minado subterráneo - labor de desarrollo

2014-I

MINADO SUBTERRANEO II

PROFESOR: Juan P. Pajuelo Díaz. ESTUDIANTES: - Huayllacayan Mallqui, Jorge Johnny. - Ollantay Linares, Juan Carlos.

- Torres Mostacero, Carlos Arístides.

Lima 08 de Julio del 2014.

RESUMEN

En este presente trabajo damos a conocer los pasos realizados para la construcción de cuatro

labores mineras, con 500 metros de desarrollo total entre todas las labores. Teniendo 1 pivot

en el nivel -16 y otro en el nivel -18 con una galería en el mismo nivel, también con una rampa

de profundización en el nivel -32. La construcción de dichas labores está programada para un

plazo de 30 días calendario, con 2 guardias al día.

Se prevé terminar el proyecto en el plazo establecido o antes de lo acordado, para eso se ha

realizado un estudio en la construcción de las labores y optimizar el avance de construcción, ya

que nuestro medio geológico nos permite poder tener avances mayores a los 3 metros por

guardia.

Teniendo en consideración que los horarios de disparo son a las 6am y 6pm, se ha ciclado el

proceso de minado para así llegar a la meta establecida.

El tipo de macizo rocoso que predomina en las labores es de tipo II y III, para los cuales se ha

desarrollados tipos de malla por cada tipo de macizo rocoso, así tener una mejor eficiencia en

el avance por disparo, se ha utilizado sostenimiento de tipo puntual y sistemático para las

diferentes labores, como colocación de pernos helicoidales y Split Sets y lanzando de

shotcrete.

Para llegar a la meta se ha tenido que tomar ciertas consideraciones, como la eficiencia

mecánica de los equipos a utilizar y la cantidad que se requiere, también la destreza de los

operadores y el menor tiempo posible en la etapa de sostenimiento.

INTRODUCCIÓN

Para el desarrollo de las labores se ha realizado consultas previas con el área de geomecánica,

donde se ha determinado que el tipo de macizo rocoso predominante en todas las labores es

de tipo II y III, de los cuales tenemos 327 metros de roca tipo II y 173 metros de roca tipo III. Se

cuenta con 2 pivotes de 100 metros de longitud cada uno, 1 galería de 100 metros de longitud

y una rampa de profundización de 200 metros de avance; las secciones de dichas labores son

de 4 metros de ancho por 4 metros de alto, 3.5 metros de ancho por 3.5 de alto y 5 metros de

ancho por 4 metros de alto respectivamente. El pivot 1 está ubicado en el nivel -16, el pivot 2

está ubicado en el nivel -18 conjuntamente con la galería y la rampa de profundización se

encuentra en el nivel -32.

Por recomendación del área de geomecánica se ha decidido utilizar para el sostenimiento de

las labores pernos helicoidales, Split sets y lanzamiento de shotcrete.

En coordinación con el área de planeamiento se ha tomado la decisión de adquirir equipos

nuevos de la marca Atlas Copco, por el cual es adquiere 1 boomer 104, 2 dumpers MT 2010

con 8m3 de capacitad de tolva y 1 scooptram ST710 de 3.2m3 de capacidad de cuchara. Siendo

el boomer 104 el equipo de mayor costo de adquisición por el cual se ha establecido tener en

mayor tiempo trabajando y pueda cubrir su costo de adquisición, de igual manera que los

equipos de carguío y transporte de material.

PROYECTO “RAMPA DE PROFUNDIZACION”

La meta es ejecutar 500 metros de desarrollo en una excavación subterránea. Se tienen las siguientes labores:

Labor longitud (m) Sección (m)

Rampa (nivel -32) 200 5 x 4

Pívot (nivel -18) 100 4 x 4

Pívot (nivel -16) 100 4 x 4

Galería (nivel -18) 100 3.5 x 3.5

Considerar lo siguiente:

Cada 150 m. un hueco de perro en la rampa de profundización.

Horario de disparo: 6am y 6pm.

Pendiente de la rampa de profundización: 12%.

Pendiente de la galería: 1%.

Personal de trabajo:

1 capataz de sostenimiento.

1 capataz de avance.

2 jumberos.

2 operadores de scoop.

4 operadores de dumper.

4 perforistas.

2 lanzadores de shocrete.

5 ayudantes/servicios.

1 electricista/bombero.

Logística:

1 jumbo de brazo.

2 scoops de 4 yd3.

2 dumper.

1 lanzador de shocrete

.4 Jacklegs.

2 bombas de drenaje de agua.

1 hurón (shocrete que trabaja a vía húmeda).

Instalaciones:

1 taller de mantenimiento.

1 taller de maestranza.

1 taller eléctrico.

En el presente trabajo el objetivo sustancial es calcular la cantidad de shocrete y elementos de sostenimiento por nivel.

