variación indica la enorme diferencia de remoción de material y una inestabilidad de taludes, el cual repercute la valorización del rendimiento económico. El cálculo de dicho ángulo no se debe escatimar esfuerzos ni detalles a fin de evitar tres aspectos negativos (inseguridad, la inestabilidad de parámetros y pérdidas económicas) Este ángulo se determina en estudios de factibilidad.
TIPOS DE TALUDES TALUD TEORICO.-Se determina mediante cálculos en base a los valores esfuerzo y fatiga y pesos de muestras del terreno con aplicaciones de la teoría de Mhor y mecánica de rocas, en un talud crítico cuyo valor determina el ángulo de fallamiento de las paredes del PIT. Es el que se determina en base a los criterios físicos de estabilidad (tensión y compresión) obtenidas en el laboratorio de.
TALUD DE DISEÑO.- Es el talud que equilibra, las condiciones técnicas de ingeniería con las condiciones económicas financieras (TIR, VAN Y B/C) de modo que satisfaga la parte económica financiera, este talud no facilita la operación.
TALUD DE OPERACIÓN .- Es el talud real, es el que se asume en el campo para poder tener un óptimo desenvolvimiento de la actividad de minado. Este talud facilita la operación con mayor seguridad y con máx. Eficiencia y menor riesgo.
TALUD ECONOMICO.- Es el que se determina teniendo en cuenta el valor económico del mineral y su relación con el desbroce del yacimiento; a través de la relación estéril mineral.
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TALUD ESTRUCTURAL .- Es el que queda determinado por las estructuras geológicas3 del terreno; es decir los planos de fallas geológicas. Se determina mediante la técnica geomecánica; teniendo en cuenta las estructuras geológicas y utilizando la proy. Estereográfica.
TALUD FINAL.- Es el que se adopta o proyecta al final de la vida de la mina, para recuperar al máximo posible seguro del yacimiento y que satisfaga la recuperación; además es el mayor ángulo que no compromete la estabilidad hasta el ultimo momento de extracción del mineral. Se considera el talud final óptimo aquello que garantiza la estabilidad de las caras del pit; exactamente hasta el momento en que se excava la última tonelada del mineral.
TECNICAS EN EL ESTUDIO DE TALUDES 1. Técnica en el mapeo geológico estructural; para determinar las estructuras que comprometen la estabilidad de taludes y falla estratificadas 2. Determinación de las propiedades físicas de la roca en los laboratorios de mecánica de rocas, para determinar la resistencia. 3. Control de agua subterránea para determinar la existencia, dirección, la profundidad de los cursos o bolsonadas de aguas que afectarían la estabilidad. 4. Determinación de los esfuerzos tectónicos, debido al empuje de la masa rocosa, por su peso dirigido hacia su cara libre. 5. Técnicas sismológicas que permiten determinar los esfuerzos producidos por la voladura. 6. Las técnicas de análisis de estabilidad.
FACTORES A TENERSE EN CUENTA EN LA ESTABILIDAD DE TALUDES 1. Estructura del terreno, estratificación, geomecánica y mineralogía 2. Geodinámica y geotecnia del terreno 3. Condiciones de agua subterránea y superficial 4. Las napas freáticas 5. Naturaleza y permeabilidad del terreno 6. Clima 7. Comportamiento a la voladura
REALACION ESTERIL MINERAL Son relaciones cuyo valor nos indica las condiciones económicas del proyecto minero a cielo abierto en función de ingresos y egresos que indican la existencia de mineral. Además de la
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relación con el desbroce lo que hace que la relación estéril mineral sea un parámetro económico y geométrico en el diseño de la mina. Las relaciones estéril mineral son:
REMC.- Compara la explotación subterránea y cielo abierto buscando un poco de de equilibrio entre estas equilibra la cantidad de desbroce en funciones a sus costos (diferencia = utilidades).
REMC= (Cu-Co)/W REME: Establece la percepción de una utilidad min. Aceptable. Es decir se considera económico el desbroce hasta el momento en que ya no se obtiene la utilidad min. Aceptable.
REME = (VRM- (CPT+Um))/W REMeq.- Considera la obtención de una utilidad min. No menor al 50% de la diferencia entre el valor de la ley promedio y el valor de la ley min. Explotación; lo que significa la creación de una ley equivalente para la explotación del yacimiento.
REMeq = (VRM- (CPT+Ueq))/W; esta formula se aplica con la ley promedio. Donde:
VRM = Lprom.*recuperación*precio*f (2000lb/Tc) Ueq = Lumin.* recuperación* precio*f (2000lb/Tc) Lueq = 0.5 (Lprom. – Lmin.) OTRO:
REMeq= (VRM-CPT)/W; esta se aplica con la ley equivalente como: VRM = Leq.*recuperación*precio*f (2000lb/Tc) Leq = Lmin. + 0.5 (Lprom. – Lmin.)
NOTA: Ley Metálica = Lprom.*recuperación*f (2000lb/Tc)
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REMI.-la relación instantánea, es la primera derivada de la relación estéril mineral total en la dirección X. siendo esto donde esta avanzando la extracción y significa el nº de toneladas de desbroce que debemos extraer adicionalmente, para dejar expuesto una ton. De mineral. Para su calculo se debe elaborar un a función matemática en la dirección.
REMI = d (REMT)/d(X) Donde:
REMT= V (M+Desm.)/VW REMT.-es una de las relaciones que condiciona el talud su estabilidad dentro de los límites finales.
REMT= V (M+Desm.)/VW La REMT y REME deben compararse para corregir la corrección del diseño de pit REMmax. Considera mayor cantidad de factores económicos intervinientes tanto en el valor recuperable como en los costos. Donde: Cu=costo de explotación subterránea Co=costo de explotación a cielo abierto W= costo de desbroce VRM=valor recuperable del mineral CPT=costo de producción total Um=utilidad min. Ueq = utilidad equivalente V (M+Desm.) = volumen de mineral + desmonte VW = volumen de desbroce
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CONTROLES ECONOMICOS 1.- LEY LIMITE ECONOMICO (LLE).- es la ley mina con que se puede explotar o minar considerando todos los valore metálicos recuperables y cubre exactamente todos los costos y hasta la comercialización LLE= SUMATORIA (VRM)- SUMATORIA (CC + CM+CS + SUS RISTOS) = CERO ES LA LEY CON LA QUE SE RECUERA DOS VECES EL COSTO (TODOS LOS COSTOS Y TODAS LAS INVERSIONES).
2.- LA LEY CUTT-OFF.- Es el valor económico del mineral que cubre exactamente todos los costos de corte mas la sacada a cancha el CUTT OFF implica parámetros fijos como la recuperación y el precio; y variables como la ley además en la práctica se dice que CUT OFF es igual a costo de minado en dólares. LEY CUTT-OFF (ENTONCES)= SUMATORIA (VRM) – (COSTO DE MINADO)=CERO
3.- LA MARGINAL.- Es la que permite obtener un valor recuperable que cubre el costo de minado y traslado a planta de tratamiento. También se dice si un mineral es procesado en la planta o es mandado a la cancha. Ley marginal (implica) = VRM = Costo de minado + traslado a planta VRM (diferente) = Costo de minado + traslado a planta OJO: PAGA EL COSTO DE CONCENTRACION Y NO LA REFINACION
DISEÑO DE MINA Definición.- es dar forma, dimensión y taludes al PIT y bancos. Además implica determinar límites finales altura, altura de banco, taludes del pit taludes de banco y numero de bancos. La determinación de los límites finales esta en función de la proyección del área mineralizada de la superficie, estabilidad de taludes, la relaciones estéril mineral y de las reservas totales del PIT los límites finales de la profundidad de un PIT son:
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Forma del yacimiento
Relación estéril mineral
Recuperación del mineral (Menor ángulo del talud)
Altura del banco es una función de: altura del PIT, REM y producción diaria.
Además el diseño de la mina implica la determinación de los parámetros del PIT como:
Limites finales
Profundidad y talud
Diseño de bancos (Dimensiones de talud-altura –ancho –berma)
LIMITES FINALES DE UN PIT Están determinados por los contornos superior e inferior o limite superior e inferior. Los limites finales encierran todo el material a remover en el PIT, se determinan en base a los sondeos de exploración de diferentes tamaños para determinar la zona mineralizada y la relación estéril mineral y taludes, esto influye la profundidad del PIT y los diámetros finales superiores también implica la determinación del talud de diseño que esta en función de las consideraciones de la estabilidad, relación estéril mineral y los aparearos económicos financieros del proyecto el diseño de la mina emprende el diseño de los bancos.
DISEÑO DE BANCO El diseño de los bancos durante el diseño de la mina comprende la determinación de los diámetros mayores y menores y la altura de corte de cada rebanada de explotación que se ha determinado necesariamente durante el planeamiento económico del proyecto
PARAMETROS TECNICOS TOMADOS EN CUENTA PARA DISEÑAR LA ALTURA DEL BANCO Son: 1. Estabilidad del terreno 2. La profundidad de perforación optima 3. La perforabilidad del terreno 4. La cantidad de material a producir 5. Equipos disponibles y por disponer 6. Tamaño del yacimiento 7. Valores minables del yacimiento 8. Ancho final del banco
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9. Producción planeada 10. Capacidad de carguío y transporte 11. Capacidad mecánica de operación 12. Otros
ANCHO FINAL DEL BANCO El ancho final del banco se determina en función de la estabilidad de la pared final del PIT y de la seguridad de derrumbes locales el ancho operativo del banco Es la superficie que existe entre el pie del banco superior y la cresta del banco. Determinada en base a las necesidades operativas de producción, carguío y transporte, servicios y supervisión de perforación. El ancho de banco puede variar según el volumen de producción y el método de transporte puede llegar aproximadamente 165 pie /camión o 2000 pies/trenes.
RECOMENDACIONES PRACTICOS PARA EL DISEÑO Y PLANEAMINETO 1. Evitar alta relaciones estéril mineral para cortos períodos de tiempo. 2. Proyectar una máxima longitud en la exposición en el frente de trabajo. 3. Evitar el inicio del desbroce por zonas de terrenos difíciles y malos. 4. Evitar perfiles con ángulos muy elevados o muy agudos. 5. Acondicionar l9os frentes de trabajo con el espacio suficiente para que los movimientos y actividades no se estorben entre si. 6. Minimizar las distancias o rutas de transporte de mineral. 7. Proyectar taludes de operación los mas parados posibles pero que permitan los anchos de los bancos necesarios. 8. Evitar el empleo de grandes cantidades de equipo en el desbroce. 9. Establecer una diversificación racional de equipos adecuados de acuerdo a la cantidad de material y programas de operación. 10. Evitar que los diseños y cálculos de las plantas e instalaciones se procesa de acuerdo a las necesidades del yacimiento. 11. Vigilar que los cálculos, diseños y selección así como la construcción de equipos, plantas e instalaciones que estén de acuerdo a los criterios y necesidades de la empresa. 12. Proveer la intervención de entidades de profesionales y terceros para la supervisión.
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13. Hacer que los futuros administradores de las operaciones participe en la planificación. 14. Establecer programas y modelos para la selección del personal y su capacitación. 15. Los costos de inversión potenciales deben estimarse desde la fase preliminar. 16. Minimizare la existencia de departamentos secciones, oficinas, dependencias y evitando las implementaciones de las que son importantes. 17. En la investigación de mercados deben considerarse las áreas de mercados potenciales y la producción a futuro. 18. Tener encuentra la ubicación, la distancia la accesibilidad al yacimiento respecto a los centros de logística y mercado.
SISTEMA DE DISEÑO DE MINA 1. Sistema de mina sistema convencional 2. Sistema de mina sistema computarizada.
SISTEMA DE MINA SISTEMA CONVENCIONAL Este método consiste en trazar secciones transversales al eje mayor, eje menor y una sección horizontal. Antes se hace con una sección transversal al eje pero quedaba al aire lo que había en el medio. Por lo que solo se deducía, ahora ya se hacen tres cortes (transv. Y horiz.), no dejan ninguna parte al aire. Para esto se realizan los trabajos de explotación.
PROCESO DE DISEÑO POR SISTEMA CONVENCIONAL 1. Recopilación de información geológica, petrológica, mineralógica y química(leyes y ensayes). 2. Ordenar la información obtenida de los testigos (topográficos). 3. Confección y compilamiento de las secciones rectas, longitudinales, transversales y horizontales (compilación-superposición ordenada). 4. Confección de los planos de muestreo y los compuestos de leyes. 5. Confección de los planos de banco. 6. Planímetros de las secciones geológicas como calculo de volúmenes y materiales. 7. Determinación de los límites finales de cada banco. 8. Determinación de los límites finales del pit de acuerdo al plano superior e inferior. 9. Calculo de las reservas minables. 10. Determinación de los taludes de pit. 11. Calculo de desbroce.
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12. Confección de diseño alternativo. 13. Elección definitiva del diseño.
SISTEMA COMPUTARIZADO Este diseño se basa en el empleo de los equipos de computación, resulta altamente eficiente, versátil de tal modo que ha sustituido al sistema convencional, sin embargo los propios científicos, técnicos, económicos de diseño de mina no han sido esencialmente superados. En este sistema se han empleado varios métodos para el diseño de mina se sigue modificándose de acuerdo a como evoluciona la tecnología de computación. Los métodos usados en este sistema han sido: método cúbico, push back y whittle 3D, el modelo cúbico ya no se usa, whittle 3D- usado (prov. De modelo cúbico).
MODELO CUBICO.-consiste en el desarrollo o división del yacimiento en un conjunto de cubos de cada una de las cuales se almacenaría la información geológica y las leyes que podían corresponder en el terreno cuando todo los cubos que componían el sistema contaban con la información geológica de leyes y contenidos al modelo. Las partes que corresponde al modelo cúbico son: matriz topográfico, matriz geológica, matriz de ensayes matriz económico. También se tiene programas para la representación total del grafico en 3D del modelo cúbico de la mina .los programas son: 3D solid model, 3D block modeling, minesight y otros.
