cuaderno de mineria a cielo abierto de la facultad de ingenieria de minas
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By Dennis Rey Jesus ArandaTRANSCRIPT
“UNIVERSIDAD 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
MINAS - UNASAM 2
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 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.
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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
M.C.A METALICA: Aurífera, polimetálica, cobre, hierro, fondos acuáticos
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, dragalina-
tren.
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,(dragas-
pequeños)),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
EXPLORACION
EVALUACION PRELIMINAR
PREFACTIVILIDAD
FACTIVILIDAD
ANALISIS DE SENSIBILIDAD
ANALISIS FINANCIERO
EFECUCIONJ O PUESTA EN MARCHA
PREPRACION DESARROLLO DESBROCE
PRUEBAS TECNICAS
STOP
STOP
STOP
STOP
STAND
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ACTIVIDAD DE CADA FASE O ETAPA DEL PROYECTO
1. 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
2. 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.
3. 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.
4. 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
5. ESTUDIOS DE FACTIBILIDAD.-
Se hacen los mismos estudios de pre factibilidad, pero aumentando la precisión en 98 a
100% si es posible.
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.
6. 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.
7. ANALISIS FINANCIERO.- en esta fase se realiza una evaluación específicamente económica
en caso que existiera problemas financieros queda en stop, hasta que se consigue.
8. PUESTO EN MARCHA.-es el momento de inicialización de las operaciones de ejecución del
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.
MINAS - UNASAM 15
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 MIREFRAME-
MODELING 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
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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
MINAS - UNASAM 32
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
MINAS - UNASAM 33
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
MINAS - UNASAM 34
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
MINAS - UNASAM 35
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.
MINAS - UNASAM 36
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
MINAS - UNASAM 46
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)
MINAS - UNASAM 47
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.
MINAS - UNASAM 50
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:
TA: tonelaje anual a extraer.
V: velocidad anual de profundización del pit.
Si: área promedio del mineral dentro de los límites del pit en la profundización al año
correspondiente.
γ : peso especifico del mineral.
Cr: coeficiente de recuperación del minado en MCA se supone que es 90% al mes.
Fd: factor de dimensión del mineral.
Mineral antes de disparar 100%, el mineral disparado se diluye
l1: ley insitu.
l2: 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.
- Presión sobre el fondo del taladro.
- Velocidad de rotación.
Vs: velocidad de salida.
D: diámetro del taladro.
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.
MINAS - UNASAM 52
- 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
- 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
Costos operativos
MINAS - UNASAM 53
CALCULO DEL NÚMERO DE PERFORADORAS:
K: coeficiente de reserva de equipo (1.2-1.25).
: Producción diaria de mina en m3.
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 drifter de
4” de pistón ¿Cuál será la razón de perforación del DHD de 6” de Ø?
MINAS - UNASAM 54
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 480 min
Refrigerio 0.5 hr 30 min
------------------ --------- ---------
t disponible (trabajo turno) 450 min.
Paralizaciones (tiempo muerto) 54 min.
t efectivo (operación) 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.
MINAS - UNASAM 55
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 m3/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.
MINAS - UNASAM 56
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.
MINAS - UNASAM 57
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/m2 (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/m2.
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.
MINAS - UNASAM 58
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.
MINAS - UNASAM 59
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 (NB):
VR: volumen de roca a disparar m3.
Ps: perforación especifica m-tal/m3 (densidad de perforación).
VB: 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.
MINAS - UNASAM 60
FLUJO DE AIRE:
POTENCIA DE ROTACIÓN (HPr):
RPM: revoluciones por minuto.
T: par o torque de rotación en Lb-pie.
E: empuje en Lbs.
D: diámetro.
K: constante que depende de la roca
K= 12*10-5 Blanda.
K= 8*10-5 Media.
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 Energía (establece una relación fundamental entre ellos)
2. La malla Tiempo
3. El terreno Masa
MINAS - UNASAM 61
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.)
MINAS - UNASAM 62
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
MINAS - UNASAM 63
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
MINAS - UNASAM 64
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.