MARCO TEORICO

Explosivos:

Son compuestos o mezclas desustancias en estado sólido, líquido o gaseoso, que por medio de reacciones químicas de óxido-reducción, son capaces de transformarse en un tiempo muy breve, del orden de una fracción de microsegundo, en productos gaseosos y condensados, cuyo volumen inicial se convierte en una masa gaseosa que llega a alcanzar muy altas temperaturas y en consecuencia muy elevadas presiones.

Los procesos de reacción según su carácter físico-químico y el tiempo en que se realizan se catalogan como:

A) combustión Puede definirse como tal a toda reacción química capaz de desprender calor pudiendo o no, ser percibida por nuestros sentidos, y que presenta un tiempo de reacción bastante lento.

B) Deflagración Es un proceso exotérmico en el que la transmisión de la reacción de descomposición se basa principalmente en la conductividad térmica. Es un fenómeno superficial en el que el frente de deflagración se propaga por el explosivo en capas paralelas, a una velocidad baja, que generalmente no supera los 1 000 m/s. La deflagración es sinónimo de una combustión rápida. Los explosivos más lentos al ser activados dan lugar a una deflagración en la que las reacciones se propagan por conducción térmica y radiación.

C) Detonación Es un proceso físico-químico caracterizado por su gran velocidad de reacción y por la formación de gran cantidad de productos gaseosos a elevada temperatura, que adquieren una gran fuerza expansiva (que se traduce en presión sobre el área circundante). En los explosivos detonantes la velocidad de las primeras moléculas gasificadas es tan grande que no ceden su calor por conductividad a la zona inalterada de la carga, sino que los transmiten por choque, deformándola y produciendo calentamiento y explosión adiabática con generación de nuevos gases. El proceso se repite con un movimiento ondulatorio que afecta a toda la masa explosiva y que se denomina “onda de choque”, la que se desplaza a velocidades entre 1 500 a 7 000 m/s según la composición del explosivo y sus condiciones de iniciación. Un carácter determinante de la onda de choque en la detonación es que una vez que alcanza su nivel de equilibrio (temperatura, velocidad y presión) este se mantiene durante todo el proceso, por lo que se dice que es autosostenida, mientras que la onda

deflagrante tiende a amortiguarse hasta prácticamente extinguirse, de acuerdo al factor tiempo entre distancia (t/d) a recorrer.

Propiedades de los explosivos:

A) Presión de detonación: Es la presión que ejerce el explosivo y esta en función de la densidad y del cuadrado de velocidad y su valor se expresa en kilobares (kbar) o en megapascales (MPa). Así, en los explosivos comerciales varía entre 500 y 1 500 MPa. Es un indicador significativo de la capacidad de fragmentación que posee un explosivo. Existen varias formas para estimarla por cálculo y pruebas físicas complicadas como la del acuario para determinarla bajo agua, pero dentro de la teoría hidrodinámica se muestra que su valor práctico expresado en kilobares es: PD = ρe x VOD x W x 10-5 Dónde: PD : presión de detonación, en kbar. ρe : densidad del explosivo, en g/cm3. VOD : velocidad de detonación, en m/s. W : velocidad de partícula (productos), en m/s. 10-5 : factor de conversión.

B) Presión de taladro:

Es la presión que ejercen los gases sobre las paredes de taladro antes de iniciarse la deformación de la roca. Depende de la densidad de carguío y se define como sigue: en el caso de un taladro total y perfectamente llenada, la presión de taladro es teóricamente igual a la presión de explosión. En realidad será algo inferior, ya que la presión de explosión presupone un fenómeno instantáneo, cuando realmente la transformación del explosivo en gas se produce en aproximadamente un milisegundo o menos. De esta demora resulta una ligera pérdida de presión, tal como lo demuestran las conocidas curvas presión versus tiempo. Para gran número de explosivos se ha constatado que la presión de taladro obedece aproximadamente a la siguiente ecuación: PT = PE x dc2,5 Dónde: dc: densidad de carguío.

Mecánica de Rotura de Rocas

C) Velocidad de detonación:

Es la velocidad a la que la onda de detonación se propaga a través del explosivo, y por tanto es el parámetro que define el ritmo de liberación de energía. Es también la velocidad con que viaja la onda a lo largo de una columna explosiva, sea al aire libre o en confinamiento dentro de un taladro de voladura. Los factores que la afectan son: la densidad de la carga, el diámetro, el confinamiento, la iniciación y el envejecimiento. Se mide en forma práctica mediante la prueba “D’Autriche” que emplea un cordón detonante de velocidad conocida, o mediante la apertura y cierre de un circuito eléctrico controlado con un cronógrafo electrónico. EXSA emplea ambos métodos.