MATRIZ TOPOGRAFICO.- división de superficie topográfico del yacimiento en una malla cuadrada además se toman los valores de cotas y coordenadas geográficas para conformar los cubos y darles una identificación en base a los puntos centrales de la cara superior de modo que queda construido toda la estructura del modelo del sistema cúbico, listo para ser llenado con la información geológica leyes que están preparados en la matriz geológica y las leyes. Como también se empleo la alimentación de programas de procesamiento automáticos para los ordenamientos almacenamiento y administración de información matricial. Se da también extrapolación automático de coordenadas y cotas hacia al punto central de cada cuadrado de malla.
MATRIZ GEOLOGICO. Esta constituido por la información geológica recogida en el campo, en la hojas de campo que luego se transformaban en el estado geológico para poder ser
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instalado a la computadora lo que quedara en su memoria toda la información recibida listo para ser depositado en los cubos preparados en la matriz topográfica en cuanto se pusiera en funcionamiento el programa de complementación de partes. Es la información geológica con cotas y coordinas, programas de computación para alimentación para cada block de la estructura cúbica generado en la matriz topográfica empleando el programa MIREFRAMEMODELING 3D Y otros.
MATRIZ DE ENSAYOS.- Consiste en la información de leyes obtenidas en el campo y anotadas en una hoja de leyes de campo esta información se transforma en listado de leyes que era la información debidamente ordenada y codificada de modo que fuera accesible a la computadora la misma que guardaba la información en su memoria a la espera del funcionamiento del subprograma de complementación.
MATRIZ DE VALORES ECOMOMICOS. Información económica: precios, costos, recuperación metalúrgica, intereses e impuestos y otros. Programa de procesamiento para obtener beneficios netos por block, programa de priorización económica y viabilidad operativa de excavación del block, programa de representación grafica de modelo cúbico de la mina, valorizado por capaz y por paneles verticales. ASCII, Wisywing and bath plotting open pit mine desing whittle 3D.
WHITTLE 3D.- Tiene valores económicos finales trata de encontrar los limites económicos finales de explotación los hacen mediante sumas y restas. Además tiene que satisfacer en función del valor recuperable del mineral. (VRM – C (costo de desbroce extracción, transporte, fletes) = Valor del Matriz), extraer valores positivos mayormente. No podemos alterar la pendiente del pit, debemos guardar la secuencia lógica de minado.
DESBROCE Es la etapa en la que se extrae el material estéril que recubre el mineral. Es la primera etapa de la ejecución del proyecto y obedece un planeamiento propio de la etapa. Como norma o principio se empieza el desbroce por aquella parte del terreno que ofrece mínima dificultad y por la parte que nos permita el más rápido acceso a la zona mineralizada y aun sea un lugar operativo y económicamente óptimo para desencapar o descubrir el yacimiento. Para
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ello se realiza un previo planeamiento de desbroce en el cual se planifica el punto de partida y punto de llegada.
PLAN DE DESBROCE 1. Punto de inicio: se tiene en cuenta
Condiciones de terreno
Cercanía de la zona de mayor valor económico.
Cercanía a la zona mineral
Se realiza perforaciones diamantinas.
2. Volumen de desbroce (cronograma por día, mes y año ) 3. Equipamiento adecuado 4. Sistema de excavación 5. Tiempo total.
PARAMETROS PARA EL PLAN DE DESBROCE. 1. La geografía del yacimiento. 2. Características de la roca 3. La topografía superficial y subterránea del yacimiento 4. Condiciones topográficas, geomorfológicos, ambientales y geográficas (ríos, lagos) 5. El diseño económico financiero del proyecto en general. 6. Equipos necesarios y disponibles 7. Curvas isovaloricas del yacimiento. 8. Potencia de recubrimiento. 9. Volumen de remoción 10. REM critico 11. REM total 12. REM instantáneo 13. Uso futuro de equipo 14. Condiciones hidrológicas superficial y subterráneo. 15. Tiempo de desbroce hasta llegar al mineral. 16. Otros.
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METODOS DE DESBROCE Para seleccionar el método de desbroce el criterio es remover la mayor cantidad de mineral al menor costo y en menor tiempo.
Para seleccionar el método hay que tener en cuenta lo siguiente. 1. Tamaño de depósito (estabilidad del terreno) 2. Distribución de los valores 3. Potencia de recubrimiento 4. Características del terreno 5. Forma de yacer del mineral(filones, cuerpos, porfiaos, profundidad) 6. Estructuras geológicas existentes en el recubrimiento 7. Condiciones hidrológicas, geotecnias y geológicas 8. Vida de la mina 9. Requerimiento de operación, desbroce y producción 10. Distancias de área de deposición de material 11. Necesidades de equipos en el futuro 12. Clases de materiales de recubrimiento(ígneos, sedimentarios o metamórficos) 13. Sus condiciones tecnológicas 14. Su relación con el mineral 15. Efecto combinado de desbroce y minado. 16. La producción diaria de la mina En especial como un factor de Análisis que es la información geológica, topográfica, REM, distancia de transporte pendientes de vía, tipos y nº de equipos disponibles.
EQUIPOS DE DESBROCE 1. PALAS. características.
Permite alta producción (9-150Yard3)
Alta inversión inicial
Puede cargar todo tipo de material(arena, tierra, roca disparada)
Condiciones de operación bien establecidas
Uso exclusivo en carguío
Requiere equipos de apoyo(cargador frontal)
Alta eficiencia operación por giro
Esta limitado a operaciones especificas y sin complicación
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Descarga hasta una altura de 1-6 metros.
2. CARGADOR FRONTAL. Características
Alta movilidad(35-50km/h)
Puede estar sobre neumáticos u orugas
Se emplea como equipo cargador-transporte.
Las distancias óptimas de de acarreo: 250m.
Tiempo y costo de ciclo son mayores que la pala pero este es mas efectivo, da mayor producción y ahorro
Alta productividad
Permite su empleo múltiple
Resulta competitivo para el carguío a camión y tren.
Tiene menor costo que la pala en cuanto a su inversión.
Esquema de trabajo es de retroceso y avance
Permite realizar trabajos en pendientes
No necesita equipo auxiliar
Alto consumo de combustible.
3. DRAGALINAS
Permite excavar cualquier tipo de terrenos disparado no consolidado
Permite largo alcance de cucharones(brazos de 5-100m)
Permite condiciones operativas mas flexibles que otras palas
Puede estar montado sobre orugas o neumáticos, patas, cauville.
Puede prescindir de equipo de apoyo
Puede descargar sobre camiones, fajas, tren y etc.,
Tiene una eficiencia menor que una pala rígida
Son muy apropiados para excavaciones bajo agua o áreas inaccesibles son superior a cualquier tipo de equipos.
Tiene alta inversión pero bajos costos de operación
Tiene alta profundización
Tiene menor eficiencia en precisión
Debe emplearse en material suave
4. RASTRILLOS O SCRAPER. Características
Son escavadoras cortadores
Operan en superficies horizontales.
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Tienen excelente movilidad y múltiples usos
Se emplea en terrenos blandos, terrosos con clastos no mayores a 25” diámetro.
Se emplean en terrenos o yacimientos de arcillas o en cantos rodados.
Usualmente requiere apoyo
Alcance de velocidad de 20Km/h con carga y a 60km/h sin carga.
Distancias optimas de acarreo es de 3millas
Se auto cargan y se transportan
Se auto descargan
Permiten la construcción de terraplenes y zanjas y el carguío de tolvas
Se utilizan con combinación de otros equipos (tractor de empuje)
Además puede ir acompañado de de escarificador que ayuda suavizar el terreno.
Capacidad de carga de 30 – 80 Tn.
5. RODETE.-características
Operan bajo condiciones estrictas de ingeniería (cambio de repuestos instantáneos, revisión permanente)
Alto costo de inversión (bajos costos de operación y producción)
Requiere de sistemas auxiliares
Operan en yacimientos extensos, grandes de muy baja leyes especialmente en carbón y fosfato.
Capacidad de producción (15-500000Yard3/día)
Pueden cargar, cortar material insito de resistencia medio (sin necesidad de disparo). Y recubrimiento de roca medio.
Requieren de un esquema de fajas.
Permiten un minado continuo
6. DRAGA DE CANGILONES: características
Permiten minado continuo
Permiten alto producción
Trabajan excavando en laderas
Se emplean en terrenos con capas freáticas
También operan con exigencia estricta de ingeniería.
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EQUIPOS DE TRANSPORTE Y ACARRERO 1. BULLDOZER. características:
Son equipos de roza y corte por arrastre y empuje
Pueden adicionar escarificadores posteriores
Sirven para excavar y/o acumular el material cortado.
Tienen distancias optimas de operación de 150m
Pueden excavar zanjas de hasta 6m de profundidad
Operan en terrenos blandos y sueltos
Permiten construir terraplenes
Se emplean como equipos auxiliares para las excavadoras o palas y traíllas.
Transitan por altos pendientes (30º)
Tienen alta movilidad y pueden estar sobre orugas y neumáticos.
2. CAMIONES
Gran movilidad(12 con carga -40Km/h sin carga)
Distancias optimas de 4 millas
Grandes capacidades de tolva (350tn)
Pendiente de trabajo de 12% cargados en subida y 20% bajada y vació
Requieren de vías especiales.
Tienen alto costo de inversión y altos costos de transporte
Tienen alta eficiencia de trabajo y productividad
Su sistema de locomoción es eléctrico
Distancias optimas de recorrido de 10Km.
Exigen alto control y mantenimiento
Gran maniobrabilidad
3. TRENES
Requieren de vías especiales con permanente supervisión y mantenimiento
Alto costo de inversión
Permiten el transporte de alto tonelaje por viaje(4000tn/viaje)
Se emplean eficientemente para largos recorridos
Requieren de trazo de vías con consideraciones de ingeniería adecuado (radio de curvatura, pendientes y gradientes)
Tiene bajos costos de transporte
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Pendientes max. De 4%
Esta conformado por comboys
4. FAJAS
permiten el mas bajo costo de transporte
permiten altos pendiente de transporte de 35º
tienen alta velocidad de transporte(4km/h)
permiten el transporte de altos volúmenes
las instalaciones requieren de alta inversión de tiempo y alta rigidez de ingeniería
requieren de materia de poco tamaño y bien uniforme y bien chancado, evitando aristas filudas
requieren protección y supervisión a lo largo de la estructura
ancho de faja(0.2 – 2.4m)
permiten transporte continuo.
METODOS DE DESBROCE Y MINADO El destape o desbroce se realiza mediante trincheras TRINCHERAS.-son excavaciones longitudinales que según el yacimiento se profundizan o se ascienden por las laderas. Además son excavaciones con los que se inician el desbroce y con los que se continúan y hasta el final de la vida de la excavación.
PARAMETROS BASICOS EN EL DISEÑO DE TRINCHERAS
largo o longitud
ancho
pendiente
taludes laterales
taludes de fondo
altura
El ancho inferior de la trinchera esta en función del tipo y numero de equipos.
CLASIFICACION DE TRINCHERAS 1. POR EL TIPO DE FORMA
trincheras completas
media trinchera
2. POR EL TRANSPORTE MINAS - UNASAM
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Trinchera con transporte inferior.-medios de transporte están en la parte inferior
Trincheras sin transporte.- medios de transporte están en la parte superior
3. POR UBICACIÓN DE TRICHERAS EN EL YACIMEINTO
Trincheras de conjuntos
Trincheras generales
Trincheras de capas sucesivas
4. POR EL METODO DE EXCAVACION.
Trincheras individuales
T. en conjuntos
1. TRINCHERAS INCOMPLETAS (media trinchera).- Se emplean para yacimientos que tiene una superficie que sobresalen por encima del terreno; también se les llama trincheras a los que les falta un lado. Se excavan en las laderas de las elevaciones para ganar altura hasta llegar a la cumbre, donde se recupera el ensanche descendente; también se emplean en yacimientos que están por encima del horizontal. O nivel del piso. Se emplean hasta que la remoción alcanza un nivel horizontal. Este método es de carácter temporal los costos son menores hasta llegar al horizontal. Los equipos apropiados para el transporte pueden ser equipos de transferencia para aprovechar la gravedad; los camiones podrían encarecer el desbroce o minado se operan en yacimientos metálicos y no metálicos.
2. TRICHERAS COMPLETAS Se emplean en yacimientos que tienen terrenos superficiales sin elevaciones dentro de estos podemos tener en cuenta, trincheras individuales; planeadas según “programas de inversión,
extensión del yacimiento”
Están supeditadas a programas de inversión
Ofrecen alta velocidad de desbroce y minado y el tiempo esta en función de la inversión
Tiene una entrada rápida al yacimiento por que independientemente toda las trincheras confluyen sacar una capa(se pueden hacer varios)
En este método los niveles se excavan independientemente y sucesivamente.
Con este método se puede obtener el desbroce de toda la superficie mineralizada del yacimiento, creando frente amplio de producción.
3. TRICHERAS CON TRANSPORTE Este método significa que los medios de trasporte están en la parte inferior de la trinchera. Además el ancho inferior depende del tipo de equipo, nº de vías. Este método consiste el empleo
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de vehículos de transporte de carga (camiones y trenes). Los costos de este método so los mas elevados con el uso de los camiones y se reduce SIGNICATIVAMENTE con trenes. Sin embargo la eficiencia del tren implica usarlo preferentemente en la superficie del pit lo que puede generar un sistema de combinación de transporte. El método de trasporte también implica su mezcla con otros métodos por ejemplo. Métodos de trincheras individuales con transporte. Que resulta ser complementarios con otros métodos.
La desventaja de los trenes es por que al momento de carguío se pierde demasiado tiempo.
La eficiencia se pierde o disminuye cuando el equipo esta detenido como en el caso del tren , en este caso la eficiencia disminuye también para el equipo de carguío
La doble vía es importante para aumentar la eficiencia.
El equipo puede estar dentro o fuera de la trinchera pero se le pone medios de transporte.
