Apuntes Metodos de Explotacion

CURSO DE METODO DE EXPLOTACION CAPITULO RAJO ABIERTO

Autor :Claudio Reygada

CURSO : METODO DE EXPLOTACION A CIELO ABIERTO

INGENIERIA EN MINAS

METODO DE EXPLOTACIN A CIELO ABIERTO.

CAPITULO 1 :

VARIABLES IMPORTANTES QUE CONDICIONAN LA EXPLOTACION DE MINAS A CIELO ABIERTO

INTRODUCION RAZON DE DESPEJE GEOMETRIA DE LA EXCAVACION ANGULO DE TALUD ALTURA DE BANCO QUEBRADURA ANCHO DE BANCOS RAMPAS Y ACCESOS LEY DE CORTE PIT FINAL PRODUCCION EN MINAS A CIELO ABIERTO

CAPITULO 2 :

APERTURA DEL RAJO Y VOLADURA EN RAMPAS SISTEMAS DE PERFORACION SISTEMAS DE TRONADURA SISTEMAS DE CARGUIO SISTEMAS DE TRANSPORTE PLANIFICACION EN MINAS A CIELO ABIERTO

CAPITULO 3 :

CONCEPTOS DE PLANIFICACION CRITERIOS UTILIZADOS EN PLANIFICACION DETRMINACION DE LIMITES EXPLOTABLES Diseo manual de rajos Diseo computacional PLANEAMIENTO DE LA PRODUCCION Determinacin de la secuencia de explotacin Determinacin de una estrategia de leyes de corte POLITICAS DE LEYES DE CORTE PARAMETROS OPERATIVOS DE DISEO EN MINAS A CIELO ABIERTO

CAPITULO 4 :

GEOMETRIA Y ESTABILIDAD DE BANCOS DISEO DE BANCOS DISEO DE PISTAS Y RAMPAS DE ACCESO DISEO DE BOTADEROS


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CAPITULO 5 :

INTRODUCCION A LOS YACIMIENTOS DE CALICHE

UBICACIN GEOGRAFICA MODELO GENETICO GEOLOGIA, ESTRATIFICACION Y MORFOLOGIA PLANIFICACION Y EXPLOTACION MINERA


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CAPITULO 1: VARIABLES IMPORTANTES QUE CONDICIONAN LA EXPLOTACION DE MINAS A CIELO ABIERTO.

INTRODUCCIN Una mina a tajo abierto es una excavacin superficial, cuyo objetivo es la extraccin de mineral econmico. Para alcanzar este tipo de mineral, usualmente es necesario excavar adems, grandes cantidades de roca estril. La seleccin de los parmetros de diseo, las condiciones de este mineral y la extraccin de estril, son decisiones bastante complejas desde el punto de vista de la ingeniera, ya que implica una considerable importancia en el mbito econmico. El proceso de diseo consiste en dos fases: Crear un esquema o una serie de esquemas alternativos, y Evaluar y seleccionar el mejor de estos esquemas

Las etapas de la primera fase, son las siguientes: exploracin, etapa conceptual y etapa de diseo. La etapa de exploracin, la cual es la primera parte del proceso, consiste en la construccin de un modelo de yacimiento, incluyendo informacin topogrfico, geolgica y geotcnica. Posteriormente, se encuentra la etapa conceptual durante la cual se evalan una serie de requisitos, y se considera el tipo de transporte que se utilizar para trasladar el mineral y el material estril. A menudo, se estudiarn varios sistemas alternativos. La ubicacin y el tamao de las plantas de trabajo, resultan ser puntos extremadamente importantes para el proceso del diseo final. El tamao de la planta procesadora, chancadores, etc., determinarn la capacidad de produccin de la mina. La capacidad de produccin, juega un rol ms importante en la dictacin del flujo de fondos que puede afectar toda la estrategia econmica para la propiedad. La informacin de costos unitarios en todos los aspectos de la operacin, estara incluida en esta etapa, as como las proyecciones del valor y la demanda de mercado de mineral econmico a producir. La etapa de diseo contina independientemente, y este es un procedimiento iterativo. Inicialmente, se llevara a cabo una optimizacin de los lmites econmicos del proceso de excavacin basados en el aprovechamiento mximo, utilizando el modelo de yacimiento desarrollado durante la etapa de exploracin. Luego, se deber realizar una secuencia minera para los diversos sistemas de transporte y niveles de produccin. Debern desarrollarse los requisitos de equipamiento para cada una de las opciones, adems de un anlisis de flujo de fondos de todo el proceso. La ubicacin de los lmites econmicos del proceso de excavacin dependen de cierta forma de los aspectos del flujo de fondos. Por lo tanto, ser necesario evaluar otros aspectos econmicos que no sean aqullos inicialmente considerados para determinar la susceptibilidad del flujo de fondos en la ubicacin exacta de los lmites de excavacin. Asimismo, para cada sistema de transporte, capacidad de produccin, etc. a considerar, se deber crear un diseo completo que incluya un programa, seleccin de equipamiento y flujos de fondos, a fin de determinar finalmente la alternativa por la cual se deber optar.

El modelo de explotacin a cielo abierto obedece a un modelo de explotacin utilizado para distribuciones minerales ubicadas cerca de la superficie y generalmente emplazadas en grandes extensiones de terreno. Su desarrollo consiste en la formacin de un anfiteatro que va alcanzando su mineral a travs de rampas y bancos que permitan el buen funcionamiento de las operaciones mineras.


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a)

RAZON ESTERIL MINERAL

Razn existente entre la cantidad de material estril que se retira de una mina a cielo abierto con respecto a la cantidad de mineral til aprovechable que puede alcanzarce. Esta razn puede ser variable a la largo de la vida til de la mina. Ej.: remocin de material estril para llegar a la zona mineralizada en una etapa de preproduccin, tambin etapas de expansin etc. Los resultados de un diseo de rajo determinarn las toneladas de lastre y de mineral que contiene el rajo. La razn lastre - mineral para el diseo, arrojar la razn de despeje promedio para ese rajo. Este se diferencia de la razn de despeje de equilibrio o razn lmite econmica que se utilizara para disear el rajo.

La razn lastre-mineral puede ser determinada por diversos criterios, uno de estos corresponde a un criterio de estabilidad y seguridad, en el cual la relacin lastre-mineral se encuentra en funcin del ngulo de talud. Otro criterio corresponde a un criterio econmico a travs del cual se determina una razn lmite econmica, dada por la siguiente relacin: RDE = (A B)/C Donde A = ingreso por tonelada de mineral B = costo de produccin por tonelada de mineral (incluidos todos los costos hasta el punto de venta, excluido el despeje) C = costo de stripping o despeje por tonelada de lastre En ciertos estudios, se incluye un requerimiento de utilidad mnima en la frmula. RDE = (A (B+D))/C Donde: D = utilidad mnima por tonelada de mineral


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Valores crticos para la razn lastre-mineral: (2:1 o 3:1), puede estimarse como un valor razonable. (5:1 a 7:1), puede estimarse como un valor crtico, el cual puede determinar el cierre del yacimiento o el cambio del mtodo de explotacin.

b)

Geometria de la excavacin.

Debido a que la excavacin realizada se lleva a cabo en un medio rocoso, se esta produciendo un desequilibrio en el sistema, por lo cual es deseable una excavacin circular o elptica debido a que los esfuerzos de traccin y compresin que aparecen tienden a ser nulos o a contrarrestarse uno con otros.

Haciendo un anlisis de esfuerzos utilizando un sistema idealizado cuyas deformaciones se encuentran gobernadas por un sistema de ecuaciones de compatibilidad y aprovechando las funciones de Airy como soluciones a dichos sistemas, se puede observar lo siguiente:


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Los esfuerzos se hacen mximos en aquellos lugares donde el radio de la excavacin es menor. Los esfuerzos se hacen mnimos en aquellos lugares donde el radio de excavacin es mayor. Es recomendable tener radios de curvatura lo menos cerrado posible. Para aliviar los esfuerzos es recomendable por lo tanto realizar una expansin en una lnea , en el lugar donde se pretende disminuir los esfuerzos. Como consecuencia de los mximos esfuerzos de compresin, traccin y cizalle, se producen algunos efectos como: el agrietamiento en la periferia, problemas de derrame, volcamientos de bancos (toppling), deslizamiento de cuas y deformacin por relajacin de la roca.

c) Angulo de talud El talud de la pared del rajo constituye uno de los principales elementos que afectan el tamao y forma de ste. El ngulo de talud corresponde al ngulo que forman las paredes del yacimiento con respecto aun eje horizontal imaginario este ngulo varia entre 35 y 50 grados dependiendo de la profundidad que se alcance en la explotacin. El talud del rajo ayuda a determinar la cantidad de lastre que se debe mover con el objeto de explotar el mineral. El talud del rajo se expresa, normalmente en grados desde el plano horizontal. La pared de un rajo necesita permanecer estable en tanto se est llevando a cabo una actividad de explotacin en esta rea. La estabilidad de las paredes del rajo debe ser objeto de un anlisis lo ms cuidadoso posible. Los factores claves en la evaluacin del ngulo de talud ms adecuado son la resistencia de la roca, las fallas, los planos de falla, la presencia de agua y otros datos geolgicos;. Se puede determinar un talud promedio global y simple para el rajo (por ejemplo 45), pero un estudio ms detallado podra demostrar que las caractersticas fsicas del depsito hacen que el talud del rajo cambie de acuerdo con el tipo de roca, localizacin del sector, cota u orientacin dentro del rajo. La correcta evaluacin del talud arrojar los taludes que permitan que las paredes del rajo permanezcan estables. Las paredes del rajo se deben dejar lo ms paradas posible, con el objeto de minimizar la razn de despeje. El anlisis de taludes del rajo determina el ngulo que se utilizar entre los caminos del rajo. El talud global del rajo utilizado para el diseo debe ser ms bajo, con el propsito de dar cabida al sistema de caminos en el rajo final. El ngulo de talud se clasifica en dos tipos: Angulo de Trabajo o cara del banco: Angulo que tienen los bancos en produccin, determinado por las labores de tronadura y el ritmo de explotacin diario, con el objeto de mantener la seguridad y rentabilidad del mtodo. Angulo Final: Se pretende alcanzar una vez finalizada la explotacin.