D) Resistencia al agua:

Es la habilidad para resistir una prolongada exposición al agua sin perder sus características, es decir su capacidad para rechazar la penetración del agua. La unidad de medida empleada es la de “horas”. Esta propiedad varía de acuerdo a la composición y generalmente está vinculada a la mayor proporción de nitroglicerina y/o otros aditivos que contengan. Así, en el grupo de dinamitas las más resistentes son las gelatinas, y entre los agentes de voladura los slurries y emulsiones. A pesar de que no existe una escala numérica reconocida internacionalmente para calificar la resistencia al agua, ésta generalmente se determina por el tiempo en el que el explosivo puede quedar sumergido y después del cual aún puede ser detonado manteniendo sus performances originales. Explosivos acuosos:

Emulsiones explosivas (sensibles al fulminante): Las emulsiones explosivas son de tipo inversado “agua en aceite”, componiéndose de dos fases líquidas, una continua, básicamente constituida por una mezcla de hidrocarburos y otra dispersa, que son microgotas de una solución acuosa de sales oxidantes, con el nitrato de amonio como principal componente. Es importante en su fabricación la elección del agente tenso activo emulsificador y la dispersión ultra fina de la solución acuosa a temperaturas relativamente altas. Por su naturaleza aerófoba se hace necesario emplear microburbujas de aire en micro esferas de vidrio, como regulador de densidad y de la sensibilidad al iniciador (eventualmente perlita o compuestos gasificantes). Entre las emulsiones sensibles o explosivos emulsión; EXSA fabrica la Semexsa-E 65 y Semexsa-E 80 presentada en cartuchos de papel parafinado, de pequeño diámetro (de 22 mm o más) y el Exagel-E 65 y Exagel-E 80 presentada en manga plástica especial, de pequeño a mediano diámetro (de 25 mm o más). El aire contenido en las micro esferas al ser violentamente comprimido (adiabáticamente) por la presión de la onda de choque iniciadora, se inflama, produciendo un efecto denominado de puntos calientes (hot spots), que hacen detonar a la emulsión (equivaliendo a la nitroglicerina de las dinamitas). Sus ventajas son su alta velocidad y potencia, excelente resistencia al agua, menor sensibilidad en manipuleo y el ser inodoras (no producen cefalea). Son pues ideales para taladros inundados y para roca dura, competente.

Sus desventajas son el menor tiempo de vida útil, normalmente seis meses según tipo y su menor capacidad de transmisión en condiciones adversas en el taladro, su sensibilidad al iniciador y su simpatía son más susceptibles a fallas que en las dinamitas especialmente cuando ocurren sobre compresión, efecto canal, detritos en el taladro que aíslan los cartuchos o cuando se inicia la columna con un detonador débil. Sus densidades están entre 1,13 y 1,19 g/cm3 y sus velocidades entre 4 800 y 5 200 m/s. En el trabajo se ha usado la emulsión debido a que el terreno presenta zonas competentes y debido a la presencia de agua.

Semexsa 65

Propiedades mecánicas de las rocas:

Estas propiedades referidas al comportamiento de las rocas al ser sometidas a esfuerzos mecánicos son normalmente determinadas en laboratorios mediante prensas y equipos especiales. Definen medidas o valores aplicables para tener un criterio previo sobre las condiciones de estabilidad de la roca después de haber sido excavada, por lo que son difíciles de correlacionar con los resultados de la voladura pero proporcionan un medio de comparación entre diferentes rocas.

A) Resistencia a la compresión (o carga por unidad de área): Define la fuerza o carga por unidad de superficie bajo la cual una roca fallará por corte o cizalla. En otros términos, es la resistencia a ser sobrepasada para llegar a la rotura por presión, dada en psi.

B) Resistencia a la tensión: Es la facultad de resistir a ser torsionada o tensada hasta llegar al punto de rotura. También se define como resistencia al arranque.

C) Radio de Poisson o radio de precorte: Es el radio de contracción transversal a expansión longitudinal de un material sometido a esfuerzos de tensión, o sea, es una medida de su fragilidad. Cuanto menor el radio de Poisson, mayor la propensión a rotura.

D) Módulo de Young o de elasticidad (E): Es una medida de la resistencia elástica o de la habilidad de una roca para resistir la deformación. Cuanto mayor el módulo de Young mayor dificultad para romperse.

E) Gravedad específica Es el radio de la masa de la roca a la masa de un volumen igual de agua, en g/cm3.

F) Velocidad de onda longitudinal (P, en m/s):

Es la velocidad a la cual una roca transmitirá las ondas de compresión. Como a este tipo corresponden las ondas sonoras, también se le refiere como velocidad sónica de la roca. Es una función del módulo de Young, radio de Poisson y la densidad. Usualmente cuanto mayor sea la velocidad de la roca, se requerirá explosivo de mayor velocidad de detonación para romperla. Como ejemplo referencial mostramos los siguientes cuadros, pero teniendo en cuenta que lo usual es determinarlas para cada caso en particular.

DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA SUBTERRÁNEA EN LAS LABORES QUE CORRESPONDEN A LOS 500 METROS DE DESARROLLO APLICANDO UN MODELO MATEMATICO DE AREAS DE INFLUENCIA El origen de esta investigación de diseño de mallas de perforación y voladura subterránea. Surge en un análisis de área de influencia de un taladro, que se genera en la voladura. Por lo cual eso fue el objeto para realizar el diseño de malla de perforación y voladura, utilizando la nueva teoría para calcular el burden. Ahora en este trabajo de investigación es aplicar el modelo matemático empleado, para conocer el diseño que se ejecuta en el terreno sea igual tanto en la teoría como la práctica, con la condición de obtener una fragmentación adecuada. El primer paso a seguir en este diseño gráfico es, dibujar la galería y ubicar el centro dela sección, luego ubicar el taladro de alivio en medio, para poder rodearlo con los taladros de arranque, ayuda, subayuda, y contorno. como estas áreas formaron una pequeña chimenea se le rodeara con taladros de tajeo para poder completar el diseño de la malla de perforación.

Se tiene en cuenta las propiedades de la roca intacta:

Parámetros de voladura:

1) Burden nominal:

Dónde:

2) Diámetro del taladro "∅":

El diámetro de taladro es el diámetro de la broca, que puede seleccionarse desde 01pulg a 18pulg, según su aplicación.

Variedades de diámetros de brocas de perforación

3) Presión de detonación del explosivo:

PD = ρe x VOD x W x 10-5 Dónde: PD : presión de detonación, en kbar. ρe : densidad del explosivo, en g/cm3. VOD : velocidad de detonación, en m/s. W : velocidad de partícula (productos), en m/s. 10-5 : factor de conversión.

4) Factor de carga “Fc”:

El factor de carga está en función volumen del taladro y volumen del explosivo dentro del taladro, donde: Fc ≤ 1.

5) Acoplamiento geométrico:

El acoplamiento está en función al diámetro del explosivo” ∅e” y diámetro del taladro” ∅tal”, donde: Ae ≤ 1.

6) Longitud de carga explosiva:

7) Longitud del taladro:

La longitud del taladro en perforación subterránea varía según la longitud del barreno “Lb” y la eficiencia de perforación “Ep”.

La perforación en frentes, galerías subniveles, cruceros, rampas y chimeneas, su máxima longitud del taladro es:

Dónde:

As: área de la sección.

8) Determinación del taco mínimo:

El taco está en función al espesor “e” de rotura por efecto de la voladura y un factor de seguridad “FS”.

Dónde:

9) Índice de calidad de la roca “RQD”:

RQD=115-3.3Jv

Dónde:

Jv: número de fracturas/m3

10) Factor de seguridad “FS”:

Para determinar las constantes del factor de seguridad, se realizara púberas de campo según su aplicación en voladura superficial y subterránea.

En tajo abierto:

En mina subterránea:

De la malla de perforación se tiene: Burden de arranque: Taladros 0, II, IV, VI, X y IIX. Burden de Ayuda: Taladros 1. Burden de Subayuda: Taladros 3 y 4. Burden de contorno: Taladros 5 y 6. Burden de Tajeo: Taladros 7, 8 y 9. Burden de voladura controlada: Taladros 9, 10, 11 y 12.

En la malla de perforación sé anotado que el burden de arranque es la más crítica, porque es la base de la voladura subterránea. Entonces se calculara una constante para el factor de seguridad del burden de arranque mediante pruebas de campo. Los burden de ayuda, subayuda, contorno y tajeo son correlativamente crecientes al burden de arranque, por consiguiente el factor de seguridad de cada uno de estos burden es correlativamente decreciente al factor de seguridad del arranque.

11) Diámetro de alivio máximo:

Con estas variables que se tiene en la figura derecha se determinara una ecuación matemática para calcular el diámetro de alivio máximo, y es como sigue: Por longitud de arco:

12) Diámetro de alivio mínimo:

Este diámetro de alivio mínimo se demuestra con la ecuación de la nueva teoría propuesta y es como sigue:

13) Número de taladros de alivio:

Para calcular el número de taladros de alivio en función con lo que se cuenta en la perforación, se determina de la siguiente manera: el área 1 (A1) está en fusión del diámetro de alivio máximo calculado y el área 2 (A2) está en función del diámetro de alivio con que se cuenta para la perforación.

14) Espaciamiento entre taladros de alivio:

15) Ángulo entre taladros de alivio:

16) Índice de rigidez:

Equivale a longitud de perforación dividido por el burden.

Si el índice de rigidez es < 2, entonces la masa rocosa será rígida y más difícil de romper. El índice puede ser mejorado utilizando diámetros de carga inferiores o mayores longitudes de taladro.

Fallas de disparo por desviaciones en el taladro:

Denominación de los taladros:

Cálculo de los parámetros de voladura en los pivots:

Se ha considerado un diámetro de perforación igual a 45mm. Según la gráfica velocidad de penetración vs. Diámetro de perforación, la abscisa de 45 nos señala una ordenada igual a 4.5m/min, que es la velocidad de penetración.