4. TRINCHERAS SIN TRANSPORTE En este método indica que los medios de transporte están en la parte superior de la trinchera también se sabe que los equipos de excavación depositan el material extraído a uno de los lados de la trinchera sin emplear medios de transporte; en este método se utilizan equipos de excavación continua, aplicables mayormente a terrenos y minerales de duraza media a blando, demandando empleo de instalación de transferencia fijos, tanto como móviles (crusher), puede ser chancadoras. Son de alta eficiencia, rendimiento y bajos costos se pueden emplear con otros métodos de minado de manera complementaria pueden emplearse en minería metálica siendo recomendables en este caso el empleo de equipos chancadoras y intermedio en el frente y el equipo de transferencia. Actualmente se emplean en minería de carbón y de fosfato. 5. TRINCHERAS DE CARGA INTERIOR.- Esto significa que los equipos de transporte se encuentran en el interior. además los medios de transporte y las vías están en el piso de la trinchera. No importa donde este el equipo de excavación. Como también el equipo de carguío y transporte se encuentran cerca por tanto aumenta la eficiencia. 6. TRINCHERA DE CARGA EXTERIOR.- Son aquellos donde el equipo de transporte se colocan en la parte lateral superior de la trinchera y no en el piso de la trinchera o inferior. Este método se aplica o se emplea cuando los yacimientos tienen una geometría mas profunda que expansivas.
Remover la mayor cantidad de terreno en el menor tiempo y menos costo pero llegar mas rápido al yacimiento
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Permita su combinación con otros métodos como tale como: con transporte y sin transporte e individuales.
Este método culmina cuando profundizando llegamos a excavar una trinchera de ingreso dentro de la proyección de la zona mineralizada hacia a la superficie
Depende del método con la que se combina para la eficiencia, rendimientos y costos que producen o se obtiene con este método de trincheras exteriores
7. TRINCHERAS DE CONJUNTOS.- Son aquellos donde las siguientes trincheras se excavan dentro de lo primero. En este método se excavan la trinchera inicial y se ensanchan suficientemente para excavar en su piso una segunda trinchera se procede excavar generalmente paralelo a la primera vía de transporte se mantendrán independientemente dentro de los respectivos niveles de cada trinchera pero se juntan en la superficie conformando. Cuando en el según nivel el ensanche permite que excavar otra trinchera esta se ejecutar paralelamente al anterior manteniendo independientemente de su vía de transporte en su nivel pero juntando a la vía anterior en superficie con lo que contribuye a congestionar el transporte en la vía única con el empleo de trenes se requiere un estricto control de transito para evitar interferencias, un eficiente empleo de tiempo y coordinación de movimientos. 8. TRINCHERAS GENERALES.- Son aquellos que se excavan una dentro de otras profundizando cada trinchera después de la anterior tiene su propio salida independiente los cual se logra ampliando los ingresos de cada nueva trinchera que se excava. 9. TRINCHERAS POR CAPAS SUCESIVAS.- Es el método en la cual se establecen los limites finales de la excavación, establecidos
se subdividen en capas que serán excavadas
sucesivamente, esperando por la superficie desde un extremo hasta el otro extremo, para luego profundizar en la segunda capa, luego se profundiza la segunda capa en dirección contraria para llegar al extremo inicial pero en el segundo nivel una vez alcanzado el extremo se vuelve a profundizar en el tercer nivel volviendo a ensanchar o excavar en dirección al extremo opuesto. en este método se establece el perfil, la sección una trinchera general o grande y se subdivide en capas para la excavación sucesiva profundizando, la primera capa se inicia por el método a carga superior. por razones de operación se cambian a t. con carga interior y se ensanchan hasta el extremo inicial, llegando a este extremo
se abre otra
trinchera de ingreso para repetir el proceso anterior 10. TRINCHERAS INDIVIDUALES.- Son aquellos que se excavan indirectamente para luego comunicarse entre si mediante ensanchamientos por lo que dispone paralelamente entre ellos hasta completar la excavación de un nivel el nº de trincheras dependen del extensión o
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área superior del diseño de desbroce y del numero d equipos que se dispongan excavando en el primer nivel de vuelve a excavar en el piso nuevo trincheras individuales que mediante su comunicación por ensanche permitirán la excavación de segundo nivel de que una ves concluido permitirá la apertura de una nueva trinchera indv. En su piso. Esta secuencia se mantiene hasta el momento en que es necesario descongestionar los equipos y ensanches los limites superiores y seguir profundizando. 11. TRINCHERAS POR ESPIRALES.- En este caso la trinchera inicial se empieza en el punto del yacimiento preferentemente al centro. luego después de ampliar y para profundizar la trinchera siguiente se excava perpendicularmente a la primera en la zona ampliada de la primera, esta segunda como todos la trinchera se amplia en la zona ampliada de esta segunda para profundizar se excava perp. Otra trinchera la misma también se amplia e en la que se repite los procesos anterior sucesivamente. Estos trincheras van evolucionando circunstancialmente alrededor de la primera con la que se obtiene una de la espirales profundizando; se aplica como métodos de desbroce y minado que busca partir del centro del yacimiento hacia al los extremos. La distancia entre los puntos finales e iniciales de cada trinchera queda determinado por las necesidades de transporte. Se emplean para yacimientos amplios y abarca todo los perímetros del yac. Es favorable para el empleo del tren pero generalmente se emplea camión la etapa de producción la que sea terminado retirar una parte del material estéril llegando a poner en el descubierto el mineral, el ingreso a esta etapa significa una previa fase de preparación en lo que se refiere a instalaciones de tratamiento del mineral de infraestructura hídrica y energética y logística. 12. TRINCHERAS CON PENDIENTES ESCARPADOS.- En este caso se excavan trincheras de muy alta pendiente con la finalidad de instalar sistemas de izaje o skyps para la extracción; también se puede instalar otros sistemas como el rosario de cucharones o cangilones. Este método se emplea para minimizar la distancia de recorrido para profundizar el yacimiento con mas de 200-300m de profundidad lo que significa una ventaja sobre otros métodos con vehículos de transporte para subir 200-3000m al 10%.donde un camión puede recorrer en 20min. el skyps en 1 min. 13. TRINCHERA EN ZIG –ZAG.- Son aquellos que se inician en el superficie y van profundizando y luego se ensanchan y cuando existe espacios suficientes se excavan una nueva trinchera paralelo a la primera y en sentido o pendiente contrario la excavación se realiza en zonas mas competentes y estéril. La minería sin transporte se realiza por ejemplo en un yacimiento de tipo manto (con un solo manto); si existiera varios mantos no será posible. Estas trincheras
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se emplean para ahorrar longitud y transportar, para el tren necesitamos un radio de curvatura mayor que para el camión.
METODOS COMBINADOS.- Son donde intervienen más de un tipo de trincheras para excavar el yacimiento así podría ser un método de trincheras escarpados con camiones.
PREPARCION DE MINA Es la etapa que empieza cuando esta cerca de la zona mineralizada, debido a que al ingresar a la extracción de mineral estaremos cambiando nuestras condiciones de trabajo necesitaremos más infraestructura para los procesos de minado tales como carreteras o más accesos, iluminaciones, sedes de energía y otros. Así mismo el tratamiento de minerales extraídos. Impone la necesidad de instalar canchas de chancadora de planta. Otros.
PARAMETROS BASICOS PARA LA ETAPA DE PRODCCION 1. Diseño de mina ,acondicionamiento, plan de producción y selección de equipos (tipos, nº de equipos) 2. Determinación de volumen total de remoción 3. Determinación de tonelaje anual de mineral según su clase y ley. 4. Determinación de tonelaje Bulk (mezcla) de mineral a remover anualmente. 5. Determinación de rendimientos de operaciones unitarias 6. Determinación de materiales e insumos necesarios. 7. Determinación de la clase ,calidad y cantidad d servicios necesarios(logística, mantenimiento, preparación y servicios) 8. El plan de producción (mineral y desmonte ya sea diario, mensual y anual y por etapas). El plan de producción es el que garantiza la operación. 9. Otros
PARAMETROS DE PARA EL PLANEAMIENTODE PERFORACION EN M.C.A 1. Volumen de producción programado (día, mes y año) 2. El tipo de terreno y sus condiciones geológicas 3. Diseño de los bancos y taludes del banco y del pit 4. Tipo y cantidad de explosivo por cantidad de roca 5. Angulo de perforación 6. Nº de guardias de trabajo (nº. de tal,nº. de perf. y nº de brocas) 7. Capacidad y rendimiento de equipos de perforación 8. Experiencias anteriores en el mismo tipo de terreno o roca a perforar del perforista.
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9. Sistema y métodos de perforación a emplear. 10. Tipos y cantidades de equipos que se tiene. 11. Habilidades del equipo de perforación tales como versatilidad en terreno y la clase de persona que dispone. 12. Velocidad de desplazamiento 13. Fuentes de energía. 14. Gradiente y pendiente 15. Método de disparo 16. Malla(tipo y dimensión) 17. Características de la roca que influyen en la perforación.
ASPECTOS TECNICOS DE PERFORACION (información técnica de catalogo necesario para la perforación) 1. Diámetro de brocas 2. Profundidad de perforación 3. Longitud de barras 4. Angulo de perforación 5. Presión de empuje(axial) 6. Velocidad de rotación 7. Potencia de torque fuerza de giro 8. Consumo de aire, agua, energía y combustible 9. Velocidad de desplazamiento 10. Potência instalada (HW o HP) 11. Peso y dimensiones 12. Sistema operativo (mecânico, hidráulico o elétrico) 13. Dimensiones y nº de partes y piezas 14. Velocidad de penetración 15. Habilidad a la pendiente 16. Habilidad de estacionamiento 17. Complejidad del sistema operativo de funcionamiento 18. La sofisticación o modernidad 19. Velocidad interno de funcionamiento
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PARAMETROS TECNICOS Y OPERATIVOS DE PERFORACION 1. Volumen necesario de aire y velocidad anular. 2. Presión sobre el fondo del taladro 3. Velocidad de rotación 4. Cantidad y presión de aire dentro del taladro para garantizar (refrigeración, limpieza y barrido) 5. Velocidad de penetración
FACTORES QUE INFLUYEN EN EL COSTOS DE PERFORACION 1. Amortización (costo indirecto) 2. Intereses y seguros(costo indirecto) 3. Mantenimiento y reparación(costo directo) 4. Mano de obra(costo directo) 5. Combustible o energía (costo directo) 6. Aceites, grasas y filtros(costo directo) 7. Brocas, barrilas, manguitos y adaptadores(costo directo) 8. Administración (vigilancia, almacén y logística)
RECOMENDACIONES PRÁCTICAS EN LA PERFORACION 1. Evitar fallas prematuras en las brocas 2. Llevar una ficha de rendimiento de equipo, brocas y barras y personal. 3. Cumplir exactamente el plan de perforación 4. Cumplir exactamente los roles de mantenimiento 5. Creer la reparación de equipos 6. Capacitar permanentemente al personal 7. Revisar las fuentes de energía neumáticas, eléctricas, compresores y generadores. 8. Revisar y comprobar la exactitud de precisión de los manómetros 9. Chequear la presión de aire y punto de salida 10. Limpiar los equipos y brocas al terminar cada jornada de trabajo y revisar su estado. 11. No utilizar barras torcidas o reparadas 12. Corregir los hilos de la barra y uniones 13. Chequear la broca cada cierto tramo de perforación de taladros. 14. La velocidad min. debe ser 5000pies /min.
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15. La presión de aire sobre la broca no debe ser menor de 35Lb/pulg2 en promedio debe ser 45Lb/pulg2. 16. Al inicio de la perforación se debe probar la broca en el aire 17. Rotar las barras en la sarta de perforación para que todos efectúen el mismo metraje. 18. Engrasa siempre las brocas y varillas.
CAUSAS OPERATIVAS QUE AFECTAN LA VIDA DE LA BROCA 1. Falta de aires 2. Mal estado de equipos 3. Por trabajo deficiente del operador 4. Descuido de limpieza y almacenamiento de la broca 5. Por el desgaste prematuro y excesivo de la brocas 6. Uso de broca inadecuado al tipo de terreno 7. Velocidad de rotación excesiva 8. Mala circulación de aire 9. Poco caudal o presión de aire 10. Excesiva presión axial 11. Malos hábitos del operador 12. Deterioro del rodamiento y de los conos.
CAUSAS QUE ORIGINAN PARA LAS BROCAS TRICONICAS 1. fallas de los cojinetes
Velocidad de rotación excesiva
Tipo de tricono inadecuado
Aire insuficiente para la refrigeración de los cojinetes
Bloque de pasos de aire
Empuje excesivo sobre tricono
2. Fallas de estructura de de corte
Aire insuficiente para limpiar el centro del barreno
Elección inadecuada de triconos
Velocidad de rotación excesiva
3. Fallas de faldón
Aire insuficiente para la velocidad de penetración
Formaciones diaclasadas y abrasivas
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Pandeo de la barra
BROCAS TRICONICAS 1. Perdida excesiva de de diámetro de la broca
Por que los detritos no hayan sido expulsados correctamente
Mala limpieza de taladro
Baja velocidad anular
Barra de avance torcida
Velocidad de rotación excesiva
Falla de en la refrigeración interna del cono
Excesiva presión axial en el fondo del taladro
Mal hábito del operador
Mal almacenamiento y trabajo excesivo y brusco
Deterioro de los rodamientos internos
RECOMENDACIONES PRACTICOS PARA LAS BROCAS 1. Las fallas prematuras de las rocas pueden ser evitados mediante un buen mantenimiento del equipo, operaciones cuidadosas, eficientes y responsables que se logra con capacitaciones, supervisión y estimulo. 2. Tener en cuenta que la vida de la broca puede ser mejorado permanentemente 3. Observar un buen trato a la broca para su almacenamiento (limpieza, lubricación, envoltura y protección, y ubicación apropiada e identificable. 4. Esto significa una mejora del 30% en la vida de la broca, Además significa el 30% del costo de la broca y 30% más de perforación y 30% más de eficiencia.