Se observa una relacin entre el ngulo de talud y la razn estril mineral. A mayor ngulo de talud, menor razn estril mineral y a mayor ngulo de talud, menor razn estril mineral Variables de las cuales depende el ngulo de talud: Factores geolgicos ( diaclasas, clivajes, fallas). Factores geotcnicos ( cohesin, angulo de friccin, resistencia a la compresin y traccin, densidad,etc) Factores relacionadas con las aguas subterrneas ( porosidad, ndice de huecos, presin de poros ,etc) Factores geomtricos ( altura y ancho de los bancos, etc) Factores de tronadura ( quebradura, precorte, efecto sismo, etc)


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Ancho de Banco

Altura de Banco

Angulo de pit final Angulo de Trabajo

Cuanto ms coherente y ms bajo sea el banco, ms vertical puede ser la cara del mismo y, por el contrario, cuanto ms suelto y alto, ms tendido ser el banco; es funcin, pues, de las caractersticas estructurales y resistentes de los materiales y deber ser determinado geomecnicamente. Otro factor que puede obligar a inclinar la cara de banco es el buen efecto que sobre las tronaduras ejerce el disparo con barrenos inclinados. Pero, en conjunto, puede afirmarse, con respecto a los taludes de cara de banco, la posibilidad de operar con dos, uno inclinado que puede coincidir con el ngulo de la cara del banco de trabajo y otro, ms vertical, igual al ngulo final de la cara de banco, especialmente si en las ltimas tronaduras se utilizan barrenos de contorno para mejorar la estabilidad de los macizos residuales y/o se unen varios bancos. Es habitual y recomendable utilizar, durante el trabajo en roca media, ngulos de cara de banco entre 60 y 75 y, al final, dejados casi verticales, incluso uniendo varios bancos para poder disponer de bermas de seguridad ms prcticas. Esto ltimo depender del plan de restauracin previsto.

La determinacin del ngulo de talud busca encontrar un nmero que represente la estabilidad del talud, lo cual se conoce como factor de seguridad y que tiene los siguientes valores crticos: Factor de seguridad igual a 1.0, indica indiferencia. Factor de seguridad menor que 1.0, indica problemas de estabilidad y posibles colapsos. Factor de seguridad mayor que 1.0, corresponde a un valor ptimo de seguridad.

Uno de los mtodos utilizados para la determinacin del factor de seguridad corresponde al mtodo de las cuas, donde este factor se puede representar en la siguiente ecuacin: Fs = C + n * tag W * sen Donde: C : cohesin. n : esfuerzo normal a la cua. W : peso de la cua. : ngulo de friccin


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B N

C

Plano falla nico R w cos L

w sen H

A

W

d)

Altura de banco

La altura de banco es la distancia vertical entre cada uno de los niveles horizontales del rajo. A menos que las condiciones geolgicas especifiquen lo contrario, todos los bancos deben tener la misma altura. sta depender de las caractersticas fsicas del depsito; el grado de selectividad requerida en la separacin de minera y lastre con el equipo de carguo; el ndice de produccin; el tamao y el tipo de equipamiento para lograr los requerimientos de produccin; y las condiciones climticas. La altura de banco debe fijarse lo ms alto que sea posible, dentro de los lmites del tamao y tipo de equipamiento seleccionado para la produccin deseada. El banco no debe presentar una altura tal que implique problemas de seguridad por cada de bancos de material tronado y sin tronar o de placas congeladas en invierno. La altura del banco en las minas de rajo abierto oscila, normalmente, entre los 15 metros en las grandes minas de cobre e, incluso, 1 metro en otros yacimientos como los de uranio.

La altura de banco tiene importancia la disposicin estructural o morfolgica del yacimiento, el control de la dilucin durante la extraccin, el alcance de los equipos, etc. La seleccin de alturas de banco grandes, presenta las siguientes ventajas: Mayor rendimiento de la perforacin, al reducirse los tiempos muertos de cambio de posicin. Mejora de los rendimientos de los equipos de carga, al reducirse los tiempos muertos por cambio de tajo, as como por desplazamientos del equipo dentro del mismo. Menor nmero de bancos y, por tanto, mayor concentracin y eficiencia de la maquinaria. Infraestructura de accesos ms econmica por menor nmero de bancos.

Por el contrario. las ventajas de alturas pequeas son las siguientes:


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Mejores condiciones de seguridad para el personal y maquinaria pues el alcance de las maquinas de carga permiten un mejor saneo y limpieza de los frentes cuando es necesario El control de las desviaciones de los barrenos es ms efectivo para de martillo en cabeza. Mayor control sobre la fragmentacin de la roca en la tronadura. Mayor rapidez en la ejecucin de rampas de acceso entre bancos. Menores niveles de vibraciones y onda area, al ser las cargas operantes ms pequeas. Mejores condiciones para la restauracin y tratamiento de los taludes finales.

La seleccin de la altura ptima es el resultado de un anlisis tcnico econmico apoyado en estudios geolgico y geotcnicos que incluyen el aspecto de seguridad de las operaciones, as como los estudios de recuperacin de los terrenos afectados por las actividades mineras cuando se llega a la situacin final.

e)

Quebradura

Zona de inestabilidad que produce la tronadura de la ltima corrida de tiros sobre la futura cara libre de un banco que va entrar en explotacin. La Quebradura condiciona las operaciones de carguo y transporte debido a la variacin que se produce en el ancho del banco.

f)

Ancho de los bancos

Toda mina a cielo abierto requiere vas de acceso y de salida para camiones, transito de palas a distintos frentes de extraccin en general para el desplazamiento de vehculos menores. El ancho de Banco queda definido por los siguientes factores: Comportamiento del parmetro quebradura, Tcnicas de tronadura amortiguada empleadas y normas de seguridad impuestas en la mina ( vas de doble transito y ancho de berma y derrame). Se define como anchura mnima de banco de trabajo la suma de los espacios necesarios para el movimiento de la maquinaria que trabaja en ellos simultneamente. Siempre es necesario considerar una distancia de seguridad del orden de los 5 mts hasta el borde del banco.

g)

Rampas y accesos

Las pistas son los caminos por los cuales se realiza el transporte habitual de materiales de la explotacin, es decir, por los que circulan las unidades de acarreo. Tambin existen rampas que se utilizan exclusivamente como acceso a los rajos de los equipos que realizan el arranque y su servicio espordico. Ambas tienen distinto tratamiento y diseo, pues mientras que por las primeras la circulacin puede ser continua en los dos sentidos y a marcha rpida, la utilizacin de las segundas es mnima y a velocidad mucho ms lenta. En stas ltimas, la pendiente debe recomendarse por razones de seguridad pues, aunque la lubricacin de los mecanismos de las mquinas que van a circular por ellas permita fuertes inclinaciones, en ningn caso debe sobrepasarse el 20%, sobre todo teniendo en cuenta que, en ocasiones, tambin circularn por ellas vehculos de mantenimiento y reparacin. Con relacin a su anchura, sta debe superar, por lo menos, en dos metros el ancho de va de la unidad ms ancha que vaya a circular por ellas. Respecto a las pistas y rampas de transporte, en su diseo hay que considerar, en relacin con las unidades de transporte que se utilicen, una sede de parmetros que, sin perder el ritmo de operacin, las hagan seguras.


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Las bermas, se utilizan como reas de proteccin, al detener y almacenar los materiales que puedan desprenderse de los frentes de los bancos superiores, y tambin como plataformas de acceso o, incluso transporte, en el talud de una excavacin. La altura o separacin entre bermas, as como su anchura son funcin de las caractersticas geotcnicas del macizo de explotacin que conjuntamente con el resto de los parmetros que intervienen en el diseo de la mina conducen a la obtencin de un factor de seguridad que garantice la estabilidad del, talud general y seguridad de los trabajos. En el caso que una berma se utilice para la circulacin de su anchura debe cumplir con lo establecido para las pistas.

Cuando en las explotaciones se produzcan, con frecuencia, desprendimientos de los taludes y sea necesario trabajar en los niveles inferiores, o cuando se vayan a abandonar las minas, pueden construirse banquetas de material suelto -a modo de cordones o muros- para la proteccin en las propias bermas y para que retengan el material cado desde una cierta altura. Tabla : Dimensiones recomendadas para la construccin de banquetas Altura de Banco Zona de Impacto Altura de banqueta Anchura de (mts) (mts) (mts) banqueta (mts) 15 3.5 1.5 4 30 4.5 2 5.5 45 5 3 8

Anchura mnima de berma(mts) 7.5 10 13

h)

Proyeccion de la pila de material quebrado

Esta variable condiciona el tipo de equipo de carguo a utilizar en el desarrollo de mina ( cargadores frontales y palas electromecnicas), y corresponde a la geometra que tiene la pila de material fragmentado por tronadura En este sentido se pueden distinguir tres tipos de pilas de proyeccin: La pila apretada: Es consecuencia de los tiempos de retardo utilizados y generalmente contiene bolones preformados. Pila extendida: Compuesta por una zona que tiene una altura optima de trabajo y una zona de reapilamiento. Pila normal : Proyeccin optima segn los requerimientos de carguo de palas o cargador.


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i)

Ley de corte

Es el criterio usado en minera para discriminar entre mineral y estril en un yacimiento minero. El material cuya ley es menor que la Ley de Corte, se clasifica como lastre y es, dependiendo del tipo de minera, dejado in-situ o llevado a botaderos. Cuando es superior a la Ley de Corte, se clasifica como mineral, y es enviado a tratamiento para su recuperacin y eventual venta. La ley de corte se puede clasificar como: Ley de corte econmica

Es aquella Ley de Corte que tiene relacin con la ley que maximiza el beneficio neto, y est en funcin de algunos factores, tales como: precio del elemento, costos de recuperacin, produccin anual, y la vida del yacimiento. Debido a esto la Ley de Corte es variable en el tiempo, afectando directamente las reservas del yacimiento.

Ley de compensacin o equilibrio

Es la ley para la cual el ingreso se balancea, exactamente con los costos de extraccin, tratamiento y comercializacin. Ley de corte geolgica

Es el valor de referencia, que se usa para cuantificar la magnitud de los recursos minerales (recursos geolgicas) conque cuenta un yacimiento. Estos recursos pueden en parte no ser explotables, ya sea por problemas de mtodo de explotacin o por problemas de ndole econmico. Ley de corte de planificacin

Se utiliza para decidir que mineral es econmicamente explotable dentro de las reservas geolgicas. Los factores tcnicos que considera para su anlisis son fundamentalmente la capacidad de produccin y los procesos que se aplican al mineral para obtener el producto final. Los factores econmicos son los costos de produccin y los precios de ventas de los productos. La ley de corte de planificacin involucra un lapso de tiempo u horizonte de planificacin, dentro del cul adopta valores configurando una poltica de leyes de corte, entre las que se puede mencionar: Ley de Corte Constante. Ley de Corte Decreciente.

Ley de corte de extraccin

Corresponde a la ley de corte de explotacin en el momento mismo de extraer el mineral de la mina, asocindose a un costo marginal por estar ya realizando el desarrollo mina. El clculo de corte depende del punto de la decisin de corte en la vida de la mina. Al momento de decidir si explotar un bloque ms al final de la vida de la mina, los nicos costos empleados seran los costos de operacin en efectivo y una utilidad mnima para reflejar los costos de oportunidad de utilizar el dinero en alguna otra parte. En el caso de una decisin de explotar un ao ms, el costo sera los costos de operacin en efectivo, ms el capital de reposicin necesario, ms todos los costos generales y administrativos en los que se incurrira.