Área de la sección = área del semicírculo + área de la región rectangular

Área de la sección = 1/2*𝜋*(2)2 + 4 x (2) = 14,28318531 m2.

Volumen total = 14,28318531 m2 x 100 m = 1428,318531 m3.

Volumen total esponjado = 1428,318531 + 25% (1428,318531) = 1785,398163 m3.

Profundidad del taladro = longitud del barreno = 3,048 m.

Avance = 3,048 x eficiencia de voladura = 3,048 x 0.9 = 2,7432 m.

Numero de taladros = 10�area de seccion del pivot = 41 taladros.

Total de metros perforados = 41 x 3,048 = 124,968 m.

Volumen/disparo = avance x área de sección x (1+0,25)= 2,7432 x 14,28318531 x (1,25)

Volumen/ disparo = 48,97704242 m3.

Numero de disparos = longitud total del pívot/avance = 100/2,7432 = 36 disparos.

Tiempo de perforación = (Prof. De taladro/4) x Nº de taladros = 3,048/4 x 41 = 31,24 min/disp.

LABOR: PIVOT 1

Long. Total Pívot 1 (m) = 100 Área de Sección (m2) = 14,28318531 Altura (m) = 4 Ancho (m) = 4 Factor de Esponjamiento (%) = 25,00% Vol Total (m3) = 1428,318531 Vol Total Esponjado (m3) = 1785,398163 Φ Perf. (mm) = 45 Prof. Tal (m) = 3,048 Eficiencia de Vol. (%) = 90,00% Avance (m) = 2,7432 Veloc. de Pen. COP 1838 (m/min) = 4,5 Nº de Taladros = 41 Total Perf. (m) = 124,968 Vol/disp (m3/disp) = 48,97704242 Nº disp = 36 Tiempo Perforación (min/disp) = 31,24

LABOR: PIVOT 2

Long. Total Pívot 2 (m) = 100 Área de Sección (m2) = 14,2831853 Altura (m) = 4 Ancho (m) = 4 Factor de Esponjamiento (%) = 25,00% Vol Total(m3) = 1428,31853 Vol Total Esponjado(m3) = 1785,39816 Φ Perf. (mm) = 45 Prof. Tal (m) = 3,048 Eficiencia de Vol. (%) = 90,00% Avance (m) = 2,7432 Veloc. de Pen. COP 1838 (m/min) = 4,5 Nº de Taladros = 41 Total Perf. (m) = 124,968 Vol/disp (m3/disp) = 48,9770424 Nº disp = 36 Tiempo Perforación (min/disp) = 27,77


Área de la sección = 1/2*𝜋*(2)2 + 4 x (2) = 14,28318531 m2.





Numero de taladros = 10�area de seccion del pivot = 41 taladros.






LABOR: GALERÍA

Long. Total Galería (m) = 100 Área de Sección (m2) = 10,93556375 Altura (m) = 3,5 Ancho (m) = 3,5 Factor de Esponjamiento (%) = 25,00% Vol Total(m3) = 1093,556375 Vol Total Esponjado(m3) = 1366,945469 Φ Perf. (mm) = 45 Prof. Tal (m) = 3,048 Eficiencia de Vol. (%) = 90,00% Avance (m) = 2,7432 Veloc. de Pen. COP 1838 (m/min) = 4,5 Nº de Taladros = 41 Total Perf. (m) = 124,968 Vol/disp (m3/disp) = 37,4980481 Nº disp = 36 Tiempo de Perforación (min/disp) = 31,24


Área de la sección = 1/2*𝜋*(1.75)2 + 3.5 x (1.75) = 10,93556375 m2.





Numero de taladros = 10�area de seccion de la galeria = 41 taladros.






MALLA DE PERFORACION PARA LA RAMPA

Para diseñar la malla de perforación tenemos primeramente que calcular el burden y el espaciamiento de los taladros de todos los taladros. Para esto vamos a utilizar el nuevo modelo matemático de áreas de influencia.

Tipos de taladros:

Alivio Arranques Ayudas Sub ayudas Contra ayudas Alzas Ayuda de alzas Cuadradores Arratres

PARAMETROS DE LA ROCA:

Estos parámetros son obtenidos en el campo, cabe mencionar que estos son variables incontrolables.

PARAMETROS DEL EXPLOSIVO: Estos parámetros son variables controlables. El tipo de explosivo que estamos usando para la voladura de la rampa es el Semexsa 65% debido a que se ajusta mejor para el tipo de roca II que tenemos en el frente.

PARAMETROS DE LA ROCA

TIPO II DENSIDAD (Tm/m3) 2.65

RCU (Kg/cm2) 2000 MODULO DE ELASTICIDAD (Gpa) 74.98

RQD 0.8

PARAMETROS DE CARGA: Estos parámetros también son variables controlables. Estamos usando un barreno de 4.26 metros con un diámetro de 0.045 metros. La eficiencia de perforación, voladura y otros parámetros se muestran en la siguiente tabla.