PARAMETROS DE DISEÑO DE BARRENOS Y BROCAS 1. Tipo de terreno que puede ser blando, medio, duro (ígneo, sedimentario o metamórfica). 2. Tipo de de equipos de perforación (pequeños, medianos o grandes, rotativos, rotopercitvos y eléctricos). 3. Método de perforación 4. Las dimensiones de taladro que se ejecutan en la perforación Diámetros y longitudes. 5. Hay que tener en cuenta las condiciones especiales del terreno tanto como en la operación, estas condiciones pueden ser (Tº, taladros verticales, hz)
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6. Hay que tener en cuenta la geometría y forma necesaria de la broca y insertos para el rendimiento y eficiencia (forma, dimensión de los insertos). 7. Desarrollo tecnológico de los materiales metalúrgicos (la dureza de los metales de aleación resistencia de a los esfuerzos, los peso específicos de los metales y aleaciones). 8. Otros.
ASPECTOS QUE SE TOMARAN EN CUENTA EN LA SELECCIÓN DE BROCAS Y BARRENOS. 1. Dimensiones y formas y distribución de insertos 2. Dimensiones de la matriz y de la zona de contacto de la broca. 3. Número de giros de la espiga 4. Dimensiones del culatin. 5. Hay que tomar en cuanta la resistencia necesaria a la deformación, ala fatiga normal y tensionad del culatin de la espiga de la cabeza y de los insertos. 6. Hay que tomar en cuenta la dureza, peso y la longitud de la espiga o de la barra.
ASPECTOS QUE INFLUYEN EN EL Nº DE TALADRO NECESARIOS 1. malla de perforación 2. volumen y granulometría del material a disparar 3. área de la zona a disparar 4. características y estructuras del terreno a disparar 5. tipo y cantidad y Distribución de explosivos a emplear 6. diámetro de taladro.
VOLADURA PROCESOS DE LA VOLADURA.- Comprende las siguientes fases: Desviación de taladros, comprobación de estado y características, carguío de taladro, conexiones de cordones, comprobación de carguío y conexiones. Pega e iniciación o detonación. 1. Cebado de taladros.- Consiste en la colocación de la cama explosiva de fondo, luego se coloca el sebo que es el explosivo que será iniciado o detonado primero para que haga detona r al resto de la masa explosiva.
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2. Carguío.- Es la etapa en la que se coloca la masa explosiva previamente calculada en el taladro, puede hacerse manualmente o con inyectores en carga. 3. Atacado o Taqueo.- Consiste en colocar material estéril encima de la carga explosiva hasta completar el llenado del taladro. CONEXIONE O EMPALMES.- Consiste en la unión de las mechas o guías de lo taladros con la mecha o guía del cordón general, o también entre mechas de cada taladro según el tipo de voladura o conexión (serie o paralelo)los empalmes se refieren a la unión entre cordones que puede realizar mediante simple amarre o accesorios de voladura (conectores). IGNICION O INICIACION O PEGA, ENCENDIDO.- Consiste en dar el impulso inicial al cordón con mecha general o al cordón del cebo, se hace mediante detonadores para voladuras masivas y de naturaleza detonante. QUEBRANTAMIENTO O ROTURA.- Consiste en el desmoronamiento o rotura del terreno, lo cual se realiza mediante sub etapas en el proceso de quebrantamiento.
CARACTERISTICAS DE LA VOLADURA: 1. Es un proceso de pasos sucesivos, que exige previa determinación. 2. Exige seriedad en los preparadores, manipuladores o disparadores para garantizar un buen resultado y una alta seguridad. 3. Necesita permanente supervisión en todos los pasos previos a ala ruptura o quebrantamiento. 4. Según el tipo o tamaño de la voladura exige una planificación previa. 5. El personal operador tiene que ser calificado y experimentado. 6. La preparación de una voladura puede pasar de una fracción de hora pasando por días o semanas según la magnitud de la voladura y característica del terreno y condicione de medio ambiente. 7. La cantidad de material disparado varía según la magnitud de la voladura. 8. Los resultados de la voladura están en función de los objetivos de la voladura y viceversa. 9. La estabilidad del terreno debe estar garantizado antes y después de la voladura. 10. La voladura debe estar bajo la responsabilidad de un jefe de operación en minería.
EFECTOS DE LA VOLADURA Produce vibración y propagación de ondas detonantes, genera planos de ruptura o fragmentación, calentamiento y compresión y generación exotérmica de calor por la reacción
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química, el terreno se deforma, efectos de tensión y compresión, fracturamiento, disgregación, dispersión y proyección y otros.
RECOMENDACIONES GENERALES PARA EL USO DE EXPLOSIVOS 1. Verificar la potencia adecuada para la roca. 2. Verificar la cantidad de explosivo que esta de acuerdo a la cantidad de roca que se va ha quebrantar 3. Verificar el buen estado de los explosivos y del taladro 4. Verificar las características de fabricación del explosivo, tales como: densidad, volumen de gases, potencia, resistencia al agua, simpatía y sensibilidad etc. 5. Desechar y destruir los explosivos malogrados. 6. Los supervisores no deben suponer que sus indicación han comprendidas deben inspeccionar el cumplimiento de lo indicado 7. Las personas a cargo de manipuleo de explosivos y de la voladura deben haber sido entrenados y capacitados y evaluados. 8. Cuando se emplean explosivos y pegas eléctricas deben tenerse cuidado con las condiciones del tiempo y sobre todo con las tormenta eléctricas 9. Al realizar con las pegas todo el personal debe haberse retirado del frente y de sus alrededores. 10. Después del disparo debe esperarse de 15 a 30min. para volver al frente. 11. Al volver alo frente de disparo debe humedecerse o mojarse la carga.
INGENIERIA DE LA VOLADURA MECANICA DE REACCION DE EXPLOSIVOS.- Los explosivos reaccionan cuando absorban una energía inicial y solo absorben el impulso inicial que tenga igual o mayor valor que le que pueda generar los explosivos con velocidad de onda superior a los 2 500m/seg. Tiene la siguiente mecánica de reacción. 1. Absorción de impulso reactivo. 2. Generación de onda de choque. 3. Propagación de onda generada la resto de la masa explosiva. 4. Propagación de la reacción en toda la masa explosiva. 5. Reacción química de los componentes de la masa explosiva.
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6. Estado de reacción química, se dan generaciones de gases elevación de temperatura y presión a volúmenes constantes. 7. Reacción explosiva. 8. En el estado detonante las condiciones existentes no pueden medirse en forma directa solo en forma indirecta con instrumento.
CONDICIONES DE OPTIMIZACION DE LA REACCION DE EXPLOSIVO 1. Que la composición del explosivo debe estar balanceada en su contenido de oxigeno, ósea que en los compuestos antes de la reacción, debe a haber tal cantidad de oxigeno como en los resultados o productos de la reacción (no debe sobrar ni faltar oxigeno). 2. Que los constituyentes del explosivo se encuentren en un buen estado 3. Que en el proceso de carguío de taladros no se haya cometido errores que influyen negativamente en el trabajo.
PARAMETROS TECNICOS DE LA VOLADURA 1. PIEDRA MAXIMA.- Distancia máxima más corta del centro de la carga a la cara libre par que se produzca la rotura. 2. PIEDRA PRACTICA.- Distancia perpendicular de la cara libre hacia en el centro de la carga. 3. ESPACIAMIENTO.- Es la separación entre taladro y taladro de una misma fila. 4. SEPARACION.- Es la separación entre taladro y taladro de una misma columna. 5. FIJACION.- Viene a ser el grado de inclinación o verticalidad del taladro. 6. RETACADO.- Es el grado de confinamiento del explosivo en el taladro. 7. TACO.- Material estéril que se coloca en la parte superior del taladro cargado hasta completar la longitud del taladro. 8. LONGITUD DE CARGA.- Es la longitud del taladró ocupado por el explosivo. 9. DIAMETRO DE TALADRO.- Es la distancia mayor entre los bordes de un taladró. 10. LONGITUD DE TALADRO.- Distancia desde la boca del taladro al fondo del taladro. 11. PROFUNDIDAD E CARGA.- Es la distancia desde la cara horizontal al centro de carga. 12. CARGA DE FONDO.- Es la cantidad de explosivo colocado al fondo del taladro que va a ser la que rompe una longitud igual a dos tercios del taladro. 13. CARGA ESPECIFICA.- Cantidad de explosivo por taladro de roca o banco.
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14. DENSIDAD DE CARGA.- Cantidad de explosivo por metro de taladro o unidad de longitud de taladro. 15. PROYRÇECCION.- Es el desplazamiento de la roca a distancia mayor que la normal o que la carga derivada debido al exceso de explosivo. 16. DISPERCION.- Es el desplazamiento más allá de alcance de proyección. 17. ESPONJAMIENTO.- Es el cambio del volumen, que tiene el terreno al ser quebrantado, varía de 20 a 50% según el tipo de terreno.
MECANICA DE QUEBRANTAMIENTO DEL TERRENO 1.
Trituración.- Consiste en pulverización del terreno que esta en contacto con el terreno con los explosivos cuando se inicia la detonación. En primer instante de la detonación, la presión en el frente de la onda de choque que se expande de la forma cilíndrica tiene valores que superar ampliamente la resistencia dinámica a la compresión de la roca provocando la destrucción de la estructura integral el tamaño de del anillo de la roca triturada aumenta con la presión de detonación del explosivo, con explosivos de alta potencia en rocas porosas pueden llegar tener un radio un radio 8D y normalmente de 2D y 4D.
2.
Fragmentación.- Aquí se produce la rajadura por los planos de rotura de la roca producto de las ondas de explosivos anteriores tanto que se producen una reacción química exotérmica que produce los gases lo cual produce fuerzas en todo sentido, aquí las ondas de choque se entre cruzan, estos producen fatiga de la roca, además se crea planos de debilitamiento.
3.
Deformación.- Consiste en el cambio de forma de taladro que se ensancha debido al empuje que producen las ondas tensiónales que luego es transmitido a la resto del terreno, la deformación inicial se produce por la presión de los gases liberados por la subsiguiente reacción.
4.
Facturación.- Es la rajadura de la roca este ocurre cuando se sobrepasa el limite elástico, es una rajadura visible de la roca que se produce siguiendo los planos de de debilitamiento y ruptura trazados por la fragmentación. Aquí se produce el desprendimiento.
5.
Rotura.- Se produce cuando los gases explosionan salen a fuera o superficie haciendo que la deformación aumente y las rajaduras se separen y se produce la el derrumbe de la roca quebrada.
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COMPORTAMIENTO DEL TERRENO A LA VOLADURA 1. TIPO IMPACTO.- Son propios de los terrenos duros silicios (cuarcita, andesita, granodiorita rocas silicas) y son de propios de las rocas nada elásticas. En este comportamiento las ondas detonantes se propagan desde el centro del taladro a la cara libre en la que se produce la rotura progresivamente hacia al taladro produciéndose un reflexión de la energía ondulatoria en cada capa con dirección hacia al taladro. Aquí se usan explosivos de alto poder rompedor y brisance. Se usan mallas grandes de baja potencia y carguío diferido, se pone espaciadores. 2. TIPO CORTE.- Es propio del terreno elástico tipo arcilloso, lechoso, terroso y volcánico es de comportamiento mayoritario en terreno mineralizado, se deforman mas allá de la resistencia de pico, debido a los esfuerzos tensiónales que se producen debido a las deformaciones y empuje de los gases, además de la constante expansión y compresión de los gases, las deformaciones y los esfuerzos se propagan hacia al cara libre produciéndose en su trayecto el callamiento del terreno por corte, hasta llegar a la cara libre, se pone carga bien concentrado. Aquí se usa explosivos de alta producción de gases más que potencia y brisance. Alta presión y cizalla se produce por presión. 3. TIPO AMORTIGUACIÓN.- Es propios de terrenos de tipo arena o brechas o material arenoso, conglomerado, arenisco y poroso, se presenta en la zona mineralizada. Se caracteriza por que la energía detonante es absorbida por la masa, se producen desviaciones de trayecto es decir cambia de constante, y se produce fricciones entre partículas. Se tiene que emplear explosivos de alta potencia y brisance y mucho mayor que tipo impacto y alta producción de gases. Uso de malla chica. se realiza un carguío definitivamente continuo.
PARAMETROS PARA EL DISEÑO DE TANDA 1. Características geológicas y geomecánicas del terreno(resistencia ala tensión y compresión) 2. Forma del área donde se va hacer el disparo y que extensión tiene. 3. Necesidad de producción 4. Distribución de los valores minerales 5. Objetivos de la voladura 6. Cantidad de explosivo necesario 7. Diseño de taladros
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Las tandas varían en el número de taladros de acuerdo ala finalidad de la voladura.
PARAMETROS PARA EL DISEÑO DE CARGUIO DEL TALADRO.- Consiste en el confinamiento calculado y distribuido del explosivo en el taladro que esta en función de los siguientes parámetros: 1. Características geomecánicas 2. Tipo de terreno 3. Características elastoplasticas de la roca. 4. Condiciones especiales como presencia de agua y t°. 5. Características del explosivo. 6. Mala de perforación
ASPECTOS PARA DISEÑO DE CONEXIÓN Y/O EMPALME.- Implica la selección del tipo de conexiones a emplear lo que puede ser mecha lenta de 1pie/min. de velocidad de quemado, mecha rápida de 2000pies/min. de velocidad de quemado o mechas detonantes o cordón detonante de pentrita o fanel o cordón eléctrico. Los aspecto que se toman en cuenta en el diseño de conexiones son. 1. Tipo de voladura (subterráneo, cielo abierto, acuáticos) 2. Necesita del tipo de conexión (mecha rápida fanel, mecha eléctrico) 3. Disponibilidad de los cordones de la conexión 4. Seguridad y comprobación de las conducciones del impulso detonante 5. Los rendimientos eficientes, maniobrabilidad y demás ventajas de cada tipo de conexión 6. Costos y tiempos Las conexiones pueden hacerse mediante amarres entre los conductores de los taladros y líneas generales de conexión o mediante la adición entre cordones de taladros y conexiones generales o mediante las conexiones de conectores plásticos.