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Para una mina que se encuentra en la etapa de planificacin, los costos que se utilizarn son ms complejos y deben ser objetos de una cuidadosa consideracin. Se deben utilizar todos los costos directos de explotacin procesamiento y mercado. En la fase de explotacin, sta incluira los costos de perforacin, tronadura, carguo y transpone. Los costos de procesamiento cubriran los costos de chancado, transporte por correa, molienda y concentracin. Dependiendo de la forma final del producto, los costos de mercadeo podran incluir el manejo de concentrado, fundicin, refinamiento y transporte. Tambin se incluiran los costos directos adicionales por derechos de patentes e impuestos. Tambin se deben incorporar los costos fijos o generales tambin en el clculo. Se deben incluir los costos administrativos y generales para la mina, molienda y personal de oficinas administrativas. Hasta que no se haya determinado el tamao del rajo y desarrollado los costos fijos, slo ser posible estimar los costos a utilizar en el clculo.

j)

Diseo de pit final

Como primer paso para la planificacin de corto o largo plazo, se deben determinar los limites del rajo abierto. Los lmites permiten definir la cantidad de mineral explotable, el contenido de metal y la cantidad de lastre involucrada que se tiene que mover durante el transcurso de la operacin. El tamao, la geometra y la ubicacin del pit final son importantes, en la planificacin de reas de tranques de relaves, botaderos, caminos de acceso, plantas de concentracin y todas las dems instalaciones de superficie. El conocimiento que se obtiene a partir del diseo del pit final sirve, adems, para guiar futuros trabajos de exploracin. En el diseo del pit final, el ingeniero asignar valores a los parmetros fsicos y econmicos descritos en la seccin anterior. El limite de pit final representar el lindero mximo de todo el materia! que cumple con estos criterios. El material contenido en el rajo cumplir dos objetivos. 1. No se deber explotar un bloque a menos que ste pueda solventar todos los costos relacionados con su explotacin, procesamiento y mercadeo y de despeje del lastre situado sobre el bloque. 2. Para la conservacin de los recursos, se incluirn en el rajo todos los bloques que cumplan con este primer objetivo. El resultado de estos objetivos es el diseo que permitir maximizar la utilidad total del rajo, sobre la base de los parmetros fsicos y econmicos empleados. A medida que estos parmetros vayan cambiando en el futuro, tambin lo har el diseo del rajo. Dado que los valores de los parmetros no son conocidos nicamente al momento del diseo, el ingeniero podra disear el rajo para un rango de valores, a fin de determinar los factores ms importantes y su efecto en el lmite de pit final.


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CAPITULO 2: PRODUCCION EN MINAS A CIELO ABIERTO

Corresponde a la primera tronadura utilizada para abrir la mina, a travs de la creacin de una cua. Es importante considerar en este punto, que solo se cuenta con una sola cara libre, y por lo tanto el objetivo es crear una nueva cara libre a travs de una cua sin material, tras la cual comienza un desquinche en tres direcciones, para dar inicio al modelo diseado.

RAMPA DE ABERTURA DE LA MINA

Largo de rampaAn ra cho m de paBurdenEs pa ci am ie nt o.

Taco Taco

Altura de rampa

Pis od e ra mp a

Roca compacta

Pas Pasadura

Pendiente Rampa 5% Nota : Sin achurar es la cua que hay que remover.

PARAMETROS DE DISEO: El primer paso corresponde a la determinacin del dimetro de Perforacin a utilizar, para lo cual se debe recurrir a la informacin geotcnica entregada, tales como la porosidad y el ngulo de friccin, con los cuales a travs de un anlisis de esfuerzo compresivo simple, determinaremos el esfuerzo asociado a la roca en tratamiento. El clculo del dimetro de perforacin a usar ser proporcionado por la siguiente relacin: D = C/4050 (pulg) donde D = dimetro de perforacin. C = Resistencia compresiva de la roca (PSI).


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Con el dimetro de perforacin procedemos a disear la malla de tronadura (Burden, Espaciamiento, Pasadura, Taco). En primer lugar se debe calcular el Burden, para lo cual haremos uso de la constante KB Corregida. Utilizando la relacin siguiente: B = KBC * D donde B = Burden KBC = Factor corregido D = Dimetro de perforacin

El factor KB, es un factor que depende del explosivo a usar y de la roca a remover. La forma de corregirlo es de la siguiente manera: KBC = KB * A1 * A2 donde A1 = Factor correccin de la roca A2 = Factor correccin del explosivo KB = Factor sin corregir

Definiendo cada termino, se tiene:

1 = [RSnn/ RP]

1/3

donde RS = Densidad de roca standard RP = Densidad de roca prueba (granito)

2/3

A2 = [VP2 / VST2]

donde VP = Velocidad detonacin expl. prueba VST = Velocidad detonacin expl. standard

As KB Corregida ser: Kbc = Kb * A1 * A2 Calculo de Burden B = Kbc * D (mts)

Como la malla de tronadura es cuadrada, el valor del Burden es el mismo que el espaciamiento, entonces B = E


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Ahora, mediante una relacin emprica podemos determinar tericamente la altura del banco relacionada directamente con la capacidad del cazo del equipo de carguo. As tenemos entonces: HB = 1.8 * Cp + 18 (pie) Donde Cp = capacidad del cazo en (yd3) HB = altura del banco terica.

Con esta altura de banco y una pasadura de 1.5 (mt) podemos estimar un valor para el taco T = Kt * D Donde Kt = constante de taco D = Dimetro de perforacin

Luego, con los datos de altura de banco y pendiente podemos estimar el largo de rampa. Cabe destacar que la pendiente utilizada nos permite tener un buen nivel de confianza para la operacin, ya que el rango de seguridad para pendientes vara entre un 3% a un 8%. El clculo de la longitud de la rampa es como sigue: HB L = ------tg x HB * 100 -----------P

=

(mt)

donde

L = largo de rampa P = pendiente HB = Altura Mxima de Rampa.

Con todos los datos obtenidos podemos calcular el nmero de tiros necesarias por filas y columnas para volar la rampa, esto se calcula de la siguiente manera.

Nmero de tiros por columna = Nmero de tiros por fila =

Ancho rampa / Espac. Largo rampa / Burden

Como lo que hay que volar es una cua, esto trae la dificultad en la estimacin de los parmetros que definen los tiros de cada fila como es la longitud del tiro, el taco y la pasadura. Este problema se soluciona empleando la semejanza de tringulos que dice Los segmentos determinado por un sistema de paralelas en dos rectas que lo cortan son proporcionales. Teniendo en cuenta que lo que se va a tronar es una cua, esto trae la dificultad en la estimacin de parmetros como la longitud del tiro, pasadura, taco , altura de banco. Este problema se soluciona empleando la semejanza de tringulos o el Teorema de Tales que dice : Los segmentos determinados por un sistema de paralelas en 2 rectas que lo cortan son proporcionales , es as que el formulismo a emplear es el siguiente (tanto pata la H banco, pasadura y taco) : a) LR HB = BI HBI HBI = BI * H B PI = LTI - HBI LR


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As, sucesivamente para el total de las filas. Con estos obtendremos todos los parmetros de Taco, pasadura, altura de banco y longitud de tiro para cada fila. Luego se construye una tabla que represente los parmetros calculados adems del consumo de explosivos y el factor de carga de la voladura de la rampa, para esto se utilizar el siguiente formulismo: Para el peso o cantidad de explosivo tendremos: Qi = 0.25 * ( * D2) * (Hb + P- T) * exp. Luego para calcular el factor de carga tenemos: Qi [ (LR * (HB ) * AR * roca ] 2

FC total =

Consideraciones de diseo de rampa Fragmentacin requerida. 1. Una fragmentacin uniforme generalmente requiere la produccin de caras libres nuevas durante el proceso. 2. Generalmente se obtiene una fragmentacin ptima en roca maciza cuando se detona un barreno por retardo y el retardo entre las perforaciones de una misma fila es 40ms. 3. El retraso entre las filas debera ser a lo menos 2 a 3 veces el retraso entre los barrenos de una misma fila. Desplazamiento de la pila de material. 1. La direccin del desplazamiento depende del camino que representa menor resistencia a la energa explosiva. 2. La secuenciacin de los retardos no compensar un diseo de tronadura inapropiado. 3. Con un diseo de tronadura inapropiado, la secuencia de retrasos puede controlar la direccin y grado de desplazamiento. 4. Intervalos de retardos cortos (< 25ms) entre los barrenos de una fila reducir la fragmentacin, pero mejorar el desplazamiento. 5. Habitualmente se requieren intervalos de retardo ms largos (> 150 ms) entre las filas para maximizar el desplazamiento. 6. Con frecuencia el tipo de excavadora determinar el grado de desplazamiento requerido, lo que indicar el intervalo entre las filas de barrenos.


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Control de la pared. 1. Intervalos de retardo demasiado cortos entre los barrenos de una fila y entre las filas, puede producir sobreexcavacin excesiva. 2. Si el retardo entre los barrenos de la ltima fila es inferior a 42 ms, las cargas pueden actuar juntas y daar la pared posterior. 3. Un intervalo de retardo demasiado corto entre las filas (< 35 ms) facilitar la fractura atrs de la ltima lnea de barrenos debido a un mayor confinamiento. Geologa. 1. Las capas dbiles pueden interrumpir o interceptar barrenos adyacentes no detonados. 2. Los planos de estratificacin con cohesin limiada pueden desplazarse causando interrupciones de explosivos 3. Las masas de roca muy fracturadas ventilan los gases explosivos en todas direcciones, aumentando el potencial de interrupciones. 4. Cuando se realicen tronadura en geologas como las descritas anteriormente, los intervalos de retardo entre las filas debern ser mantenidos por debajo de los 60ms.

Explosivos utilizados. 1. Los productos explosivos de mayor densidad (> 1.25 gr/cc) que utilizan aire retenido para sensibilizacin pueden dejar de detonar por efecto de la presin de detonacin de los barrenos adyacentes. 2. Al realizar tronaduras en situaciones sobre confinamiento, como en excavacin de zanjas, pueden requerirse detonadores especiales resistentes a la presin


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2. SISTEMAS DE PERFORACION Los dos grandes mtodos mecnicos de perforacin de rocas utilizados en los mtodos de explotacin a cielo abierto son los rotopercutivos y los rotativos Mtodos Rotopercutivos: Son los mas utilizados en casi todos los tipos de Roca, tanto si el martillo se sita en la cabeza o en el fondo del Barreno ( DTH). Perforacin con martillo en la cabeza: Martillos de aire o hidrulico La energa rompe la roca en pequeos cortes El aire comprimido evacua el detritus. La velocidad disminuye con la profundidad

Perforacin con martillo en el fondo (DTH): El martillo se localiza en el extremo de la barra de la perforacin. La energa no se pierde a medida que avanza la perforacin. Los tubos de perforacin conducen el aire comprimido hacia el martillo, Aumentando la presin del aire se potencia la energa delpistn y posibilita una penetracin ms veloz. Originalmente se uso este sistema para formaciones rocosas de una dureza mediana o dureza.