MINAS - UNASAM 65
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/pie3
Dt: diámetro del taladro
Kd: constante del radio. Valor promedio = 30
Ve2: velocidad del explosivo estándar = 187*106 para explosivo de alto poder rompedor
Ve: velocidad de un explosivo cualquiera
𝝆rst: densidad de la roca estándar (160)
𝝆rpd: 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
MINAS - UNASAM 66
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; Carga especifica = 0.37 Kg/Tc
Figura Nº 1 Figura Nº 2 Figura Nº 3
MINAS - UNASAM 67
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
MINAS - UNASAM 68
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 Yd3 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
MINAS - UNASAM 69
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 (operador-
supervisor)
MINAS - UNASAM 70
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)
ANGULO DE GIRO
45º 60º 75º 90º 120º 150º 180º
40 0.93 0.80 0.85 0.80 0.72 0.65 0.59
PCI 60 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
PCO 100 1.36 1.16 1.05 1.00 0.88 0.71 0.71
120 1.20 1.11 1.04 0.97 0.86 0.77 0.70
PCS 140 1.12 1.04 0.97 0.91 0.81 0.76 0.66
160 1.03 0.96 0.90 0.85 0.75 0.67 0.62
Tabla Nº 7a: Para la profundidad de corte en palas de poca capacidad menores a 3 Yd3
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:
MINAS - UNASAM 71
(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
MINAS - UNASAM 72
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
MINAS - UNASAM 73
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
MINAS - UNASAM 74
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
MINAS - UNASAM 75
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
1000 pies s.n.m
Pierde 30%
3000 pies s.n.m
Por cada 1000 pies pierde 30%
70HP
49 HP (4000pies)
34 HP (5000 pies)
22 HP (6000 pies)
Con Turbo: Toma el aire del ambiente, lo comprime y este es inyectado al motor
MINAS - UNASAM 76
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
100 HP -------------------- 70 HP
Dos ciclos: - admisión – compresión
- 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:
CALCULO DE UNIDADES DE TRANSPORTE REQUERIDAS:
Unidades
Pendiente abajo (%) Velocidad (millas/hr)
0 – 6 30 – 55
7 – 8 21 – 25
9 – 10 17 – 20
11 – 12 13 – 16
> 12 < 13
MINAS - UNASAM 77
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
V1: velocidad de acarreo en pies
V2: velocidad de retorno
t1: tiempo en la zona de descarga
t2: 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 78
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
MINAS - UNASAM 79
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):
MINAS - UNASAM 80
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 X
100 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
MINAS - UNASAM 81
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
MINAS - UNASAM 82
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
MINAS - UNASAM 83
9. Oficina de diseño de minas etc.
En el gobierno de Odria 1960 inversiones
1955 234 millones – toquepala
Velasco 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
MINAS - UNASAM 84
- 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
Ítems
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Total
Producción de Cu, Tc 116,850 “ “ “ “ 102,825 “ “ “ “ 1’098,375
Producción de Cu refinado
*1000 Lb
233,700 “ “ “ “ 205,650 “ “ “ “ 2’196,750
Precio Cu refinado $/Lb 0.400 “ “ “ “ “ “ “ “ “
Costo de refinación y fletes
$/Lb
0.041 “ “ “ “ “ “ “ “ “
Precio Cu BLISTER $/Lb 0.357 “ “ “ “ “ “ “ “ “
Venta-Ingresos $/1000
Cobre (Cu) 83,898 “ “ “ “ 73,828 “ “ “ “ 788,630
Plata (Ag) 1,944 “ “ “ “ 1,944 “ “ “ “ 19,440
Total Ventas 85,842 “ “ “ “ 75,772 “ “ “ “ 808,070
Costo Producción
Directos 20,869 “ “ “ “ 18,365 “ “ “ “ 196,170
Indirectos 9,535 “ “ “ “ 8,391 “ “ “ “ 89,630
Total 30,404 “ “ “ “ 26,756 “ “ “ “ 285,806
Utilidad Bruta 55,438 “ “ “ “ 99,016 “ “ “ “ 522,270
Deducciones
MINAS - UNASAM 85
Programa de inversión:
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
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Total
Deudores 20,500 Intereses de construcción 12,050 = = = = = = = = =
Intereses de operaciones 22,500 14,653 16,902 13,981 10,877 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 38,371
Total 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
MINAS - UNASAM 86
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
MINAS - UNASAM 87
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
MINAS - UNASAM 88
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:
MINAS - UNASAM 89
F: flujo luminoso del foco en lúmenes
I: iluminación mínima que debe haber en la superficie en lux
Ejemplo:
Durante el año pasado una mina a cielo abierto en la que trabajan 60 personas en
producción,45 en tratamiento y 30 en administración mina, tubo 2 accidentes
fatales 4 incapacitantes permanentes, 10 incapacitantes temporales con 300 días
perdidos trabajando de lunes a sábado. Calcular los índices de frecuencia y
severidad
Solución:
Reemplazando en la formula.
Esto nos indica que hay 5 accidentes por cada 1,000 trabajadores
Fatales: 2 -------- 6.000*2 = 12,000
Incapacitante: 4 -------- 6,000*4 = 24,000
Temporales: 10-------- 300 = 300
36,300
Perdida por accidente 2,268.75 días/hombre
Si un trabajador produce en subterránea 10 T/hr y en pit 2,000 T/hr
Entonces:
Subterránea: 2,268.75*10 =22687.5 T
Pit: 2,268.75*2,000 = 4’537,500