RECOMENDACIONES PARA LA PREPARACION DE EXPLOSIVOS 1. Para pequeñas cantidades utilizar recipientes y batidores de material no inflamable ni dialécticos 2. Mover o batir la mezcla hasta lograr la homogeneidad de la absorción de petróleo 3. Realizar la mezcla lejos de cualquier ocurrencia ignea y eléctrica 4. Prepara la mezcla para su uso inmediato (no guardar)
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5. Cuando se prepara en planta de debe chequear permanentemente los recipientes de almacenamiento. 6. Hay que chequear los ductos y válvulas de dosificación 7. El área de voladura debe ser señalizada y cercada. 8. El abastecimiento de explosivos y otros insumos debe ser oportuno y completo antes de iniciar las labores. 9. No deben ingresar personas ajenas, vehículos o equipos durante la preparación del disparo (reparto, primado, carga y taponado de taladros). 10. Mantener el procedimiento de carguío establecido en el tiempo que permita terminar el trabajo sin apresuramiento, para evitar fallas. 11. Efectuar el amarre y secuenciado solo con el mínimo necesario de personal. 12. Asegurar las comunicaciones y vigilancia necesaria.
RIESGOS PREDOMINANTES EN EL DISPARO 1. Falla del encendido (tener que volver a hacerlo). 2. Tiro prematuro, ejemplo por usar mecha de encendido muy corta. 3. Protección inadecuada (en cobertura o en distancia). 4. Excesivo nivel de vibraciones (sobrecarga). 5. Proyección de fragmentos a distancia. 6. Impacto a personas o equipos cercanos a la voladura. 7. No abandonar a tiempo la zona de disparo (falla de vehículo, etc).
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS Aparte de las propiedades físicas, tienen propiedades directamente vinculadas a la detonación y a su efectividad, entre ellas: -
Velocidad de detonación.
-
Densidad.
-
Poder rompedor.
-
Balance de oxígeno (energía).
-
Categoría de humos (gases).
-
Resistencia al agua.
-
Sensibilidad.
-
Simpatía. Estas dos últimas están directamente vinculadas a la seguridad en su empleo.
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NORMAS GENERALES DE ALMACENAJE 1. No maltratar los explosivos 2. No almacenar explosivos junto con detonadores, combustibles y otros materiales. 3. No fumar ni hacer fuego junto con los explosivos. 4. No almacenarlos por tiempo prolongado. 5. Considerar que la explosión de un polvorín no debe afectar a personas y otras instalaciones. 6. El incendio de nitrato de amonio solo puede combatirse con agua, no con extinguidores.
PARAMETROS TECNICOS DE LOS EXPLOSIVOS 1. POTENCIA RELATIVA.- Es la medida del contenido de energía del trabajo que puede realizar, se encarga de la ruptura del terreno y de la granulometría 2. BRISANCE O PODER ROMPEDOR.- Es el efecto demoledor o triturador que aplica el explosivo a la roca para iniciar su rompimiento. Su factor dinámico de trabajo es el efecto de ondas de choque, esta relacionado con la densidad y Vd. Y la fragmentación de la roca. 3. DENSIDAD.- Que en la mayoría de los explosivos varia de 0.8-1.6 en relación a la unidad, proporciona mayor efecto de brisance, en los agentes de la voladura la densidad puede ser un factor crítico, si son muy bajas se vuelven muy sensibles al cordón detonante y si es muy alta se vuelven muy insensibles. 4. VELOCIDAD DE DETONACION.- Es la medida con la que viaja la onda de detonación a lo largo de la masa o columna del explosivo. 5. SIMPATIA.- Es la garantía para la completa detonación de la columna explosiva. La capacidad de transmisión es importante para determinar la distancia entre cartucho de los taladros a cargar y para espaciar. en la M.a no es usado. 6. SENSITIVIDAD.- Los explosivos deben ser suficientemente sensitivos para ser detonados por un iniciador adecuado, este varia del tipo del producto: dinamitas necesitan de un fulminante o un detonador, los agentes de booster o multiplicadores. 7. SENSIBILIDAD AL CALOR.- Los explosivos al ser calentados gradualmente en que se descomponen repentinamente con desprendimientos de llamas y sonidos que se llama punto de ignición. Es la energía que libera el explosivo que necesita para liberar calor.
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8. DENSIDAD DE COMFINAMIENTO.- Es la que adquiere una determinada cantidad de explosivo a ser embolsado o empaquetado o al ser confinado en el taladro, esta en función de la fuerza y presión que ha sido embolsado. 9. RESISTENCIA AL AGUA.- Es la capacidad de los explosivos de conservar sus características detonadores cuando esta en dentro del agua. 10. CONFINAMIENTO.- Es la medida de la densidad de la carga expresiva dentro del taladro. hay mayor confinamiento cuando hay menor espacio. 11. HUMOS.- Son compuestos gaseosos que se generan durante la relación química de los componentes de explosivo caracterizados por ser nocivos tales como monóxido de carbono, dióxido de nitrógeno. el CO2 no es nocivo pero es mortal. son responsables de las deformaciones, fracturamiento y ruptura del terreno. 12. GASES.- Son los productos gaseosos en total que producen durante la reacción. Los explosivos producen en promedio 1000Lt/Kg de explosivo a condiciones normales. 13. VELOCIDAD DE REACCION.- Es la velocidad con la que reacciona los componentes de la masa explosiva para generar las ondas de detonación.
PREGUNTAS RESUELTAS Indique Ud. y explique el por qué aplicaría un determinado método de desbroce y minado para los siguientes yacimientos:
TIPO PORFIDO Y SEDIMENTARIO .- Long. De 2Km. Diámetro transversal de 1000m. profundidad 900m. en este tipo de se aplicaría un método de desbroce y minado de tipo trinc. Individuales o trinc. Interiores por que comienza la operación en la proyección de yacimiento en la superficie, por que su avance es profundizar y expansión simultaneo, habrá mayor rapidez en el desencapado para la explotación del mineral a corto plazo. Y además sus paredes son óptimas.
YACIMIENTOS CON RECUBRIMIENTOS DE PIZARRA ARENISCA Diam. Long. 1.5 km, Diam. Transversal 1Km., profundidad 800m..-se aplica el método de de desbroce y minado de trincheras individuales. Por que:
Trabajan en forma independiente
Porque las pizarras y areniscas son muy problemáticos para la estabilidad de los taludes
Trabajan un nivel hasta los limites finales
Trabajan nivel por nivel, sin antes de haber llegado al limite final de un nivel no puede comenzar a trabajar otro nivel.
Esto se da con fines de estabilidades taludes.
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Por que nos permiten explotar yacimientos extensos y profundos.
YACIMIENTO DE FORMA CONICA Diam. Long. 1.3 km, Diam. Transversal 1.1 Km., profundidad 950m. Se aplica métodos de desbroce y minado de trincheras en forma de espiral por que comienza en la parte media de la proyección del yacimiento. Su profundización es por la parte central. Operaciones a largo plazo. Taludes estables. Plataforma final del pit reducido de acuerdo al yacimiento en forma cónica, expansión de los niveles en forma paralela y continua.
PRODUCCION CÁLCULOS DE PRODUCCION Tonelaje anual de Mineral:
T A: tonelaje anual a extraer. V: velocidad anual de profundización del pit. S i: área promedio del mineral dentro de los límites del pit en la profundización al año correspondiente. γ : peso especifico del mineral. C r: coeficiente de recuperación del minado en MCA se supone que es 90% al mes. F d: factor de dimensión del mineral.
Mineral antes de disparar 100%, el mineral disparado se diluye
l 1: ley insitu. l 2: ley disparada .
OPERACIONES UNITARIAS PERFORACION: Calculo de Desmonte:
R: reservas de mineral planeado-reservas minadas (en cancha)
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Extracción Anual Total de Materiales:
An: Aw: D:
ASPECTOS TÉCNICOS DE LA PERFORACION: -
Información sobre los equipos.
-
Diámetros de brocas que pueden operar 5”, 6”, 11”.
-
Profundidad de perforación
-
Longitud de barra o zarta (6 m, 7 m, 8 m).
-
Presión axial de empuje y de extracción.
-
Velocidad de giro.
-
Numero de impactos o golpes por minuto y el número de vueltas por impacto.
-
Potencia de torque
-
Consumos de insumos por hr/min/pie.
-
Rendimiento en pies perforadas en m/min o m/hr, m/turno, m/mes, m/año.
-
Velocidad de desplazamiento.
-
Habilidades operativas como; ángulo de perforación, estacionamiento, terrenos de desplazamiento.
-
Potencia instalada en el equipo.
-
Complejidad o simplicidad mecánica de los sistemas.
-
Tecnología y su actualización.
PARÁMETROS TÉCNICOS OPERATIVOS DE LA PERFORACIÓN: -
Volumen de aire y velocidad anular.
Vs: velocidad de salida.
-
Presión sobre el fondo del taladro.
D: diámetro del taladro.
-
Velocidad de rotación.
d: diámetro de la barra
PRESIÓN SOBRE EL FONDO DEL TALADRO: -
Esta presión lo ejerce el equipo, y es la que nos garantiza la suficiente fuerza para poder disgregar el fondo del taladro las unidades por lo general son PSI.
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-
Velocidad de rotación en RPM con valores para la rotativa de 60, 80, 100 RPM. Roca de alta dureza 100 RPM; Roca media 80 RPM; Roca de baja dureza 60 RPM.
-
Velocidad de rotación, velocidad de percusión. Este se caracteriza por dar un golpe y un giro con cierto ángulo (1/6).
-
COSTOS DE PERFORACIÓN Dentro del minado la perforación representan hasta el 15% del costo del minado. En el cálculo del costo de perforación se deben considerar todos los factores que intervienen en la perforación. -
Equipos --- costo de inversión y/o propiedad, implica amortización, depreciación, impuestos, intereses.
-
Brocas y barrenos.
-
Insumos (energía, aire, agua, lubricantes, aceites, filtros)
-
Personal.
-
Mantenimiento y reparación.
-
Administración - supervisión
Costos operativos
- logística - transporte.
Ch: costo / hora. M: precio del equipo de perforación. 10-4: tiempo o horas de depreciación. 1.25E: salarios del operador mas su ayudante incluido beneficios sociales (mano de obra). Cp: costo / pie perforado (efectivo) z: razón de perforación efectiva (pies/min). 0.7: eficiencia de operación. B: precio de la broca. L: vida de la broca en pies.
Tipo de roca: Hard Burden: 8m, separación: 9m, sobre perforación: 2m
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CALCULO DEL NÚMERO DE PERFORADORAS:
K: coeficiente de reserva de equipo (1.2-1.25).
: Producción diaria de mina en m 3. M: volumen a disparar. n: número de guardias de perforación. P: rendimiento de la perforadora en m/turno. -
Producción diaria
.
-
Rendimiento del equipo
-
Carga especifica
-
Carga por taladro
.
;
RAZÓN DE PERFORACION Es un parámetro que nos permite valorar la velocidad de una perforadora en pulg/min en función del diámetro de la broca para una determinada broca. La razón de perforación de una broca es inversa al cuadrado del diámetro de la broca, cuya razón de perforación no es conocida.
La razón de perforación en una broca se puede hallar conociendo la razón de perforación y el Ø de otra máquina de perforación.
EJEMPLO: La razón de perforación en una broca es de 15”/min con una broca de 2.5” de Ø con un drifte r de 4” de pistón ¿Cuál será la razón de perforación del DHD de 6” de Ø?
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Solución: 15 pul/min …………… 6.25 X
……………. 36
PRODUCTIVIDAD EN LA PERFORACION Como un caso práctico veremos la de Cerro Verde de una perforación rotativa. Roca media de Ø 12” ¼
Perforadora BOCYRUS ESIE. ESTIMACION DE LA PERFORACION Turno (nominal)
8.0 hr
Refrigerio
0.5 hr
------------------
---------
t disponible (trabajo turno) Paralizaciones (tiempo muerto) t efectivo (operación)
480 min 30 min --------450 min. 54 min. 396 min
*para taladros 12 m de perforación + 1.5 de sobreperforacion el tiempo de perforación 119.06 min. TIEMPOS DE PERFORACIÓN: Perforación (penetración)
90.00 min
Perforación repetida
9.00 min
Cambio de broca
3.10 min
Cambio de barreno
0.01 min
Cambio de estabilizador
0.26 min
Cambio de collar central
0.06 min
Tiempo de taladro a taladro
4.00 min
Tiempo de taladro de banco
12.50 min 118.93 min
PRODUCTIVIDAD POR TURNO EFECTIVA:
Velocidad de la productividad, extendido las 8 horas.
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0.4162*13.5 = 5.6193 m/hr (velocidad de perforación) 396 ----------------- 3.33 480 ----------------- X
PLAN DE PRODUCCION ETAPA I: CERRO VERDE 3.5 MILLONES, mineral de cabeza transportada a planta ANUAL
DIARIO
Mineral seco
TM
m3
TM
m3
Mineral seco
3’500,000
1’346,154
11,657
4,467
Desmonte
4’585,000
1’763,162
15,283
5,878
Total
8’085,000
3’109,616 26,950
10,365
PRODUCTIVIDAD DE PRODUCCIÓN (CERRO VERDE) EN BANCOS: -
Perforación: 8.5*8 M
-
Profundidad efectiva: 12 m
-
Volumen por hora de perforación: 8.5*8*12*0.4655 = 339 m 3/hr.
-
Donde: 0.4655 es el rendimiento de perforación o productividad de perforación.
EN PAREDES O MUROS: -
Malla: 3*4 m
-
Perforación efectiva: 12 m.
-
Volumen/hr: 3*4*12*0.4655 = 260 m3/hr.
CALCULO DE EMPUJES EN PERFORACION (PULL DOWN) PRESION AXIAL MINIMA O EMPUJE MINIMO SOBRE LA ROCA: Empuje por debajo del cual no se produce la perforación.
Rc: resistencia a la compresión de la roca Mpa. D: diámetro de la roca en pulg.
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EMPUJE MÁXIMO: Empuje que clava la broca a la roca.
RATIO DE PENETRACIÓN EN LA PERFORACIÓN:
P: ratio. Fr: factor de roca. Se define como la resistencia a la compresión (Rc) Pf: presión al fondo del taladro. RPM: velocidad de giro (revoluciones por minuto).
ECr: esfuerzo crítico.
EMPUJE LÍMITE: También llamada resistencia limite de los conos a perforar
D: diámetro de la roca en pulg.