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Mtodos Rotativos Usado para barrenos de gran dimetro Sistema ms eficiente en rocas blandas y medianas Necesita una gran capacidad de empuje del bit y un mecanismo superior de rotacin fuera del agujero. El torque y la presin rompen y muelen la roca. La eficiencia est definida por la relacin entre la presin suministrada y la velocidad de rotacin.

Ventajas del sistema DTH. Peso mnimo sobre el bit. Perforaciones ms rectas. Menor torque y velocidad de rotacin. Limpieza efectiva del barreno

Variables que influyen en el diseo de la perforacin Variables de diseo o de operacin Perforadora Barras Brocas Fludo de circulucin Tipo de Roca Factores de perforabilidad Propiedades de la roca Condiciones geolgicas


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Factores de servicio Mano de obra. Sitio de trabajo. Tamao de la operacin. Disponibilidad de energa. Clima y Supervisin.

Principales clculos relacionados a la perforacin En general el dimetro de perforacin obedece a un criterio geotcnico de la forma: D = Rc 4050 Donde los valores promedios ms utilizados en yacimientos de cielo abierto fluctan entre 7 a 13 pulgadas. Para el clculo de las mallas de perforacin y tronadura existen diversos criterios. Uno de estos corresponde al criterio de Asch, que lo podemos resumir como la siguiente forma:

B= Kbc *D Donde B : burden Kbc : constante de burden corregido. ( 20-25) D : dimetro de perforacin. E = B *Ks Donde E : espaciamiento. Ks : constante de espaciamiento ( 2 2.5)

P = B* Kp Donde P : pasadura. Kp : constante de pasadura. T = B* Kt Donde T : taco. Kt : constante de taco.


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3. SISTEMAS DE TRONADURA

ASPECTOS GENERALES. Tronadura, es una tcnica que utiliza al explosivo como medio para fragmentar y posteriormente desplazar una masa rocosa a travs de un mecanismo dinmico (onda de choque) y un mecanismo esttico (accin de los gases de detonacin). En la definicin anterior se ha nombrado el uso de explosivos, los cuales en ste tipo de faenas (tronadura) son de suma importancia, para ello debemos dar una corta definicin sobre que es un explosivo. Definicin explosivo Explosivo es una fuente desde la cual se puede liberar energa en forma rpida con un grado de violencia requerido, pero que en todo momento ste proceso est controlado.

Clasificacin general de los explosivos Esta clasificacin se realiza segn el modo de producir energa, por lo cual existen tres tipos: Explosivos Qumicos. Explosivos Mecnicos. Explosivos Nucleares. La definicin de cada uno de estos tipos de explosivos no ser expuesto debido a que no es de importancia para el presente trabajo. Los explosivos convencionales y los agentes explosivos poseen propiedades diferenciadoras que los caracterizan y que se aprovechan para la correcta seleccin, atendiendo al tipo de tronadura que se desea realizar y las condiciones en que se deben llevar a cabo. Las propiedades de cada grupo de explosivos permiten adems predecir cuales sern los resultados de fragmentacin, desplazamiento y vibraciones ms probables. Las caractersticas ms importantes son: potencia y energa desarrollada, velocidad de detonacin, densidad, presin de detonacin, resistencia al agua y sensibilidad. Otras propiedades que afectan al empleo de los explosivos y que es preciso tener en cuenta son: los humos (su color), la resistencia a bajas y altas temperaturas, la desensibilizacin por acciones externas, etc.

Explosivos utilizados en minera a cielo abierto En la actualidad el Anfo y los productos Nitrocarbonitratos, constituyen la mayor parte de los explosivos usados en la explotacin a cielo abierto y sobre todo en los prfidos cuprferos. Las Emulsiones explosivas han tenido un gran desarrollo en los ltimos aos y los Anfos Pesados (mezcla de emulsin y anfo) dominan hoy, ampliamente el mercado de los explosivos a granel cuyas caractersticas y rendimientos son muy variables.


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Tipos de explosivos a. Dinamitas: Mezcla explosiva cuyo sensibilador es la Nitroglicerina. Los usos principales son en trabajos relacionados con excavaciones subterrneas y de superficie, tanto en faenas mineras como en obras civiles. Los tipos de dinamitas son: Gelatinas. Semigelatinas. Granuladas. b. Emulsiones: Sistema que contiene dos faces lquidas naturalmente inmisibles entre si, una de las cuales se dispersa como pequeas gotas dentro de la otra. Se usan en trabajos relacionados con excavaciones subterrneas y de superficie, en sectores que es necesario un explosivo de alta resistencia al agua. Sus propiedades principales son: Son altamente seguras a la friccin, impacto y fuego. Son muy resistentes al agua. dependiendo de la consistencia pueden ser bombeadas. Los tipos de emulsiones son: Emulsiones de pequeo dimetro. Emulsiones de dimetro intermedio. Emulsiones para gran dimetro.

c. Slurries y Aquageles: l Mezclas hmedas en forma de suspenciones, que contienen aditivos que les permiten presentar la forma de geles. Sus usos son en trabajos relacionados con excavaciones subterrneas y de superficie.

d. Nitrocarbonitratos: i Mezclas elaboradas a base de Nitrato de Amonio (prill) y combustibles adecuados. Se utilizan en trabajos relacionados con excavaciones subterrneas, de superficie, en sectores secos. Sus principales tipos son: Anfos. Anfos aluminizados.

e. Iniciadores y rompedores APD: Productos a base de Pentrita (Pent) y TNT, mezcla que se denomina Pentolita. Se utilizan como iniciadores de explosivos en perforaciones de gran dimetro, reduccin de bolones en labores abiertas y subterrneas. Las propiedades principales son: Alta velocidad de detonacin (sobre 7000 mt. / seg.).


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Mayor resistencia al fuego, impacto y friccin. Efecto direccional, en el caso de los rompedores. Los tipos de iniciadores y rompedores son: Iniciadores cilndricos regulares y tipo Nonel. Rompedores cnicos.

Criterios de seleccin de los explosivos Uno de los grupos de variables controlables por los tcnicos en tronaduras es el constituido por los explosivos. La eleccin del tipo de explosivo forma parte importante del diseo de una tronadura y por consiguiente de los resultados a obtener. Los usuarios de explosivos a menudo caen en la rutina y en el espejismo de unos costos mnimos de arranque sin tener en cuenta toda una serie de factores que son necesarios analizar para una correcta seleccin: precio del explosivo, dimetro de carga, caractersticas de la roca, volumen de roca a tronar, presencia de agua, condiciones de seguridad, etc. De todas estas variables o factores, el ms importante es sin duda el costo del explosivo. En principio, hay que elegir el explosivo ms barato con el que se es capaz de realizar un trabajo determinado.

Factores principales que afectan la eficiencia de la tronadura Las propiedades geomecnicas del macizo rocoso a tronar conforman el grupo de variables ms importantes no slo por su influencia directa en los resultados de las tronaduras sino adems por su interrelacin con otras variables de diseo. Si se clasifican las rocas en cuatro tipos, se pueden tomar como consideracin criterios para la seleccin del explosivo y de sta manera abaratar los costos que una tronadura conlleva. Rocas masivas resistentes. Rocas muy fisuradas. Rocas conformadas en bloques. Rocas porosas. Los materiales que constituyen los macizos rocosos poseen ciertas caractersticas fsicas que son funcin de su origen y de los procesos geolgicos posteriores que sobre ellos han actuado. El conjunto de stos fenmenos conduce en un determinado entorno, a una litologa particular con unas heterogeneidades debidas a los agregados minerales policristalinos y a las discontinuidades de la matriz rocosa (poros y fisuras); y a una estructura geolgica en un estado tensional caracterstico, con un gran nmero de discontinuidades estructurales (planos de estratificacin, fracturas, diaclasas, juntas, etc.). Las propiedades ms relevantes de las rocas que afectan al diseo de una tronadura son: Densidad. Resistencia dinmica de las rocas. Porosidad. Friccin Interna. Conductividad. Composicin de la roca.


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Las tronaduras donde se produce un cambio litolgico brusco, por ejemplo: estril / mineral, y consecuentemente una variacin de las propiedades resistentes de las rocas, obligan a una reconsideracin del diseo, lo cual afecta en los costos del proceso de tronadura en una faena minera. Otras variables litolgicas son: Fracturas Preexistentes. Tensiones de campo. Presencia de agua (acufero). Temperatura del macizo rocoso.

Variables de diseo de una tronadura eficiente Las variables de diseo geomtrico de una tronadura son bien sabidas, las cuales sern nombradas a continuacin, ya que explicar cada una de ellas es innecesario para el alcance de ste trabajo: Dimetro de barrenos. Altura de banco. Inclinacin de los barrenos. Taco. Pasadura o sobre perforacin. Espaciamiento. Burden. Tipo de malla; ya sea malla cuadrada (E=B) o malla rectangular (E= 1.5 * B). En general para un eficiente y econmico diseo de trunadura se debe tomar en cuenta las siguientes variables: Las propiedades de los macizos rocosos que influyen ms directamente en el diseo de tronaduras son: Resistencias dinmicas de las rocas. Espaciamiento y orientacin de las discontinuidades. Litologas y potencias de los estratos en formaciones sedimentarias. Velocidades de propagacin de las ondas. Propiedades elsticas de las rocas. Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades. Indice de anisotropa y heterogeneidad de los macizos rocosos, etc. La determinacin de cada uno de stos parmetros a travs de mtodos directos o de laboratorio, resultan muy difciles y costosos, lo cual trae como consecuencia un costo adicional en el proceso tanto de perforacin como de tronadura. Las variables geomtricas tienen como objetivo primordial: Distribucin uniforme de la energa. Confinamiento apropiado de la energa. Nivel adecuado de energa. Los cuales permitirn ajustar el diseo para satisfacer las condiciones existentes de cada tipo de yacimiento y as obtener una tronadura eficiente y econmica, lo cual traer como consecuencia inmediata menores costos de preparacin de la tronadura y operacin; y adems menores costos en explosivos y accesorios.