PARAMETROS DE CARGA

LONGITUD DEL BARRENO (mm) 4267.2 DIAMETRO DEL TALADRO (m) 0.045

EFICIENCIA DE PERFORACION (%) 0.81 EFICIENCIA DE VOLADURA (%) 0.95

N° DE CARTUCHOS 13.6214069 DIAMETRO DE ALIVIO m 0.0762

CALCULO DE VARIABLES PARA EL DISEÑO DE LA MALLA

Con los valores de los parámetros de roca, explosivos y carga se procede a calcular la longitud del taladro, carga, acoplamiento, volumen roto, factor de carga, diámetro del alivio máximo y mínimo, espaciamiento entre taladros de alivio, ángulo entre taladros, índice de rigidez, número de taladros.

PARAMETROS DEL EXPLOSIVO

CLASE SEMEXSA 65 % DENSIDAD g/cm3 1.12

DIAMETRO DEL EXPLOSIVO (mm) 22.23 LONGITUD DEL EXPLOSIVO (mm) 203 PRESION DE DETONACION (Kbar) 94

PRESION DE DETONACION Kg/cm2 95880

LONGITUD DEL TALADRO

L.TAL =L.Barr x Efic = 4.26 x 81% = 3.45 m

VOLUMEN ROTO (Vr)

V. roto = L.tal x B XS

V. roto = 3.45 x 0.494 x 0.494

V. roto = 0.844 m3

T.M. ROTO (Tm)

T.M. roto = V. roto x Densidad

T.M. roto = 0.844 x 2.65

T.M. roto = 2.239

FACTOR DE CARGUIO (Fc)

Fc = V. explosivo / V. taladro

Fc = 0.3097

ACOPLAMIENTO (Ae)

A = Diámetro del explosivo / diámetro del taladro

A= 0.6222

TABLA DE RESULTADOS:

RESULTADOS

Longitud del taladro (mm) 3456.432

Longitud del taladro (m) 3.456432

Longitud de carga (kg/m) 2.7651456

Acoplamiento (m) 0.622222222

Volumen roto (m3) 0.844988544

TM. Rotos 2.239219641

Factor de carga 0.309728395

Diámetro de alivio máximo (m) 0.157383976

Diámetro de alivio mínimo (m) 0.045

Numero de taladros de alivio 4

Espaciamiento entre taladros de alivio (m) 0.123609375

Angulo entre taladros de alivio 28.6475

Índice de rigidez 6.990634812

N° de taladros 45

N° taladros con carga 41

CALCULO DEL BURDEN Y EL ESPACIAMIENTO

Para hallar el burden vamos a utilizar el nuevo modelo matemático de áreas de influencia lo cual se calcula de la siguiente forma:

Dónde:

Bn= Burden nominal (m)

Φ = Diámetro del taladro (m)

PoDTal =presión de detonación en el taladro (Kg/cm2)

RQD = Índice de calidad de la roca

σr = Resistencia a la compresión uniaxial

FS = Factor de seguridad

FACTOR DE SEGURIDAD

En el presente cuadro se muestra el factor de seguridad para el arranque, ayuda, sub ayuda y contorno. Esto es importante para el cálculo del burden y el espaciamiento.

FACTOR DE SEGURIDAD

F.S. ARRANQUE 6 FS. AYUDA 5

F.S SUB AYUDA 4 F.S. CONTORNO 3

TABLA DE RESULTADOS DEL BURDEN Y ESPACIAMIENTO

En el siguiente cuadro se muestra los resultados finales del cálculo del burden y el espaciamiento.

Para el arranque:

Φ = Diámetro del taladro (m) = 0.045 m

PoDTal =presión de detonación en el taladro (Kg/cm2) = 95880

RQD = Índice de calidad de la roca = 80%

σr = Resistencia a la compresión uniaxial = 2000

Fs = Factor de seguridad = 6

Reemplazando estos datos en la fórmula para el cálculo del Burden:

Bn= Burden nominal (m) = 0.4944 m

Lo mismo hacemos para las ayudas, sub ayudas, etc. Finalmente se muestra los resultados en la siguiente tabla:

BURDEN Y ESPACIAMIENTO

ARRANQUE Burden (m) 0.4944375

Espaciamiento (m) 0.4944375

AYUDA Burden (m) 0.584325 Espaciamiento (m) 0.584325

SUB AYUDA Burden (m) 0.71915625 Espaciamiento (m) 0.71915625

CONTORNO Burden (m) 0.943875

Espaciamiento (m) 0.943875

DISEÑO DE LA MALLA DE PERFORACION PARA LA RAMPA

Primeramente se perforan los 45 taladros en el frente de sección 5x4

Posteriormente se carga los taladros de producción lo cual van a ser 41 taladros pues los otros 4 son taladros de alivio. En la gráfica los taladros cargados están de color rojo y los taladros de alivio están de color celeste.