Pf: se refiere a la presión que ejerce el inserto sobre el fondo del taladro:
γ: resistencia a la compresión o esfuerzo Wh: presión al fondo del taladro. RPM: velocidad de giro.
CALCULOS DE PERFORACION CALCULO DE LA LONGITUD TOTAL DE PERFORACION O TALADRO:
Ls: longitud del taladro cuando todos los taladros deben ser ejecutados en un tiempo t. C. perforabilidad promedio de la roca en m/min. n: numero de taladros que se perforan simultáneamente. t: tiempo que se emplea en cada taladro. K: factor de perforación que puede ser de 1 – 1.1 (eficiencia). N: numero de taladros en el área de perforación o el total de taladros .
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Eficiencia: 100% ------------------------- 1 90% ------------------------1.1 Nota: Nos sirve para determinar la longitud total perforada en un tiempo “t”, es un índice para
planificar mi perforación.
CALCULO PARA EL NÚMERO DE TALADROS:
n: numero de taladros/m 2 (densidad de perforación). S: área perforada o por perforar. F: numero de esfuerzo de PROTODIAKONOF que va de 6 – 0.4 según la dureza de la roca.
Para rocas salificadas y minerales de hierro tiene 6.0
Para granitos, gneis y rocas ígneas de alta dureza tiene 5.0
Para rocas carboníferas, dolomitas, limonitas tiene 2.0
Para carbonatos densos, mármol, yeso tiene 1.5
Para concreto, cemento con piedra tiene 1.0
Para aloes, arena compactada, roca friable va de 0.9 – 0.4.
NUMERO TOTAL DE TALADROS: De las ecuaciones anteriores se tiene:
N: número total de taladros en el área. n: numero de taladros/m 2. Sv: área de la zona a perforar.
NUMERO TOTAL DE TALADROS:
N: número total de taladros. Vp: volumen de material a romper. Q: carga/m3 o densidad de carga del explosivo. γ: promedio de la carga explosiva por taladro.
S: área de perforación.
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l: profundidad o longitud promedio del taladro .
NUMERO TOTAL DE TALADROS:
N: número total de taladros. L: longitud total de perforación. l: profundidad o longitud promedio del taladro.
LONGITUD TOTAL DE PERFORACION:
L: longitud o profundidad total de perforación. lv: longitud del taladro/m3 del material a romper (densidad de perforación) V: volumen de material a romper o roto.
ASPECTOS QUE INFLUYEN EN EL NÚMERO DE TALADROS NESESARIOS: 1. Arreglo o malla de perforación (triangular, rectangular) 2. Volumen y granulometría del material a disparar 3. Área de la zona de disparo. 4. Características estructurales del terreno a disparar. 5. Características hidrológicas del terreno a disparar. 6. Características tipo y cantidad del explosivo a emplear. 7. Diámetro del taladro (parámetro muy importante). 8. Perforabilidad de la roca 9. Características mecánicas (compresión, tensión, friabilidad, etc.).
FACTOR DE CORRECCION POR DIAMETRO DE LA BARRA (Fd):
D1: diámetro de la barra 1. D2: diámetro de la barra 2.
Se aplica en toda formula donde interviene el diámetro de la barra. 10. Tipo y cantidad de explosivo.
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11. Trazo o salida de la voladura.
VELOCIDAD DE PENETRACION (Vp):
Ec: energía cinemática. D: diámetro del taladro. Fp: factor de penetrabilidad.
Fp =31 Para el granito
CALCULO DEL NÚMERO DE BROCAS NESESARIAS (N B):
V R: volumen de roca a disparar m3. Ps: perforación especifica m-tal/m3 (densidad de perforación). V B: vida de la broca en m.
NUMERO DE VARILLAS (Nv):
Vv: vida de la varilla. L: longitud del taladro. Lv: longitud de la varilla.
“Ilógica”: Esto se observa en la experiencia. L = 12m y Lv = 9m entonces:
Entonces: 1Taladro + 17% más.
VELOCIDAD ACENCIONAL DE LA PARTÍCULA:
: Velocidad ascensional mínima. : Densidad de la roca. d: diámetro de las partículas.
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FLUJO DE AIRE:
POTENCIA DE ROTACIÓN (HPr):
RPM: revoluciones por minuto. T: par o torque de rotación en Lb-pie.
E: empuje en Lbs.
K= 12*10-5 Blanda.
D: diámetro.
K= 8*10-5 Media.
K: constante que depende de la roca
K= 4*10-5 Dura.
VELOCIDAD DE PENETRACIÓN (Vp):
Rc: resistencia a la compresión. E: empuje en Lbs. D: diámetro del taladro en pulgadas .
TRAZOS DE PERFORACION VOLADURA Actividad de minado que consiste en producir la disgregación del macizo rocoso mediante el uso de explosivos previamente seleccionados y calculados, basándose en la previa perforación del terreno.
CONCEPTOS TEÓRICOS TÉCNICOS DE LA VOLADURA : según LIVINGSTONE, las variables fundamentales que ejercen influencia predominante en la voladura son: 1. Explosivos 2. La malla 3. El terreno
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Energía (establece una relación fundamental entre ellos) Tiempo Masa
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EFECTOS DE LA VOLADURA SOBRE EL TERRENO: 1. Producen vibración por propagación de la onda detonante. 2. Fracturamiento y disgregación genera planos de ruptura o fragmentación. 3. Calentamiento por compresión, por reacción química exotérmica. 4. Deformación (debido a la fuerza intrínseca). 5. Efectos de tensión y compresión. 6. Dispersión y proyección. 7. Rotura. 8. Expulsión o arrojamiento del terreno. 9. Liberación de energía, otros.
COMPORTAMIENTO DEL TERRENO CON LA VOLADURA: 1.- Comportamiento tipo impacto: Se produce en rocas duras, visualizado por fracturas radiales y concéntricas similares a las fracturas que se producen en vidrios, impactos por cuerpos a gran velocidad. (ver fig.) 2.- Comportamiento tipo corte: Se produce en rocas plásticas y elásticas de composición arcillosa debido al empuje de los gases y a la deformación del terreno, es originado por esfuerzo de tensión que hace deformación a la roca en forma de cizalla. (ver fig.) 3.- Comportamiento tipo amortiguación: Característico de las rocas porosas, o con contenido de agua, composición arenosa y brechada, conglomerado. La energía de la onda sufre un desgaste y no se dirige directamente a la cara libre sino que se desvía conforme sigue la transmisión de cuerpo a cuerpo. En este caso la energía se consume en el movimiento de las partículas del terreno, en la absorción que hace cada partícula en la fricción entre partículas. La ruptura se inicia en el taladro hacia la cara libre, sin embargo las mallas deben ser debidamente calculadas para garantizar que la energía llegue a la cara libre. (ver fig.) De los 3 comportamientos la más favorable para la voladura es el tipo impacto y el de corte debe hacerse con explosivos de alta generación de gases y el de amortiguación demanda explosivos de alta potencia y malla reducida.
TRAZOS DE VOLADURA Malla rectangular y arranque en echalon: Se utiliza para separar mineral (ver fig.) Malla rectangular y corte en v: Se utiliza para cargas mezcladas (ver fig.)
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Malla rectangular y arranque longitudinal: Para sacar mayor volumen con sistema de selección (ver fig.)
PROCESOS PREPARATORIOS DE LA VOLADURA EN MCA: La voladura tiene 3 partes en su proceso. a) Carguío de taladros: Consiste en el confinamiento de los explosivos dentro del taladro esto con la previa revisión de taladros y comprobación de estado y características (longitudinal, temperatura, humedad). b) Conexiones: Consiste en hacer la unión entre los cordones de los taladros con el cordón general o línea general, además incluye la colocación de los retardos que sean necesarios. c) Pega o iniciación: Consiste en hacer reaccionar el dispositivo de iniciación para producir la detonación o el impulso inicial que sea transmitida a los taladros por línea general.
FINALIDAD DE LA VOLADURA PARÁMETROS TÉCNICOS DE LA VOLADURA Altura de banco (H): Distancia perpendicular o vertical entre la cresta y el piso de banco Burden máximo: Es la máxima piedra a la cual se obtiene la rotura Burden superior (B): Es la separación desde el borde del taladro al borde de la cresta del banco. El burden debe ser menor o igual que la separación
Burden o Piedra (V): Es la distancia más corta del centro de carga hacia la cara del talud Espaciamiento (E): Distancia que hay entre taladro y taladro es una misma fila Separación (S): Distancia que hay entre taladro y taladro es una misma columna Diámetro del taladro: Es la dimensión máxima entre las paredes del taladro Longitud del taladro: Es la distancia de la boca del taladro al fondo del taladro Inclinación del taladro: ANGULO DE INCLINACIÓN DEL BANCO: Sobreperforacion (Sp): Longitud perforada desde el nivel del piso del banco hacia abajo, Con la finalidad de evitar que queden porciones de roca firme por encima del nivel del piso
Longitud de carga: Longitud del taladro que está cargado con explosivo, obedece al cálculo de la cantidad de explosivo que debe llenarse en cada taladro. Varían de 2/3 a de la longitud del taladro
Longitud de taco (T): Es la parte del taladro que esta rellenado con material estéril
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Angulo de cráter o ángulo de rotura: Es el ángulo o cráter que forma el taladro con su detonación
Centro de carga (Cc): Centro geométrico o centro de gravedad de la longitud de carga Profundidad de carga: Distancia que hay desde el centro de carga hasta la cara horizontal más próxima
Confinamiento: Es el grado de acoplamiento entre la pared del taladro y la pared del explosivo Carga de fondo (Q): Es la longitud de carga desde el fondo del taladro que garantiza el quebrantamiento o rotura desde el pie una distancia igual a 2V en la cara del banco
Densidad de carga: Es la cantidad de Kg de explosivo por m3 de roca a volar Carga específica: Es la cantidad de explosivo por ton-m de roca a disparar Densidad lineal de carga: Es la cantidad de explosivo por metro lineal del taladro Carga de taladro: Son los Kg de explosivo por taladro Carga total: Son los Kg de explosivo por toda la tanda de voladura Error de perforación: Es la desviación del centro de la broca al centro de punto topográfico que señala al centro del taladro
Desviación de la perforación o del taladro: Es el ángulo que hay entre el eje del taladro y la vertical
Retacado: Es la densidad del explosivo dentro del taladro ósea la densidad del carguío o de la carga (compactación del explosivo dentro del taladro)
CÁLCULOS PRACTICOS EN VOLADURA (Revisar técnicas suecas de voladura) ; 15% de precisión
Piedra máxima: Es la máxima distancia a la cual teóricamente el explosivo produce la rotura
Error de perforación: Es la desviación que se produce debido a los errores, a la precisión en la ubicación entre el centro de la broca y el punto de perforación y en la verticalidad del barreno considerando un promedio de 5 cm por precios y 3% del taladro por verticalidad
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H: Profundidad de taladro
Sobreperforacion (U) (Sp): Profundidad del taladro inclinado (3:1) 3 vertical K: longitud de banco o altura de banco U: sobreperforacion
1 horizontal
Espaciamiento (E):
V: Piedra
Altura de carga de fondo (HQF): Altura de taco:
Taco = Piedra
Cantidad de carga:
Q: cantidad de explosivo en Kg/T K: coeficiente (Kg/m3), carga específica V: piedra o burden E: espaciamiento H: altura de banco La precisión de los cálculos tiene 15% de exactitud
Calculo del número de taladros (N):
K: Varia 2.0 – 1.5 (dura – media, 1.0 blanda) P: Perímetro del área a volar en metros S: Separación en metros A: Valor de la sección del área de voladura
Cantidad de carga para voladura secundaria
Q: cantidad de explosivo en gr.
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d: diámetro menor K: coeficiente de confinamiento K. 0.007 – 0.02 para cachorreo K: 0.15 – 0.20 para plasto
Burden o piedra:
Gsp: Gravedad especifica del terreno Constante = 160 Lb/pie 3 Dt: diámetro del taladro Kd: constante del radio. Valor promedio = 30 Ve 2: velocidad del explosivo estándar = 187*10 6 para explosivo de alto poder rompedor Ve: velocidad de un explosivo cualquiera rst: densidad de la roca estándar (160) rpd: densidad de una roca cualquiera que se está trabajando
SGst: gravedad especifica de un explosivo estándar SGpd: gravedad especifica de un explosivo cualquiera
; Esto ocurre cuando los materiales, explosivo y la roca tienen las mismas características.