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DISEO DE TRONADURA. PARMETROS DE DISEO Tanto la eleccin del rango de dimetro que se puede perforar en una faena, como la altura del banco con que se trabajar, depende principalmente de consideraciones econmicas basadas en el tamao del equipo mismo con que se trabajar (palas, camiones, perforadoras), adems de consideraciones geolgicas estructurales y geogrficas. O sea, para el dimensionamiento de la malla de tronadura deben partir conociendo tanto el dimetro como la altura del banco; debe quedar claro que el dimetro puede variar en pequeos rangos. Altura de los bancos. La altura de bancos puede ser dictaminada por el grosor del mineral de cierta ley. La altura de la pluma de la perforadora tambin es un factor que debe considerarse. Si la altura del banco es excesiva, la pila de material tiende a ser muy alta para trabajarla con seguridad. Tambin se vuelve muy dificil botar bolones sueltos desde de la parte superior del frente, haciendo peligrosa la operacin de la pala o cargador cerca del fondo del frente. La altura del banco tiene los siguientes efectos en los resultados de la tronadura: a) El largo, y por lo tanto la altura del banco, tiene una fuerte influencia en limitar el burden y espaciamiento entre los hoyos iniciados simultneamente. Para una distancia de burden dada, el espaciamiento mximo no puede lograrse hasta que el largo de la carga sea dos veces la distancia del burden. b) La roca a lo largo de la columna del taco, puede ser de hasta un 40% del volumen total de roca a removerse. Por lo tanto, desde el punto de vista de aumentar la eficiencia de la tronadura, existe una buena razn tcnica cuando los dimetros de hoyos son grandes, para seleccionar frentes relativamente altos. c) Cuando se perforan hoyos de primera fila verticales en frentes inclinados altos y/o bajos, el burden inferior puede resultar excesivo. Si los hoyos no pueden ser inclinados, este burden inferior puede limitar la altura del banco. d) Los frentes altos tienen el problema de la considerable desviacin de la broca del barreno, especialmente en hoyos de dimetros ms pequeos. La desviacin de los hoyos limita el mximo de altura permisible de los bancos.

Dimetro de perforacin. El dimetro de los hoyos depende de las propiedades de la roca, del grado de fragmentacin requerido y de los costos relativos de perforacin por tonelada para cada tamao de broca.. Cuando el terreno es dificil de romper, los hoyos de menor dimetro tienne la ventaja de tener una mejor distribucin de la energa del explosivo a travs de la masa de roca a tronarse. Cuando se aumenta el dimetro del hoyo y el factor de energa permanece constante, generalmente el diseo de hoyos da una fregmentacin ms gruesa. Cuando las grietas o planos de estratificacin pronunciados dividen el burden en grandes bloques, a menudo se alcanza una fragmentacin aceptable slo cuando cada bloque o boln es interceptado por un hoyo. Esto puede requerir el uso de hoyos de pequeo dimetro y el correspondiente diseo de perforacin ms pequeo. Los hoyos de pequeo dimetro dan un mejor rompimiento de la superficie, ya que las cargas se pueden elevar ms arriba en el hoyo. Esta es una ventaja muy real en terrenos de muchos bloques. Existe un incentivo considerable en aumentar los dimetros de hoyos para reducir los costos de perforacin. Parte de la consecuente prdida en la fragmentacin puede compensarse usando un factor de energa mayor.


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En rocas ms blandas y/o ms altamente fisuradas, el promedio real de dimetro de hoyo puede ser significativamente mayor que el dimetro nominal.

Inclinacin de los barrenos. La perforacin inclinada proporciona una mejor distribucin del explosivo en el hoyo y es muy efectiva en: a) Condiciones de pisos muy duros. b) Reduccin de la quebradura. Los hoyos inclinados tambin dan un aumento de la dislocacin vertical y soltura del material tronado. Normalmente se mejora el quebramiento por el reducido volumen de roca adyacente al taco (donde normalmente se originan los bolones). El uso de hoyos verticales normalmente resulta en una considerable variacin del burden entre la parte superior e inferior del frente. Los hoyos de la primera fila a menudo estn perforados cerca del borde para remover el burden inferior muy grande. Pero los gases de la explosin, pueden soplar prematuramente en la parte superior del frente, causando altos niveles de ruido, explosin de aire y/o proyeccin de rocas. Si se perfora un hoyo vertical a una distancia de burden nominal desde el borde, se puede esperar una pata dura e inamovible. Una de las mayores ventajas de los hoyos inclinados es la mayor uniformidad en toda la longitud del hoyo. Lo ideal, sera que el hoyo fuera paralelo al frente. Cuando los hoyos son inclinados, se requiere una menor pasadura, por lo tanto, se causa menos daos en el rea debajo del piso del banco. Donde los frentes son altos, se recomiendan ngulos de 20 a 30. Los angulos mayores de 30 se usan muy poco por las dificultades de mantener el alineamiento de los hoyos, el excesivo desgaste de la broca, etc.. Cuando se hace un cambio de perforacin vertical a inclinada, se debe tener cuidado de asegurar que el burden de la primera fila de hoyos no sea demasiado pequeo.

DIMENSIONAMIENTO DE MALLA DE PERFORACIN Y CLCULO DE CARGA EXPLOSIVA La roca, como se ha indicado, es la variable geomtrica ms crtica en el diseo de una voladura. Para su determinacin, desde hace varias dcadas, se han desarrollado diferentes metodologas de clculos. Mtodo de Langefors. * Burden Mximo:

B= (D / 35.6) * ( P*S/(C*F*EV)Donde: D : P : S : F :

Dimetro de perforacin en mms. Grado de retardo, que es la cantidad de carga en kg/dm3 del volumen nominal del tiro. Potencia relativa al Anfo en peso del explosivo. Grado de fijacin de los tiros. (Depende de la inclinacin de los tiros) Tiros verticales F = 1 Tiros 70 F = 0.9 Tiros 63 F = 0.85 C : Constante especfica de la roca. (Calculada a partir de c ).


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c + 0.5 C c + 0.7/B

para B mayor o igual a 1.4 m. para B menor a 1.4 m.

c es la constante de la roca y su valor promedio es 0.4 kg/m. EV : Relacin espaciamiento burden. (Vara entre 1 a 2). * Profundidad del Barreno:

H = (L + J) / Sen : Inclinacin del hoyo respecto a la horizontal.

* Burden Prctico (B1):

B1 = B * (1- 0.03 * L) B1 = B - 0.5 * L

Para tronaduras con filas mltiples.

Para tronaduras con una fila.

* Concentracin carga de fondo:

Qbk = P * (D / 36 ) 2

(kg/m)

* Espaciamiento:

E = EV * B Hb = 1.3 * B

* Largo Carga de fondo:

Largo carga columna:

Hp = H - (Hb + T)T : taco = B1 (B en ciertos casos).

* Concentracin carga de columna:

Qpk = 0.5 * Qbk

* Carga de fondo:

Qb = Hb * Q bk Qp = H p * Q pk

* Carga de columna:


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Mtodo de ASH. Consiste en aplicar, para el diseo de una tronadura en banco, cinco relaciones que son:

a) Relacin de Burden.Kb = B / (D * 0.0254)B : Burden (mts.). D : Dimetro del hoyo en pulgadas.

b) Relacin de profundidad del hoyo.

Kh = H / Bc) Relacin de pasadura.

H : Profundidad del hoyo (mts.).

Kj = J / Bd) Relacin de taco.

J

: Pasadura del hoyo (mts.).

Kt = T / Be) Relacin de espaciamiento.

T

: Taco (mts.).

Ks = S / B

S

: Espaciamiento (mts.).

El factor Kb depende del tipo de explosivo usado y del tipo de roca. Se calcula con la siguiente frmula:

Kb = 0.1573 * (de / dr ) (ve ) 2/3Donde: de : dr : Ve: Densidad del explosivo. Densidad de la roca. Velocidad de detonacin (m/s).

ASPECTOS DE DISEO DE TRONADURA EN RAJO ABIERTO. Relaciones en los Diseos: Los Diseos de mallas de perforacin varan grandemente y dependen del dimetro de los hoyos, propiedades de la roca, grado de fragmentacin y desplazamiento deseado y altura de banco. Cuando se requiere una fragmentacin mxima en terreno duros, el burden (B) y espaciamiento (S) deben ser conservativos. Cuando una buena fragmentacin es menos importante, cuando el terreno es desmenuzable por tronadura que tiende a quebrarse fcilmente, se puede obtener resultados satisfactorios perforando hoyos de mayor dimetro con un correspondiente diseo ms grande.


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Normalmente se puede obtener los resultados cuando S y B estn aproximadamente igualados, formando un diseo cuadrado. Pero el diseo en que S excede a B es ms efectivo, particularmente en formaciones duras, difciles de quebrar: un S mayor tiende a causar ms torcimiento y rasgamiento de la roca, menos separacin a lo largo de la lnea de los hoyos y menos quebradura. Un mayor espaciamiento (y burden ms corto) son ventajosos en que hay menos posibilidad de cortes. Los espaciamientos apreciablemente menores que el burden tienden a causar la separacin prematura entre los hoyos y una temprana soltura del taco. Ambos efectos estimulan la rpida liberacin de los gases hacia la atmsfera; la quebradura normalmente es considerable. Esta prdida de energa de levantamiento disminuye el rompimiento total del burden y a menudo se encuentran grandes planchas en el material tronado. Cuando la razn S:B perforada es demasiado alta, cada carga fragmentada desplaza una seccin prismtica de la roca. El frente medio entre las filas de hoyos posteriores puede permanecer intacto, especialmente cerca del nivel del suelo, donde la incompetencia del espacimiento se manifiesta como burden inferior. Normalmente la fragmentacin aumenta a medida que la relacin espaciamiento efectivo: burden efectivo (Se:Be) aumenta hasta aproximadamente 4,0. Tenemos dos tipos de diseo caractersticos, la diferencia entre los diseos regulares y escalonados es apreciable, este ltimo generalmente da resultados superiores, especialmente donde la roca es masiva y difcil de quebrar. (Con valores Se/Be altos, el nmero de hoyos puede reducirse y/o aumentarse la eficiencia de la perforacin como resultado de la fragmentacin mejorada y ms uniforme). Los cambios de B tienden a afectar el grado total de fragmentacin mucho ms rpidamente, que los cambios en S. Por lo tanto, si los resultados de la tronadura son ms adecuados y se decide probar un diseo mayor, S normalmente debera aumentarse en vez de B. Sin embargo, si el diseo ya est bastante aumentado, puede ser necesario mantener S constante y aumentar B marginalmente. Con cualquier tronadura de prueba, es importante que la pila de material se remueva completamente y se logre la eficiencia en la peroracin antes de perforarse la prxima tronadura. Cuando un solo diseo cubre dos o ms tipos de roca, puede que el ingeniero de tronadura desee, para lograr mxima eficiencia, usar distintos burden y espaciamiento para cada roca. En tronaduras con filas mltiples con las troncales de cordn detonante, los cambios en el burden causan dificultades, tanto para atar las troncales como para introducir los SRS (sistemas de retardo en superficie). Las diferencias de diseo se logran mejor modificando el espaciamiento de los hoyos. En diseos en lnea, los cambios en el espaciamiento no causan ningn problema. Sin embargo, en tiros tipo V, ocurre un leve torcimiento de aquellas troncales que cruzan la(s) zona(s) de contacto. No se puede alcanzar resultados ptimos en la tronadura salindose del diseo programado de los hoyos.