Se están usando 4 taladros de alivio en la malla de perforación de la rampa

TABLA DE TALADROS DE PRODUCCIÓN Y ALIVIO PARA LA MALLA DE 5X4

MALLA DE

PERFORACION PARA LA GALERIA DE SECCION 3.5 X 3.5

N° DE TALADROS DE PRODUCCION 41 N° DE TALADROS DE ALIVIO 4

TOTAL DE TALADROS 45

TIPO DE TALADRO N° DE TALADROS

ARRANQUES 4 AYUDAS 4

SUB AYUDAS 4 CONTRA AYUDAS 4

ALZAS 9 AYUDA DE ALZAS 3 CUADRADORES 6

ARRASTRES 7

ADQUISICIÓN DE LOS EQUIPOS

Para la adquisición de los equipos se tuvo que evaluar la versatilidad de dichos, por

recomendación de personal capacitado en el rubro se pudo establecer los equipos por

medio de sus características, los siguientes cuadros resumen sus características con las

necesidades del proyecto. Se realizaron los cálculos con la velocidad de penetración

para hallar el tiempo de perforación neta y considerando los tiempos de recete,

emboquillado y posicionamiento. De la misma manera se hizo los cálculos para hallar

el número de cucharadas que necesita un scooptram para cumplir su tarea por disparo

y así si mismo el número de viajes a necesitar el dumper para transportar el material

arrancado en cada disparo. Las siguientes tablas resumen lo mencionado.

EQUIPO DE PERFORACIÓN

Cabe resaltar que para la adquisición del boomer 104 se hizo una comparación con

otros para tener en cuenta las necesidades que se requiere en las labores.

Jumbo Perforadora

Velocidad de Perforación (m/min)

t perf. (min/disp)

t total perf.

(min/disp) Rx I Rx II Rx III Rx IV Rx V

BOOMER 104

COP 1638 3 3 3.75 4.5 4.5 3.375 40.73 61.23 COP 1838 3.5 3.5 4.5 5 5.25 4 34.37 103.1

BOOMER S1D

COP 1638 3 3 3.75 4.5 4.5 3.375 40.73 69.16 COP 1838 3.5 3.5 4.5 5 5.25 4 34.37 49.87

BOOMER T1D COP 2238 3.5 3.5 4.75 5.25 5.25 4.125 33.32 33.32

EQUIPO DE CARGUÍO

Scooptram Cap.

Cuchara (m3)

N° Cucharadas/disp.

V s/carga (km/h)

V c/carga (km/h)

t llenado - vaciado

(min)

t llen+vac. Total

(min/disp) ST710 3.2 18 10 8 1.25 22.5

EQUIPO DE ACARREO

Dumper Cap. Tolva (m3)

Nº de viajes/disp

t descarga (seg)

V s/carga (km/h)

V c/carga (km/h)

MT 2010 8 7 11 15 12

SOSTENIMIENTO

Para el sostenimiento de la labores se emplea pernos helicoidales, Split sets y

lanzamiento de shotcrete. En las labores de tipo de roca II se utiliza sostenimiento con

pernos de tipo puntual ya que el macizo rocoso es de buena calidad y no necesita el

lanzamiento de shotcrete. En las labores de tipo de roca III se utiliza pernos

helicoidales sistemáticos (6x5) de una pulgada de diámetro y un espaciamiento de 1.20

metros. También del lanzamiento de shotcrete con un espesor de 0.10 metros.

Se ha determinado la cantidad de pernos a utilizar en cada labor por su longitud y el

volumen en metros cúbicos del shotcrete total a lanzar y por metro de avance, de igual

manera se calculado el costo total en el sostenimiento utilizado. A continuación se

muestra la siguiente tabla que resume los cálculos.

PERNOS DE SOSTENIMIENTO

Tipo de Labor Tipo de Roca Tipo de Perno Longitud

Labor Cantidad de Pernos

Pivot 1 II Helicoidal - 1'' Puntual 80 20 Pivot 1 III Helicoidal - 1'' Sistemático (6x5) 20 88 Pivot 2 II Helicoidal - 1'' Puntual 45 10 Pivot 2 III Helicoidal - 1'' Sistemático (6x5) 55 248 Galería II Split Set - 5' Puntual 82 25 Galería III Split Set - 5' Sistemático (6x5) 18 77 Rampa de Profundización II Helicoidal - 1'' Puntual 120 45 Rampa de Profundización III Helicoidal - 1'' Sistemático (6x5) 80 369

Total 500 882

Perno Helicoidal

Total Pernos (unds.) = 780

Costo Perno x Unid. ($) = 50

Costo Total ($) = 39000

Split Set

Total Pernos (unds.) = 102

Costo Perno x Unid. ($) = 60


SHOTCRETE

Tipo de Labor Tipo de Roca Longitud Espesor de concreto

(m)