Densidad lineal de carga para el ANFO:
1.3 Vmax Sp
(10 – 15%) H Longitud del taladro (25 – 30%) K Altura de banco
Cantidad de carga explosiva en pies (formulas experimentales):
d: diámetro de taladro en pulgadas L: Longitud de taladros en pies
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R: resistencia de la roca a la voladura R: (1 – 6); 1 para rocas difíciles a la voladura; 6 para rocas fáciles a la voladura L: longitud de taladros en metros l: longitud de la carga en metros d: diámetro del taladro en mm
Cantidad de carga por taladro: ; Kg (Roca promedio común 0.4) B: burden o piedra K: constante de las propiedades clasto – plásticas de la roca (0.1 – 1.4)
SÍSMICA DE LA VOLADURA Longitud de onda = (A) – inocua = 0.001” ; inocua: que no hace daño
D: distancia entre el punto de explosión hasta el punto de medición o interés en pies Q: carga explosiva en libras K: factor que varía de 100 para rocas duras a 300 para rocas con agua o plásticas La amplitud > (0.03; 0.001) o mejor dicho A (0.03; 0.001) inocuo en pulgadas
EJEMPLOS PRACTICOS DE CARGUÍO DE TALADROS Figura Nº 1 Carguío en taladros seco con malla de 28x28 pies. Roca andesita (Marcona ahora Shougan) Volumen roto = 2,360 Tc;
Figura Nº 1 MINAS - UNASAM
Carga especifica = 0.37 Kg/Tc
Figura Nº 2
Figura Nº 3 66
Figura Nº 3: Para Cerro Verde y taladro con agua
Calculo de la sobreperforacion:
H: altura de banco V: burden, piedra
La sobreperforacion se hace el cálculo en función a que no queden resaltos, pechos en el piso del banco para esto se utiliza el ángulo de cráter
RECOMENDACIONES PRÁCTICAS PARA LA VOLADURA EN MCA 1. Preparar los explosivos cuando esta próximo el momento del carguío 2. Preparar los explosivos en las instalaciones y ambientes señalados para la preparación de los explosivos 3. Verificar los taladros inmediatamente antes del carguío 4. Emplear explosivos especiales para taladros húmedos o calientes (slurryes y emulsiones para húmedos, hidromex para calientes) 5. Señalizar el tiempo de disparo 6. Supervisar el retiro de los equipos fuera de la zona de disparo 7. Hacer el cálculo de la carga explosiva en el momento del carguío 8. Anotar la cantidades de explosivo colocadas en el taladro 9. Realizar el tendido de la línea general con ayuda de carretes, realizar los empalmes aislando la zona de empalme para protegerla del deterioro 10. Verificar el estado de los cebos (inspección de todos los booster y la coloración y por una prueba de detonación de un booster fuera) 11. Anotar los resultados de la voladura 12. Analizar los resultados de la voladura
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TRANSPORTE Y CARGUÍO EN MCA Carguío: Es el levantamiento y traslado de la roca disparado desde el frente de voladura hasta la tolva de los vehículos de transporte, es una operación de importancia pero que esta influencida en su rendimiento por los resultados en la voladura
Sistemas de carguío: Carguío con palas eléctricas de cuchara rígida: Empleado mayormente en la minería de bancos polimetálica con transporte de camiones
Carguío por dragalinas o palas de cuchara: Libre o colgante empleado en trabajos de excavación en terrenos blandos o en trabajo de canteras de materiales sueltos (gravas, arenas, tierras) o en trabajos de limpieza de fondos acuáticos con carguío a vehículos o con transferencias fajas o canchas de deposición
Carguío por pala tractor o cargador frontal: Empleado en sustitución de la pala eléctrica hasta 40 Yd3 de capacidad de pala tractor y 15 Yd 3 de pala eléctrica
Carguío por pala de cuchara múltiple: Empleado en la minería de carbón y no metálico y para material disparado son equipos de excavación, transferencia de carga de alta producción
(Falta
clase)
Variedad de empleos de la pala Tractor: 1. carguío de mineral a camiones, trenes y fajas 2. equipo auxiliar para palas gigantes ¿Diferencia entre pala tractor y el paylober? Capacidad de cuchara Pala tractor 15 Yd3-30Yd3; Paylober 2 Yd3-5 Yd3 3. construcción y mantenimiento de vías (carreteras, rampas) para excavación u acumulación de materiales poco compactados y sueltos (terraplenes, canchas, otros) 4. para auxilio y ayuda a camiones y otros vehículos 5. para trasporte de equipo pesado, repuestos combustibles y otros 6. como grúa para levantar carga pesada y apoyar en instalaciones de tuberías, otro.
CALCULO DE PRODUCCIÓN DE PALAS Producción Yd3/hr de material suelto.
3,600: numero de segundos que tiene la hora Cd: Capacidad de cuchara
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E: Eficiencia del equipo F: Factor de llenado de la cuchara, eficiencia del equipo combinada con la eficiencia o dirección del manejo del equipo D: Corrección por profundidad de corte óptimo A: Corrección por ángulo de giro Ts: tiempo del ciclo de la pala en segundo
Cuando el material es insitu:
S: Factor de esponjamiento
Insitu
suelto
Numero de cucharadas de pala con el que se va a cargar el camión:
Ct: capacidad de la tolva del vehículo Cd: capacidad de cuchara F: factor de llenado de la cuchara
Número de camiones para cada pala:
Tt: tiempo del ciclo del camión en minutos A: Angulo de giro de la pala Nc: numero de cucharadas con que s carga Ts: tiempo del ciclo de la pala (+1): teoría de tener un camión mas por precaución, pero ya no se usa en la actualidad
TABLAS PARA EL CÁLCULO DEL CARGUIO Tabla Nº 1: Eficiencia de operación del equipo para corregir los cálculos de producción en base a la eficiencia del equipo
Tabla Nº 2: Se emplea para corregir la eficiencia de la dirección del trabajo (operadorsupervisor)
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Tabla Nº 3: Para corregir la eficiencia combinada del equipo y la perforación
Tabla Nº 4: Para corregir la eficiencia en el empleo de los tiempos Tabla Nº 5: Para evaluar la eficiencia de trabajo de la administración Tabla Nº 6: Para evaluar la eficiencia de la cuchara según los materiales de carguío y el tipo de excavación Tabla Nº 7: Factor combinado para palas de corte optimo y ángulo de giro, se combina
(D)*(A) Profundidad de Corte en % optimo (D) 40 PCI PCO
45º
60º
75º
90º
120º 150º 180º
0.93 0.80 0.85 0.80 0.72
0.65
0.59
1.10 1.03 0.95 0.91 0.81
0.73
0.66
80
1.22 1.12 1.04 0.98 0.86
0.77
0.69
100
1.36 1.16 1.05 1.00 0.88
0.71
0.71
1.20 1.11 1.04 0.97 0.86
0.77
0.70
1.12 1.04 0.97 0.91 0.81
0.76
0.66
1.03 0.96 0.90 0.85 0.75
0.67
0.62
60
120 PCS
ANGULO DE GIRO
140 160
Tabla Nº 7a: Para la profundidad de corte en palas de poca capacidad menores a 3 Yd 3 Tabla Nº 8: Para la profundidad de corte y ángulo de giro combinados para dragalinas Tabla Nº 9: Características del material (factor de hinchamiento) Tabla Nº 10: Para tiempos, producción y selección de palas ¿Qué es profundidad de corte? Relación entre capacidad de la pala y el volumen.
EJEMPLO: Calcular la producción de banco/hora para una pala de 25 Yd3 con 40% de porcentaje de profundidad de corte optimo, el equipo está en buenas condiciones es nuevo y la dirección de operación es promedio y la carga es a 180º de roca disparada. La carga es algo difícil.
Solución:
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(D)(A) = 0.59 10 ---------------- 3 S ----------------- 1.5
S = 0.7
CALCULO DE COSTOS DE PALAS Hay varias formas de calcular esto depende de la marca y modelo de la maquina.
PALA ELÉCTRICA (CABLES): Costos: a. Inversión: Precio FOB, fletes y armado b. Propiedad: Depreciación, impuestos, intereses y los seguros c. Operación: Mano de obra, fuerza o energía o combustible, mantenimiento, reparación
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PALA TRACTOR: Calculo de capacidad o producción: RAxA = W (B) A: Distancia entre los ejes de las Ruedas delanteras y traseras B: Distancia entre el eje delantero y El centro de carga de la cuchara W: Peso de la carga RA: Peso que soporta la rueda trasera
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TRANSPORTE Es la operación unitaria final del minado que según el grado de tecnificación y tamaño de las empresas puede considerarse el carguío y el traslado del material como una sola operación o como operaciones separadas. Carguío: Es la operación de traslado de material desde el frente de voladura al vehículo de transporte.
Sistemas de carguío: Tiene varios sistemas: 1.- carguío por pala mecánica, eléctrico o de cable rígido. 2.- carguío por pala de cuchara libre colgante (dragas) 3.- carguío por cargador frontal
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4.- carguío por pala de cuchara múltiple 5,- carguío por medios combinados (tolvas, fjas-crusher)
Generalidades del carguío: 1.- en el carguío de palas la maquina no se desplaza 2.- en el carguío con cargador frontal deben hacerse movimientos de desplazamiento 3.- el tiempo del ciclo de carguío está conformado por los tiempos del movimiento de la cuchara y del equipo y comprenden desde el movimiento de inicio del llenado hasta (Falta clase)
CLASIFICACIÓN DE LAS VÍAS DE TRANSPORTE: Se clasifica de la siguiente manera: Para clasificar vías se tiene que tener en cuenta: a) Las pendientes, la gradiente, los peraltes - Pendiente: Diferencia de nivel
-Gradiente: La variación de la pendiente
b) Localización y número de curvas c) Radio de curvatura d) Resistencias de rodamiento e) Los puntos de paradas obligatorias, los puntos de cruces, los puentes f) Zonas de descarga (calidad de zona) g) Control de polvo
PARÁMETROS DE TRANSPORTE: 1) Capacidad de carga de trasporte (cantidad del vehículo que puede transportar por ciclo) Capacidad de tolva: Capacidad de mineral que cabe en la tolva
2) Factor de llenado: - volumen insitu - volumen de material suelto
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3) Tiempo de ciclo (tiempo de demora en ir y volver)
Vi < Vy;
γ1 < γ2
4) Eficiencia de tiempo 5) Resistencia a la pendiente: Se estima en 20 Lb/ton, por cada (1%) de pendiente
EJEMPLO: 20 Lb/ton; c/5% 100 Lb/ton para todo 5% 100,000 Lb de resistencia a la pendiente
Resistencia al rodamiento es el esfuerzo que debe hacer el vehículo para vencer las fuerzas de retardo que se genera entre el terreno y los neumáticos del vehículo
6) Gradeabilidad (gradeability): Es la habilidad del vehículo para vencer la pendiente teniendo en cuenta la resistencia al rodamiento y la gradiente
7) Comportamiento con la altura: Esta relacionado al rendimiento del vehículo a diferentes cotas a nivel del mar y está en función al diseño de motores para mantener su potencia según la disponibilidad de oxigeno para la combustión. Tenemos las siguientes categorías de motores.
Motores de cuatro ciclos: Mantienen su potencia hasta 1000 pies s.n.m. (los ciclos de este motor son: admisión, compresión, combustión, explosión) 0 pies s.n.m
100 HP
70HP
1000 pies s.n.m
49 HP (4000pies)
Pierde 30%
34 HP (5000 pies)
3000 pies s.n.m
22 HP (6000 pies)
Por cada 1000 pies pierde 30%
Con Turbo: Toma el aire del ambiente, lo comprime y este es inyectado al motor MINAS - UNASAM
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0 pies Mantiene su potencia 3000 pies 30%
Motores de Dos Ciclos: Pierden 1/3 de su potencia hasta los 6,000 pies 0 pies --------------------- 6000 pies
Dos ciclos: - admisión – compresión
100 HP -------------------- 70 HP
- combustión – explosión
8) Rimpull: Es el esfuerzo de tiro o arranque que debe hacer el vehículo para vencer la inercia de reposo en la salida, el cambio de pendiente o gradiente y en curvas
9) Factores de Demora: Todas las causas imprevistas que obligan a parar o disminuir la velocidad del vehículo a lo largo de su trayectoria son factores intermitentes y factores permanentes los intermitentes se presentan eventualmente y los permanentes siempre están presentes
10) Velocidad de Acarreo en la Zona de Carguío y Descarga: En estas zonas hay limitaciones de seguridad, congestión, estado del terreno (compactación): se clasifican así: Favorable cuando puede ir a 10 millas/hr; Promedio cuando puede ir a 7millas/hr y Desfavorable cuando puede ir a 4 millas/hr
11) Velocidad en Pendientes hacia abajo: Esta dada en función de: Pendiente abajo (%) Velocidad (millas/hr) 0–6
30 – 55
7–8
21 – 25
9 – 10
17 – 20
11 – 12
13 – 16
> 12
< 13
CALCULO DE UNIDADES DE TRANSPORTE REQUERIDAS:
Unidades
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CALCULO DEL TIEMPO DEL CICLO DEL CAMION CORREGIDO:
E: Eficiencia combinada (equipo – operador) dh: Distancia de ida en pies (acarreo) dr: Distancia de regreso o retorno en pies V 1: velocidad de acarreo en pies V 2: velocidad de retorno t 1: tiempo en la zona de descarga t 2: tiempo de estancamiento o aparcamiento (tiempo en la zona de carguío)
CONCEPTOS TÉCNICOS EN TRANSPORTE 1. Potencia: Es la fuerza que desarrolla un equipo para hacer trabajo 2. Potencia necesaria: Es la fuerza necesaria para un trabajo específico 3. Potencia disponible: Es la fuerza que tiene el equipo para realizar trabajo antes de vencer todas las resistencias
4. Potencia útil: Es la potencia disponible para realizar un trabajo después de vencer todas las resistencias y todos los consumos necesarios
5. Ayuda de pendiente: Es el componente de la fuerza de gravedad que empuja al vehículo cuando está en bajada
6. Resistencia efectiva: Es igual a la resistencia patrón o típica sobre la resistencia a la pendiente más el % de pendiente de rota. La resistencia patrón está en función del tipo de la vía y es igual a 40 Lb/Tc o 60, 90, 100 según el tipo de vía Factor de resistencia al rodamiento
ASPECTOS O FACTORES QUE INFLUYEN EN LA RESISTENCIA A LA RODADURA: 1. La fricción interna de los rodamientos 2. La flexibilidad o deformación de las llantas 3. La rotación o penetración de la llanta en la vía 4. Los vehículos sobre orugas no están afectos a la resistencia a la rodadura MINAS - UNASAM
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Ejemplo de trabajo: Un vehículo de orugas D73.6 Tc de peso total cargado viaja con 5% de pendiente en subida en una carretera afirmada de grava pulida ¿calcular las resistencias por pendiente, por rodamiento y la resistencia total, si el tractor pesa 49,180 Lb, la tolva 35,000 Lb y la carga 63,000 Lb?