Secuencia de Iniciacin: La secuencia de iniciacin puede alterar radicalmente el burden nominal y al espaciamiento, por lo tanto, puede tener una apreciable influencia en los resultados de la tronadura. Los diseos cuadrados disparados en V proporcionan mejor fragmentacin que los disparados en lnea (fila por fila). El disparo en V es efectivamente escalonado y tiene una razn Se:Be superior (2.0 en ves de 1.0). La ventajas y desventajas de ciertas secuencias de iniciacin se ilustran mejor al considerar los siguientes tres diseos de hoyos/iniciacin: a) En el diseo de la figura 1, no hay retardo en la red de troncales de cordn detonante. Todos los hoyos detonan simultneamente. Hay excesiva vibracin del suelo. Como las filas de hoyos posteriores no puede desplazar su burden hacia delante, se craterizan hacia arriba hacia el frente horizontal. Esto causa


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considerable proyeccin de rocas y quebraduras. La fragmentacin tiende a ser relativamente pobre y las condiciones de perforacin difciles. La detonacin simultnea de un diseo escalonado de filas mltiples mejora levemente la fragmentacin (resultado de una mejorada distribucin del explosivo), pero la compactacin de la pila de material, perforabilidad, niveles de vibraciones, quebradura y proyeccin de rocas sern igualmente desfavorables. b) En la figura 2, el diseo cuadrado es iniciado en V. La razn Se:Be es 2.0 y la mayor parte de los hoyos de la segunda y subsecuentes filas estn efectivamente escalonados. La fragmentacin tiende a ser mejor que la alcanzada con diseos de lnea. Como las direcciones principales del movimiento de la roca son en ngulo de 45 con respecto al frente inicial, el desplazamiento hacia delante es restringido. La accin de detonacin con retardo de los hoyos de las filas posteriores reducen la quebradura y por lo tanto, contribuyen a la estabilidad de la pared de rajo. Este diseo es particularmente til donde los hoyos no son supervisados o perforados en su localizacin exacta. Las troncales de cordn detonantes pueden atarse correctamente aun cuando exista un error significante en la perforacin. El mejor diseo disponible es aquel mostrado en la figura 3.- los hoyos se perforan en un diseo triangular equilatero, siendo esto ptimo desde el punto de vista de la distribucin de la energa del explosivo. La secuencia de iniciacin en V proporciona una relacin Se:Be de 3,5; esto es aproximadamente igual al valor para fragmentacin ptima. Este diseo esta dando muy buenos resultados en varias tronaduras de las minas ms grandes del mundo y en las mayores canteras de Australia. El burden pequeo y la relativamente larga duracin total de la tronadura contribuyen a obtener intensidades de vibraciones del suelo ms bajas. La secuencia de retardo de las detonaciones de la fila posterior reduce la quebradura y mejora la estabilidad de las paredes

SECUENCIA DE SALIDA Las variaciones de retardo, tienen insignificantes efectos en los costos de la tronadura, pero pueden tener una apreciable influencia en los costos combinados de perforacin, tronadura, carguo, transporte y chancado. Aunque el tipo y calidad del explosivo y la geometra de la tronadura sean satisfactorios, el uso de retardos inadecuados, puede producir diversos problemas. El grado de la fragmentacin y el desplazamiento de la pila de material, estn muy influenciados por la disponibilidad de caras libres efectivas, lo cual puede obtenerse con un buen sistema de secuenciado de salida.

Efectos del retardo en la fragmentacin. La seleccin del tiempo de retardo adecuado de iniciacin es tan importante como la seleccin del Burden y Espaciamiento. El sistema de retardo, puede ser por barreno o por fila. La iniciacin simultanea de una fila exige un espaciamiento ms grande, por lo que el costo por tonelada fragmentada se reduce, la desventaja de este tipo de iniciacin es que presenta problemas de vibracin. Aunque se producen ms toneladas con la iniciacin instantnea, la fragmentacin es ms gruesa que la producida con retardos por barrenos. El retardo por barreno, reduce las vibraciones y produce una fragmentacin ms fina a un costo mayor. Efectos de Retardos cortos entre filas. Pilas de material ms altas y mas cercanas a la cara del banco. Ms quebradura. Ms violencia, tronaduras de Aire y vibraciones. Ms probabilidades de proyeccin de rocas.


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Efectos de Retardos Largos entre filas. Disminucin de niveles de vibracin. Disminucin de la quebradura Mayor proyeccin de la pila de material y de menor altura.

Metodologa para la determinacin de retardos por barrenos.

th = TH x SDonde: th : Retardo entre barrenos en ms. TH : Constante de retardo. S : Espacimiento. Tipo de roca Arenisca, Carbon Algunas calizas, sal comun, pizarras. Calizas compuestas y marmoles, granitos y basaltos, rocas cuarciticas, algunos gneises y gabros Magnetitas, diabasas porfdicas, geneises compuestos Constante TH (ms./m) 5.9 6.9 9 5.9 3.9 4.9 3 3.9

Metodologa para la determinacin de retardos entre filas.

tr = TR x BDonde: tr : Retardo entre filas en ms. TH : Factor de tiempo entre filas. B : Burden. Resultado Tronadura de aire violenta, mucha quebradura. Pilas altas cercanas a la cara del banco, tronadura de aire y quebradura moderada. Pila altura promedio, tronadura de aire y quebradura promedio Pila diseada con una quebradura mnima. Constante TR (ms./m) 6.6 6.6 9.9 9.9 - 13.1 13.1 19.7

TRONADURA DE PRECORTE Consiste en aislar la roca que ser tronada de las rocas de alrededor, mediante grietas, es decir, crear una discontinuidad o plano de fracturas que formar el contorno final, antes de la tronadura de produccin o bien junto con sta, pero adelantndose un intervalo de tiempo comprendido entre 90 (ms) a 120 (ms). Formando una fila de tiros, generalmente de pequeo dimetro, espaciamiento reducido y con cargas de explosivos desacopladas. Esta tcnica tiene por objeto proteger la superficie de la roca remanente, alrededor de la tronadura, se trata no solamente de obtener una pared lisa, sino tambin de proteger la roca del agrietamiento, eliminando las


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fisuras, de lo contrario pierde la totalidad o una parte de sus propiedades de autosostenimiento. El peor aspecto de la superficie final es lo que influye sobre la evaluacin que en estas ocasiones se hace del resultado. La eficiencia del precorte depende del tipo de explosivo utilizado, dimetro de la carga, distribucin de la carga usada tanto en la lnea de precorte como en la ltima fila de produccin, del Burden entre la lnea de precorte y la ltima fila de produccin y del tiempo da salida de ambas. El espaciamiento entre perforaciones, dimetro de perforacin y la concentracin de carga, deben determinarse de acuerdo a las exigencias de calidad del terreno. Como en el precorte no se utiliza cara libre, debido a esto la roca remanente esta expuesta a grandes vibraciones. Sin embargo, a pesar de este hecho, este mtodo se usa preferentemente en las tronaduras de contorno donde se considera el mnimo de posibles desviaciones del contorno terico, especialmente si la tronadura se realiza en roca dura. En esencia este mtodo implica controlar la energa transferida a la roca, de manera que el exceso de tensin en la roca origine formacin de grietas entre tiros. Dimetro del tiro Carga Dimetro de la carga Espaciamiento mm. kg / m mm. Mt. 75 0.50 25 N 0.60 - 0.90 87 0.70 25 N 0.70 - 1.00 100 0.90 29 G 0.80 - 1.20 125 1.40 40 N 1.00 - 1.50 150 2.00 50 N 1.20 - 1.80 200 3.00 52 G 1.50 - 2.10 250 3.38 65 G 1.80 - 2.40 TABLA: Dimensiones recomendadas para tronadura de precorte, explosivos referidos como Nabit (N), Goma (G). Las condiciones mnimas de Bueden (desde el precorte hacia la cara libre) para disparar un precorte, son de unos 14 a 16 (m), pues de otro modo los estados tensionales y de confinamiento no sern los idneos. Normalmente el espaciamiento de los tiros de precorte aumenta con el dimetro de los mismos. Para formaciones fciles de quebrar los espaciamientos recomendados, en un comienzo, pueden aumentarse en un 25 % aproximadamente. En caso de utilizar tiros de gran dimetro, en el precorte, se puede observar que una de las ventajas potenciales es la probabilidad que tiene la tronadura de una mayor profundidad como resultado de una menor desviacin.

Tronadura de produccin y la proteccin del precorte Para que el plano de precorte no resulte daado por la tronadura de produccin, est deber disearse de acuerdo con el modelo de tronadura amortiguada. Este tipo de tronadura se caracterizan porque la fila de tiros ms prxima a la del precorte se reduce el consumo especfico a casi la mitad del utilizado en una fila de produccin, el burden y el espaciamiento disminuyen de de 0.5 a 0.8 veces los nominales de la fila adyacente, de produccin. La distancia entre el plano del precorte y la fila amortiguada no puede ser muy pequea, pues la onda de choque causara sobrequiebre en el frente proyectado, y tampoco puede ser excesivamente grande ya que dara lugar a voluminosas patas que exigiran volver a tronar y reducirn el rendimiento del equipo de carga..


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Se debe tomar en cuenta que es la fila trasera de tiros de la tronadura de produccin y no los tiros de precorte los que quiebran la roca entre las dos filas de tiros. El aumentar la carga de fondo de los tiros de precorte, no contribuye a remover los grandes filetes de rocas, pero en muchos casos tiende a destruir el frente de precorte, especialmente en su base. La distancia entre la fila amortiguada y la fila de precorte, tpicamente, oscila entre 1/3 y 2/3 veces el Burden nominal de la tronadura de produccin. En los tiros de las filas que se encuentren sobre bermas proyectadas, se debe reducir o eliminar la pasadura, a fin de evitar los daos en la cabeza del banco inferior. El numero mximo de filas que se recomienda disparar en en el precorte es, por lo general, normalmente de tres.