Volumen de

concreto (m3)

Pivot 1 II 80 0.05 41 Pivot 1 III 20 0.10 20 Pivot 2 II 45 0.05 23 Pivot 2 III 55 0.10 56 Galería II 82 0.05 37 Galería III 18 0.10 16 Rampa de Profundización II 120 0.05 65 Rampa de Profundización III 80 0.10 86

Total 500

Total (m3) = 227

Rebote (%) = 12.00%

Total Neto (m3) = 254

Total Neto (m3/m) = 0.92

Costo x m3 ($) = 780


LABORES CON SUS AVANCES RESPECTIVOS

PIVOT 1 Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10 AVANCE (m/día) = 6.37 12.74 19.11 25.48 31.85 38.22 44.59 50.96 57.33 63.70

PIVOT 2 Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10 AVANCE (m/día) = 6.37 12.74 19.11 25.48 31.85 38.22 44.59 50.96 57.33 63.70

GALERÍA Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10 AVANCE (m/día) = 6.37 12.74 19.11 25.48 31.85 38.22 44.59 50.96 57.33 63.70

RAMPA DE PROFUNDIZACIÓN Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10 AVANCE (m/día) = 6.84 13.68 20.52 27.36 34.2 41.04 47.88 54.72 61.56 68.4

PIVOT 1 Día 11 Día 12 Día 13 Día 14 Día 15 Día 16 Día 17 Día 18 Día 19 Día 20 Día 21 AVANCE (m/día) = 70.07 76.44 82.81 89.18 95.55 101.93

PIVOT 2 Día 11 Día 12 Día 13 Día 14 Día 15 Día 16 Día 17 Día 18 Día 19 Día 20 Día 21 AVANCE (m/día) = 70.07 76.44 82.81 89.18 95.55 101.93

GALERÍA Día 11 Día 12 Día 13 Día 14 Día 15 Día 16 Día 17 Día 18 Día 19 Día 20 Día 21 AVANCE (m/día) = 70.07 76.44 82.81 89.18 95.55 101.93 108.30 114.67 121.04 127.41 133.78

RAMPA DE PROFUNDIZACIÓN Día 11 Día 12 Día 13 Día 14 Día 15 Día 16 Día 17 Día 18 Día 19 Día 20 Día 21 AVANCE (m/día) = 75.24 82.08 88.92 95.76 102.6 109.44 116.28 123.12 129.96 136.8 143.64

PIVOT 1 Día 22 Día 23 Día 24 Día 25 Día 26 Día 27 Día 28 Día 29 Día 30 AVANCE (m/día) =

PIVOT 2 Día 22 Día 23 Día 24 Día 25 Día 26 Día 27 Día 28 Día 29 Día 30 AVANCE (m/día) =

GALERÍA Día 22 Día 23 Día 24 Día 25 Día 26 Día 27 Día 28 Día 29 Día 30 AVANCE (m/día) = 140.15 146.52 152.89 159.26 165.63 172.00 178.37 184.74 191.11

RAMPA DE PROFUNDIZACIÓN Día 22 Día 23 Día 24 Día 25 Día 26 Día 27 Día 28 Día 29 Día 30 AVANCE (m/día) = 150.48 157.32 164.16 171 177.84 184.68 191.52 198.36 205.2

CONCLUSIONES

Por las condiciones que se presentan en las labores se requiere utilizar un Boomer 104 con una COP 1838.

Para el carguío de material arrancado es necesario utilizar un Scooptam ST710 con una capacidad de cuchara de 3.2 m3.

Para el acarreo del material se necesita dos Dumpers MT 2010 con una capacitad de tolva de 8 m3.

Los 500 metros de construcción de labores en 30 días se logra efectivamente con un avance de 6.37 metros en los pivotes y la galería, luego con 6.84 metros en la rampa de profundización.

Para llegar a la meta establecida se tiene que contar con una eficiencia mecánica del 90% a más.

Para conseguir los 200 metros de avance de la rampa de profundización, se tiene que asegurar los 2 disparos del día.

Para ahorros de tiempos y efectividad en el ciclo de minado, el tiempo de sostenimiento tiene que ser lo mínimo posible para que se asegure el tiempo para la perforación y dejar los frentes perforados para cargar 2 horas antes de la hora de disparo.

Mientras se vaya profundizando la rampa, se puede aumentar 1 dumper más para poder acelerar el tiempo de acarreo de material arrancado, es decir, acelerando el ciclo de limpieza mientras se profundiza.

BIBLIOGRAFÍA

Manual práctico de voladura – Exsa – Edición especial.

Diseño de mallas de perforación y voladura por nuevo modelo matemático de zonas de influencia-Compañía MINSUR.

minado subterráneo - labor de desarrollo

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