Solución: Resistencia patrón para grava pulida = 65 Lb/Tc
Resistencia a la rodadura (Rr): FRR: factor de resistencia a la rodadura (65)
Para calcular la resistencia a la pendiente (Rp):
Resistencia total (Rt): Rt = Resit. Rodadura + Resist. Pendiente Rt= 3,185 Lb + 7,360 Lb = 10,535 Lb
Ejemplo: Calcular la pendiente efectiva de un camión que transita por una vía, cuya resistencia patrón es de 100 Lb/Tc y la pendiente es 5 %
Solución:
Rr = Peso total (Tc) * FRR
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Valores de FRR 40 Lb/Tc
Para vías asfaltadas con cemento
65 Lb/Tc
Vías afirmadas
50 Lb/Tc
Vías con nieve compactada
90 Lb/Tc
Vías con nieve floja
100 Lb/Tc
Vías sin mantenimiento y grava > 1” de Ø y alta deformación de llantas
150Lb/Tc
Vías sin mantenimiento, vehículos de baja estabilidad y penetración de 4” a 6”
200- 400 Lb/Tc Vías pésimas sin mantenimiento, encalaminado, poca estabilidad del vehículo
Ejemplo: Para un camión de 93,000 Lb de peso vacio y 100 Tc de carga hallar la resistencia a la rodadura en una vía bien afirmada y con mantenimiento y 5 % de pendiente
Solución:
Cambio de velocidad o avió: En algunos casos llamado cambio de operación, determina la velocidad a la cual se dan las libras de empuje necesario para el transporte a baja velocidad, alta fuerza y alta velocidad menor fuerza
Tracción: Es el grado de agarre que ejerce las ruedas u oruga sobre la superficie de la vía, el agarre influye sobre la potencia útil del vehículo, este va a depender del peso, área, rugosidad (cocada de las llantas)
Altitud o cota s.n.m: Que influye sobre la cantidad de oxigeno que ingresa al motor para la combustión. A > altura < oxigeno, la combustión se hace incompleta con pérdida de potencia del motor
Coeficiente de tracción: Esta en función del peso del vehículo, se expresa en % del peso del vehículo que se ejerce sobre las llantas
Ejemplo: Si un vehículo ejerce el 10 % de su peso sobre las llantas el coeficiente de tracción será 0.1, si ejerce el 20 % el coeficiente de tracción será 0.2
Fuerza de Tracción (Ft):
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Ejemplo: Hallar la fuerza de tracción para un tractor de orugas en tierra suelta con coeficiente de tracción 0.6 y peso del tractor 32,600 Lb
Solución: Ft = 0.6 * 32,600 = 19,560 Lb-Tiro
Ejemplo: Un tractor tiene una fuerza de tiro mínima 11,960 Lb, en el primer avió y se encuentra trabajando a 10,000 pies s.n.m ¿Calcular la fuerza de tiro que ejerce, cuando se asume una pérdida del 3 % de fuerza de tiro del 3% por cada 1,000 pies encima de los 3,000 pies
Solución: Perdida = 21% de fuerza
Fuerza con el que está trabajando el tractor a 10,000 pies
Fuerza de tiro = 11,960 Lb h = 10,000 pies 7 * 3 = 21% 21 100
X 11,960
X = 2,511.6 Lb
Calculo de la Graviabilidad (G):
Rr: Resistencia a la rodadura en %
Tiempo de Ciclo: Es el tiempo de un circuito completo de trabajo Tiempo Fijo: Es el tiempo gastado en transportar carga y regresar vacío incluyendo el tiempo de carguío, el tiempo de vaciado y el tiempo de maniobras
Tiempo Variable: Es el tiempo empleado en llevar el material y volver vacío
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Factor de Eficiencia por tiempo: Indica el tiempo de transporte real del equipo en una hora 1 hora ---------- 60 min pero el equipo trabaja 40 min 60 -------------- 100 40 -------------- X
X = 66.7 Fac. de eff.
Performance: Es la capacidad del vehículo para liberar energía o potencia a una velocidad determinada mientras supera situaciones limitantes para su rendimiento
Fuerza de Aceleración Remanente: Es la fuerza que queda después de vencer todas las resistencias
Ejemplo: Si la resistencia a la rodadura es 2% y la resistencia a la gravedad es 6% entonces la resistencia total es de 8% para un vehículo de 80 Lb de potencia de tiro la fuerza de aceleración remanente será 73,600 Lbs.
Factor de Acoplamiento: Es el resultado del trabajo coordinado de palas y camiones, un buen acoplamiento indica que el número de equipos debe guardar una optima coordinación de modo que no existan esperas y se obtengan las más altas eficiencias del equipo
N: número de camiones P: numero de pasadas de la pala t: tiempo del ciclo de la pala T: tiempo del ciclo del camión n: numero de palas
Factor de acoplamiento optimo = 1 (<1) El numero de palas es mayor que el necesario (>1) El número de camiones es demasiado En ambos casos indica que hay equipos sobrantes.
SERVICIOS AUXILIARES Son todas aquellas secciones de trabajo que apoyan directamente a las operaciones unitarias de minado Servicios auxiliares -------------- Operación Servicios generales -------------- Administración
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1. Plantas de preparación de materiales: Son los departamentos donde se preparan materiales para el uso del minado indicando los depósitos de agua para el regadío y preparación del ANFO 2. Talleres de mantenimiento y reparación: Son talleres de mecánica subdivididas en clases de acuerdo al tipo de equipo
ejemplos: talleres de camiones, palas, locomotoras,
vehículos menores, de perforadoras, etc. 3. Oficinas técnicas topográficas y geológicas 4. Estaciones de fuerza eléctrica 5. Laboratorios 6. Abastecimiento de agua 7. Transporte de personal y materiales 8. Mantenimiento de vías y carreteras 9. Quebrantamiento secundario 10. Mantenimiento e instalaciones eléctricas 11. Oficinas de evaluación y control de personal 12. Almacenes de logística
Oficinas de Evaluación y Control No es tan importante, sirven para mejorar donde se tiene que corregir. Se constituyen como servicios auxiliares, sin embargo nos permiten visualizar las problemáticas de las operaciones y los métodos, estas oficinas muchas veces se utilizan solo estadísticamente para promoción y ejecución de actividades de superación y eficiencias y corrección de errores entre las oficinas de evaluación y control estas son los siguientes: 1. Oficinas de tiempos: Controla asistencia del personal 2. Oficina de control de producción: Lleva las estadísticas 3. Oficina de planeamiento: Llevan la evaluación de las actividades y la elaboración de proyectos 4. Oficinas técnicas: Se encargan de la topografía y la geología 5. Oficina de informática: Se encargan de archivos 6. Oficina de rendimientos y eficiencias: Se encargan de evaluar y llevar las estadísticas de los rendimientos y eficiencias 7. Oficina de construcciones civiles 8. Oficina de geomecanica
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9. Oficina de diseño de minas etc. En el gobierno de Odria
1960 1955
Velasco
inversiones
234 millones – toquepala
1970 ----- 355 millones – cuajone 1995 ----- 1000 – 3500 – Barrick- Antamina
Fujimori ----- Privatización Alan ---------- Privatización
ASPECTOS ECONÓMICOS EN LA MINERIA En un estado de pérdidas y ganancias
Ingresos -
Impuestos
-
Costos Queda Renta Bruta
(-) Depreciación Renta Neta (-) Comunidad Minera (-) INGEMMET (-) Reinversión Renta Imposible (-) Impuestos Utilidad Neta
FLUJO DE FONDO Fuentes: -
Esta dada por aportes de capital
-
Por la utilidad neta
-
Por la reinversión
-
Por la depreciación
(I) Total de Ingresos Usos: -
Gastos de ingeniería y equipos
-
Intereses durante construcción
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-
Capital de trabajo
-
Inversión, reposición, ampliación
(II) Total de Egresos (I) Total de Ingresos – (II) Total de Egresos = Fondos Netos Disponibles
Ejemplo: Estado de pérdidas y ganancias para Cuajone.
Años de operación
1
2 3 4 5
6
7 8 9 10
Total
Ítems Producción de Cu, Tc
116,850
“
“
“
“
102,825
“
“
“
“
1’098,375
Producción de Cu refinado
233,700
“
“
“
“
205,650
“
“
“
“
2’196,750
Precio Cu refinado $/Lb
0.400
“
“
“
“
“
“
“
“
“
Costo de refinación y fletes
0.041
“
“
“
“
“
“
“
“
“
0.357
“
“
“
“
“
“
“
“
“
Cobre (Cu)
83,898
“
“
“
“
73,828
“
“
“
“
788,630
Plata (Ag)
1,944
“
“
“
“
1,944
“
“
“
“
19,440
85,842
“
“
“
“
75,772
“
“
“
“
808,070
20,869
“
“
“
“
18,365
“
“
“
“
196,170
9,535
“
“
“
“
8,391
“
“
“
“
89,630
Total
30,404
“
“
“
“
26,756
“
“
“
“
285,806
Utilidad Bruta
55,438
“
“
“
“
99,016
“
“
“
“
522,270
*1000 Lb
$/Lb Precio Cu BLISTER $/Lb Venta-Ingresos $/1000
Total Ventas Costo Producción Directos Indirectos
Deducciones
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Programa de inversión: 1
2
3
4
5
Deudores Intereses de construcción
12,050
Intereses de operaciones
22,500 14,653 16,902 13,981 10,877
6
7
8
9
10
Total
20,500 =
=
=
=
=
=
=
76,65
47,86
1,243
=
= 96,960
Amortización desbroce
3,500
=
=
=
=
=
=
=
=
=
35,000
Depreciación activo fijo
13,950
=
=
=
=
27,900
=
=
=
=
209,250
Reserva de agotamiento
4,480
5,429
6,346
7,329
8,354
2,634
3,809
Total
38,371
46,980 44,582 42,748 40,800 38,731 43,749 41,398 34,693 33,450 33,450
40,081
Utilidad imposible
8,958 10,856 12,690 19,638 16,707
5,267
7,618 14,323 15,566 15,566 122,189
Impuesto a la renta (147.5%-59.5%)
4,255
5,157
6,028
6,953
7,930
2,502
3,619
7,806
8,483
8,483
61,222
Utilidad Neta
4,703
5,699
6,662
7,685
8,771
2,765
3,999
6,717
7,083
7,083
60,967
SEGURIDAD EN MCA El riesgo de accidente en MCA es menos exigente que en subterránea, sin embargo la importancia de las operaciones por el volumen de producción es mayor lo que implica una labor de seguridad con mayor compromiso técnico y tecnológico y profesional así como operacional. El principio fundamental de seguridad minera coadyuvar a la producción de la empresa (la empresa no pierda horas hombre, económicamente)
Seguridad en el minado: implica las siguientes actividades y/o medidas -
Control del estado físico del mineral (dosaje etílico, enfermedades)
-
Control del estado del equipo
-
Control del estado de ánimo y control del personal
-
Concepción y control operativo de las plantas e instalaciones de preparación de explosivos,
aprovisionamiento
de
agua,
polvorines,
almacenes
(orden,
buen
funcionamiento) -
Controlar el cumplimiento de los reglamentos internos de la mina en seguridad para el minado y toda actividad dentro de la mina o planta minera
-
Controlar
las
señalizaciones
de
transito y la demarcación de las bermas y de los parapetos de protección de carreteras
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SEGURIDAD EN LOS SERVICIOS AUXILIARAS EN MCA Implica las siguientes actividades: 1) Controlar el buen estado de la limpieza de los reservorios, conductos e instalaciones de agua para regadío, equipos, talleres y consumo humano 2) Controlar el correcto funcionamiento y buen estado de las instalaciones eléctricas 3) Controlar la higiene y el orden en los almacenes, comedores y víveres 4) Controlar las áreas residenciales en cuanto a tráfico, iluminación, agua, desagüe, comportamiento de las personas 5) Inspeccionar, locales comerciales, colegios, postas y hospitales 6) Promover información de comportamiento en caso de desastres o catástrofe
en
zonas
residenciales,
oficinas,
colegios,
hospitales,
instalaciones, almacenes 7) Seguridad en caso de climas y temporadas rigurosas, sequias.
Seguridad en climas lluvioso y nevado se debe hacer: -
Inspeccionar el buen estado de cuentas, alcantarillados, canales y limpias
-
Chequear el estado y niveles de los reservorios
-
Chequear el estado de las vías y de los vehículos así como de la maquinaria de reparación de vías
-
Chequear niveles freáticos y de estabilidad en taludes y sugerencia de aguas subterráneas.
Seguridad en climas secos y polvorientos: Debiendo realizar las siguientes actividades -
Vigilar las instalaciones de agua para regadío
-
Controlar las fuentes de abastecimiento de agua
-
Realizar sugerencias y proyectos para solucionar escaseces de agua.
Seguridad en personal: Se debe realizar las siguientes actividades -
Realizar coordinaciones con las oficinas de capacitación para construir y/o recordar al personal las normas de seguridad y la conveniencia de trabajar
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y conducirse dentro de ellas así como para corregir parámetros de trabajo y conducta incluso familiar -
Elaborar material ilustrativo sobre las recomendaciones y reglamentos de seguridad
-
Proponer programas de incentivos para el cumplimiento de las recomendaciones de seguridad.
Medidas de seguridad practicas: 1) Colocación de barreras en los bordes de pit para controlar las avalanchas de nieve y polvo 2) Construcción de canales de drenaje alrededor del pit 3) Colocación de barreras y señales en las bermas de las vías de transporte(utilizar hitos pintados con pintura fosforescente y fluorescente) 4) Coordinación permanente con los departamentos de seguridad con las oficinas de mantenimiento y estabilidad de talud 5) Elaborar programas de seguridad especifico para cada departamento (departamento de perforación, voladura, transporte) y además elaborar un programa resumen general de seguridad con la participación de todos los responsables de cada departamento 6) Otras recomendaciones según el trabajo que se realice
ÍNDICES DE SEGURIDAD 1) Número total de accidentes por periodo de tiempo 2) Frecuencia, número de accidentes por cada 1,000 trabajadores 3) Número de accidentes por cada millón de horas hombre trabajadas 4) Severidad.- pueden ser número de días perdidos por accidentes, número de días perdidos por cada 1,000 trabajadores
CÁLCULOS DE SEGURIDAD Índice de frecuencia (If =Kf):
A: número de accidentes en un periodo de tiempo
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C: Es el promedio de trabajadores registrados en ese mismo periodo de tiempo 106 o 1000, esto se va a tomar según el tamaño de la mina
Si fuera anual:
Para 1 año:
Severidad:
P: número de días perdidos por accidentes A: número de accidentes dentro de un periodo de tiempo
Índice de Riesgo en Seguridad (IR):
CALCULO DE ILUMINACION 1) La separación entre focos y postes debe ser 5 veces la altura
2) El numero de postes es igual al perímetro o longitud de la zona iluminada entre la longitud o distancia de foco a foco
; t = 5H 3) Altura de foco:
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