Como debe proyectarse el burden y espaciamiento para obtener precorte.

el resultado optimo en tronaduras de

La determinacin de la razn E/B ptimo terico se basa en la teora fundamentada en principios mecnicos que intervienen en la rotura de la roca. a.- Trituramiento de la roca. b.- Agrietamiento radial. En las tronaduras, la experiencia prctica, demuestre que la calidad de la superficie de la roca residual depende en gran parte de la relacin entre el espaciamiento de los tiros y el Burden ( E/B ). La lnea de menor resistencia no debe ser excesivamente pequea en comparacin con el espaciamiento. Un valor de E/B muy alto, origina un contorno muy irregular y adems las grandes grietas dejan una pared muy daada. Siendo lgico que tal pared no ofrezca ninguna garanta de seguridad. Si el valor fuese E/B = 0.5 las grietas siguen el camino ms fcil a travs de los tiros favoreciendo tambin el agrietamiento a lo largo del contorno final deseado, que resulta muy uniforme. Debe esperarse que en el caso de disparo instantneo, las grietas entre tiro y tiro ya estarn formadas cuando retorne la onda de choque despus de reflejada en la cara libre. Un nuevo aumento del Burden no puede reducir estas grietas independientemente de que exista o no exista una superficie libre, como en el precorte. Esta es la razn de los mayores valores de espaciamientos para el precorte, aunque con valores menores dan resultados algo mejores. Si el numero de tiros aumenta y por lo tanto la distancia entre ellos se reduce. El Bueden puede aumentarse en una proporcin tal que el producto E*B permanezca constante. Si la distancia se reduce a la mitad el valor del Burden puede aumentarse, incluso llegando al doble. La regularidad de la superficie y el resultado en conjunto son, sin embargo, generalmente mejores con tiros estrechos y cargas ligeras. La distribucin de tiros puede necesitar alguna correccin para ajustarse a las condiciones particulares de la roca en cuestin. Es extremadamente importante en el precorte emplear los espaciamientos y cargas correctas para el tipo de roca de que se trate. A pesar de la homogeneidad de la roca, el material puede compactarse de modo completamente diferente cuando ha de fisurarse en distintas direcciones. En un precorte puede apreciarse que, en los tiros ms exteriores, las grietas se desvan de la direccin sealada por los tiros para seguir la direccin natural de fisuras de la roca, si se perforan los tiros lo suficientemente prximos entre si, est tendencia puede ser contrarrestada y forzar la formacin de grietas segn la lnea de tiros. Evaluacin en tronadura de precorte Una vez ejecutada la tronadura, es necesario proceder al anlisis de los resultados obtenidos, ya que su interpretacin permitir introducir modificaciones sucesivas en el diseo de las siguientes tronaduras.


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Los resultados obtenidos en una tronadura de precorte pueden ser evaluados de forma cuantitativa y cualitativa. Constituyendo esto una etapa bsica dentro del proceso de optimizacin. Para realizar una evaluacin global de una tronadura debe analizarse los siguientes aspectos : a.- Estado de la pared y piso del banco. b.- Nivel de vibraciones, proyecciones y ondas areas producidas en la tronadura.

Anlisis Cuantitativo Visual La evaluacin cuantitativa se basa en el clculo del Factor de Caas Visibles (FCV), que es el cuociente entre la longitud de las caas visibles y la longitud total perforada. Si bien, la evaluacin cuantitativa da un valor que define la calidad de la tronadura de precorte, es ms interesante, la superficie creada, en la que para cada tipo de dao aparecido se indica el posible origen y la solucin del problema. Este sistema es ampliamente utilizado y en la mayora de los casos el nico que se aplica, el estado de la pared y la calidad de medias caas, se observada para luego tener una valorizacin, visual, y evaluacin subjetiva. Sin embargo, solo pueden apreciarse los efectos cuando las diferencias con otras comparaciones son muy marcadas. La aplicacin de esta tcnica tiene tiene poco vigor, no permite establecer en forma precisa el dao o los resultados satisfactorios cuantitativamente y con frecuencia no queda constancia escrita de los resultados. En general solo sirve para tener primera toma contacto con los resultados, con vista a la realizacin de un estudio completo.

Diseo de tiro para precorte Caractersticas de perforacin y tronadura. Un tipo de malla de perforacin aplicado en produccin es del tipo triangular con un alineamiento terico de los tiros sin desviaciones, considerando que el estado final de los tiros no sufre derrumbes y existe escasa presencia de agua. Considerando los aspectos estructurales y de diseo del rajo en explotacin se plantean las siguientes caractersticas en los esquemas de carguo de explosivos para los tiros de produccin, tiros amortiguado y tiros de precorte.

Malla de tronadura. El diseo geomtrico de la malla de perforacin para tronadura de produccin puede sufrir variaciones en cuanto a sus parmetros como por ejemplo el burden y el espaciamiento, ya sea para la lnea de precorte, lnea de tiros amortiguado y para tiros de produccin respectivamente. Estas modificaciones son producto de la necesidad de mejorar los resultados que se obtienen de las tronaduras, para tratar de alcanzar los objetivos deseados, es decir, a la disminucin o eliminacin de patas reduciendo el tiempo de trabajo del tractor, disminuir las perdidas de tiempo, evitar en lo posible la tronadura secundaria y mejorar la granulometra producto de la tronadura.


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Sistema de carguo mecanizado de explosivo Ventajas del carguo mecanizado: Alto aprovechamiento del volumen perforado Aumento densidad de carga Utilizacin de explosivos a granel de menor costo que los encartuchados Reduccin de los tiempos de carga de las tronadurass Disminucin de la mano de obra Utilizacin de anfo de menor costo que los hidrogeses y las emulsiones. Mejor control del explosivo

Todas estas ventajas se traducen en un menor costo de perforacin y tronadura, debido a que las mallas de perforacin sern mas abiertas y los tiempos de carga se reducen. Los sistemas mecanizados de carga se clasifican en dos grupos: instrumentos de carga sistemas integrados de fabricacin y carga. Explosivos mas utilizados en la minera Gelatinosos e Hidrogeles encartuchados Anfo y derivados Hidrogeles y emulsiones a granel

A.- Sistemas de carga Segn las capacidades de los recipientes, los sistemas de carga se clasifican en : Cargadoras neumticas ( pequeas minas cielo abierto) Camiones cargadores ( grandes minas)

A.1) Cargadoras neumticas El explosivo es impulsado a travs de una manguera antiestatica y semiconductora por medio de aire a presin (0.3 - 0.4 mPa) contenido en un recipiente metlico de cierre hermtico. El diseo consta de un fondo toriesferico, un cuerpo cilndrico y otro troncoconico de acero inoxidable resistente a la corrosin su capacidad es superior a 500 litros y para su transporte van montadas individualmente sobre ruedas o unidades motorizadas ( el aire comprimido se obtiene por un compresor accionado por el motor del vehculo) Este equipo esta recomendado para barrenos con dimetro de 26 y 100 mm.; si son ascendentes se limitan a 65 mm. un aspecto importante desde el punto de vista seguridad. Es la eliminacin de electricidad esttica que se produce, por esto la manguera de materias semiconductor debe estar bien conectada y acoplada a la lanzadera y todo el equipo debe ser puesto a tierra.

A.2 Camiones Cargadores Los tipos de camiones cisterna que se utilizan en la carga de explosivos granulares tipo anfo son : Camiones de descarga neumtica Camiones de descarga por tornillo helicoidal


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1.

La manguera de descarga va colocada en la parte posterior del camin con una longitud de 10 mts. permite llenar 3 o 4 barrenos desde una posicin. Los inconvenientes de este sistema es la segregacin del aluminio y la imposibilidad de cargar anfo pesado los equipos con tornillo helicoidal barren un sector circular de 345 y pueden cargar una gran variedad de tiros. Los caudales de llenado de estos equipos varan entre 150 y 750 kg/mm. Ventajas sistemas de tornillo con respecto al neumtico. Posibilidad de cargar Anfo pesado, Anfo o a lanfo Mayores ritmos de carga Menores perdidas de nitrato de amonio y vapores de sustancia combustibles son la parte alta de los barrenos

2.

3. 4. 5. 6. 7.

Sistemas de mezcla y carga Camiones de mezcla y carga convencionales Compuesto de una tolva de nitrato amonio y un tanque de Gas - Oil , tambin se compone por un tanque con la emulsin o el aluminio. En las unidades de descarga neumtica el combustible se adiciona con el aire mientras que en las de tornillo tanto en Gas-Oil como los otros aditivos se incorporan a travs del tornillo vertical.

Camiones de mezcla y carga tipo Cuba Los componentes se introducen en la cuba en las proporciones adecuadas y se mezclan durante un periodo de tiempo suficiente antes de la descarga caractersticas del explosivo obtenido con estos equipos: Mezcla homognea Optima energa resultante

Ventajas: 1. 2. Bajo costo de adquisicin Mayores cantidades de descarga ( 2000 Kg./Minuto)

Desventajas: 1. 2. 3. El camin debe posicionarse muy cerca del Barreno para cargarlo Solo se puede cargar cada vez un tipo de explosivo Baja capacidad de estos camiones.

Control de esponjamiento. Una vez efectuada la tronadura, se procede a analizar los resultados obtenidos. Su interpretacin permite modificar los parmetros de diseo para optimizar los resultados. Aspectos a analizar para evaluar la tronadura Fragmentacin y esponjamiento Geometra de pila, altura y desplazamiento


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Estado del piso del Banco Vibraciones, proyecciones y onda area.

Fragmentacin y Esponjamiento de la pila La distribucin granulometrica es la herramienta bsica en el proceso de optimizacin de las tronaduras, ya que permite comprar la fragmentacin cuando se estudian los parmetros de diseo. Para obtener la curva granulometrica completa, en las operaciones se utilizan los siguientes mtodos aproximados Anlisis cuantitativo visual Mtodos fotogrficos Mtodos fotogrametricos Fotografa ultra rpida Estudio de la productividad del equipo de carga Volumen de material que requiere fragmentacin secundaria Interrupciones por atascos en chancado primario Cribado parcial

Geometra de la Pila, Altura y Desplazamiento La configuracin de la pila esta gobernada por: Variables geomtricas de diseo: Altura del Banco, inclinacin de los barrenos, Burden, Espaciamiento y Retalado. Factores de consumo de explosivo Secuencia de encendido y tiempos de retardo.

Estado Fsico macizo Residual Una vez cargada la pila de material en el Banco, se puede observar la existencia o no de sobreexcavacin y la magnitud de los daos en el macizo residual la valorizacin de los daos producidos por las voladuras en el macizo remanente puede realizarse mediante cualquiera de los mtodos de caracterizacin geomecanica. Anlisis del piso del Banco El piso del Banco puede presentar los siguientes casos: Repis delante de los Barrenos Repis entre Barrenos Piso Alto Piso Bajo

El problema de repis se soluciona mediante : Disminucin del Burden Aumento de la carga de Fondo Aumento de sobreperforacin Aumento de retardo entre filas


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Bolones en la Pila de Material Los bloques de tamao superior pueden aparecer en las siguientes zonas: En la parte alta o de coronacin En el piso, asociados con problemas de patas En el interior En el frente

Observacin : El ajuste de los parmetros de diseo debe hacerse individualmente para evaluar la influencia absoluta de cada uno de los, en caso contrario las observaciones sobre los resultados obtenidos quedaran sesgadas y retrasan el proceso de optimizacin . Asimismo, se establece la interelacin de los departamentos responsables de las operaciones de perforacin, voladura y planificacin.

ANLISIS DE PROBLEMAS TPICOS EN TRONADURA. PROBLEMA PISO IRREGULAR Y/O PATAS

RECOMENDACIN Aumentar pasadura Reducir malla Perforacin inclinada Aumentar carga de fondo Aumentar tiempo entre filas Aumentar factor de carga Usar explosivo ms potente Retardar tiro a tiro Reducir malla de perforacin Aumentar tiempo entre filas Bajar factor de carga Aumentar malla de perforacin Aumentar el taco o usar taco de aire Explosivo de menor densidad Usar tcnica de precorte Bajar carga de ultima fila de produccin Aumentar tiempo entre filas Disminuir el Burden Disminuir numero de filas Explosivo de mayor generacin de gases Aumentar factor de carga Aumentar tiempo entre filas

GRANULOMETRA GRUESA

GRANULOMETRA MUY FINA

SOBREEXCAVACIN

DESPLAZAMIENTO INADECUADO


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TIROS QUEDADOS

Disminuir Burden de primera fila Perforaciones inclinadas Revisar secuencia de salida Revisar conexiones Estudiar fallas del terreno Controlar calidad de accesorios Reducir carga / retardo Aumentar tiempo entre filas Explosivo de mayor velocidad de detonacin Mejorar cara libre, eliminar patas Disminuir Burden

VIBRACIONES O DAOS

DETERMINACION DE COSTOS DE TRONADURA.

La influencia de los costos de tronadura, estn determinada por diferentes parmetros de diseo, que son especficos de cada yacimiento, los cuales han sido detallado en este trabajo. Por lo tanto, es necesario para determinar la influencia del costo de tronadura en la evaluacin de un proyecto, conocer en detalle la informacin que nos permita disear un modelo de tronadura eficiente, que finalmente entregue el factor de carga del diseo, la cual corresponde a la variable especfica de cada proyecto que en conjunto con el precio de mercado de los explosivos y accesorios, nos entrega el costo total de esta operacin.

CONTROL DE VIBRACIONES Y CRITERIO DE DAOS

Entre los principales aspectos de la minera a cielo abierto est el control de vibraciones y en algunos casos proyecciones. Las vibraciones de terreno son evaluadas por distintos criterios representativos: Langefor, Bureau of Mine, Termino Libre. Evaluacin de las Vibraciones del Terreno Esta en funcin a eventuales daos a estructuras y equipos debido a vibraciones originadas por tronaduras prximas a equipos de cargui, transporte y perforacin por esto se toma precaucin en cuanto al calculo de cargas explosivas que son utilizadas. Los criterios para evaluar los potenciales de las vibraciones generadas por tronaduras, consideran el movimiento de partculas de terreno y correlacin con el posible dao observado por las ondas. Las variables de las cuales depende el potencial de vibraciones y ondas generadas por las tronaduras se dividen en : controlables ( tamao del disparo, uso retardos, sistemas de iniciacin y encendido) y no controlables ( geologa y composicin litolgica). Las variables de tronaduras, de las cuales depende el potencial de vibraciones son : dimetro de perforacin y altura de los bancos, burden espaciamiento taco de los pozos, pasadura y dimensiones de las tronaduras.

Para evaluar vibraciones se relaciona el dao observada con el desplazamiento, velocidad y aceleracin de partculas pero se ha comprobado que las velocidades de estas partculas se correlacionan con el dao a estructuras y equipos: El mayor problema para analizar las vibraciones producidas por las tronaduras considera la determinacin de un umbral de daos o niveles de vibraciones para los cuales comnmente se produce un dao.CURSO : METODO DE EXPLOTACION A CIELO ABIERTO INGENIERIA EN MINAS

Criterio de Langeford El riesgo de dao por vibraciones de la tronadura es determinado con respecto a la carga explosiva y la distancia entre esta y los puntos de inters la ecuacin de Langeford es: V= K x Q_ R3A

Donde: V : Velocidad de la partcula ( Mm/ seg) R : Distancia desde la tronadura en mts. K,A : ctes. del lugar En resumen para evaluar las variables comprometidas se consideran principalmente las velocidades de partculas y cargas explosivas equivalentes por retardo.


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5. SISTEMAS DE CARGUIO Y TRANSPORTE EN MINAS A CIELO ABIERTO A). Mviles: Palas Mecnicas Cargadores Frontales B). Fijos : Correas Transportadoras Silos Tolvas de almacenamiento

Palas Mecnicas Los factores que afectan el rendimiento de las palas mecnicas son: Altura de trabajo de los bancos de explotacin Ritmo de explotacin que se llevara en el interior de la mina Granulometra, peso especifico, espacio de maniobra envergadura de proyecto.

Hb Lo

HB = Altura del banco Lo = Altura del material quebrado Lo = HB+ ( 3 a 5 mts)

Lo = 1.8 CD + 18 (Pies)

Donde CD = Capacidad de cuchara del equipo de carguio (Pala)

Luego al despejar CD = L o - 18 1.8 Yd 3


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Ahora la capacidad de la cuchara teorico es: CD Terico = CD * DLL Donde DLL = Delta de llenado grado de relleno cuchara pala, los cuales puede tener los siguientes valores : 0.9 - 0.8 granulometra Buena 0.7 - 0.6 granulometra Regular < 0.5.0 granulometra mala

RITMO DE PRODUCCION Sea : Tc Tvc TD Tc = Tiempo de carguio = Tiempo de viaje con carga = Tiempo de carguio = Tiempo de viaje vaco

Tiempo ciclo trabajo pala = Tc + Tvc+ TD + Tw

El tiempo de ciclo es el tiempo que demora una pala en cargar su cuchara, viajar con ella hacia un equipo ( camin) y retorna al punto de carguo. Si el tiempo de ciclo es muy grande implica una disminucin de la productividad y lo contrario si el tiempo de ciclo es corto. Algunos de los factores que condicionan el ritmo de produccin son : Destreza operador Angulo de giro de la pala Altura optima pila despus de la tronadura Acceso pila de material

OBSERVACION: Existen dos metodologas para evaluar el tiempo de ciclo : Mtodo practico ( toma de tiempo) Mtodo terico ( James y Russell)


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VELOCIDAD DE MANIOBRA DE LA PALA ( VM )

VM = 3.600 * Kg Tc

[ BALDADAS HRS

]

Donde VM = Velocidad de maniobra de la pala [ Baladas / Hr] Kg = Factor de giro de la pala: < 1.0 Cuando ngulo giro >90 = 1.0 Cuando ngulo giro =90 >1.0 Cuando ngulo giro >90 La velocidad de maniobra corresponde al ritmo de trabajo que lleva una pala mecnica por hora efectiva. Esta velocidad es sensible al tiempo de ciclo de trabajo de la pala y al ngulo de giro.

CARGA HORARIA PARA UNA PALA ( QH )

QH = VM * Vc[ mt3 / Hr ]

Donde Vc = Volumen cuchara en mt3 VM = Velocidad de maniobra para [ Baldadas / Hra] Despejando de la ecuacin anterior de velocidad de maniobra, se tiene: QH = 3600 * Kg * Vc T ciclo

RENDIMIENTO HORARIO ( RH )

RH = QH * De [ Tons/ Hra. ] Donde De = Densidad Esponjada [ Tons/ mt3 ]


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RENDIMIENTO POR TURNO ( RT ) RT = RH * N * r * d [ Ton/ turno] Donde RH = Rendimiento horario N = Numero de horas / turno ( 8- 12 hrs). t = Factor de utilizacin turno o horas efectivas de trabajo de un turno descontando los tiempos de entrada , salida y colacin. d = Factor de disponibilidad o horas de disponibilidad de un equipo descontando horas de mantencin programacin y panas inesperadas.

5.2 CAMIONES : Caractersticas : a. Marca existentes en la minera nacional: Minas a Cielo Abierto de bajo perfil ( HB = 5-10 mts) Camiones de 0 a 100 tons Minas a Cielo Abierto de gran perfil ( HB= 10 - 12 mts) Camiones de 120 a 240 tons - Euclid - Wabco - Terex - Caterpillar - Lectra Hauld

Marcas :

b. Geometra de los camiones Ancho del camin ancho del Banco Largo del camin espacio de maniobra Altura del camin Visibilidad de la huella Camiones pueden transitar por terrenos escarpados con pendientes de 2% a 12% Facilidad de desplazamiento por zonas curvas Por el tamao de la tolva del camin, no interesa en mayor grado la granulometra del material a transportar ( estril o mineral) Luz del camin con respecto al piso ( 50-80 cm) Angulo de giro de la tolva del camin ( 45-50 grado) Desventajas de los Camiones: 1. 2. 3. 4. Mantenimiento de huellas; regado constante, diseo de huellas, limpieza constante de huellas, problemas de seguridad. Consumo de Neumticos ( 6-8 meses de vida til) Exige diseo de rampa para pasar de un Banco a otro Eventual adiestramiento del operador y del equipo de mantencin


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c. DETERMINACION DE LA PRODUCTIVIDAD DE LOS CAMIONES (P)

P

= 3600- Cm Tciclo

( ton/hr)

Donde Cm = Capacidad del camin ponderada por un grado de relleno La capacidad real del camin estar dada por: Cm= Cm* * DLL

Donde : Cm* = Capacidad de relleno del camin (ejemplo 120 tons) DLL = Grado de relleno que depende de la granulometria (resultado de la tronadura) 0.90 -0.75 para granulometra buena 0.75 -0.60 para granulometra regular Cm = Capacidad Real.

d. Tiempo de Ciclo Camiones

En forma paralela para lo definido en tiempo de ciclo para palas; se tiene Tiempo de ciclo = Tciclo = Tc + Tvc + TD + Tv v ( seg ) Este Tiempo de ciclo tiene el carcter de variable aleatoria y depende de: Velocidad de transito con carga ( 20-40 Km/hr) Velocidad de transito vaco ( 40-50 Km/hr) Perfil de la mina: longitudes de los tramos pendientes de los tramos. Peso especifico del material Condiciones de trafico y transito

En otras palabras, el Tciclo para camiones se puede definir; Tcilo :

Tiempo carguio + tiempo viaje cargado a los puntos de descarga ( Chancado, Botadero, Stock) + retorno vaco a la pala + maniobra en la pala y en la descarga


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Observacin: Tiempo de ciclo de los camiones admite un estudio estadstico, es posible en algunas operaciones a cielo abierto se observe en el carguio un tiempo de espera, este tiempo depender de la asignacin dinmica de camiones a palas

e. CALCULO DE LOS TIEMPOS e.1 Tiempo de Carguo (TC ) Depende de: Tiempo ciclo trabajo de la pala ( Tciclo pala) Nmero de ciclo a ejecutar por la pala para cargar un camin (Nc) TC Pero Nc = Capacidad del camin ( ton) Capacidad cuchara pala ( ton) = Tciclo pala * Nc

e.2

Tiempo de viaje con carga:

V

=

Distancia Tiempo

Tiempo = Distancia Velocidad

Tvc = D1 + D2 + .

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Apuntes Metodos de Explotacion