Universidad Nacional del Altiplano FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
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TRABAJO ASIGNADO POR LA MODALIDAD DE SUFICIENCIA PROFESIONAL
“CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL” PRESENTADO POR EL BACHILLER:
JUAN ROGER SALCEDO GONZALES PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL
DE:
INGENIERO DE MINAS PUNO -- PERÚ
2006
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS.
TRABAJO ASIGNADO POR LA MODALIDAD DE SUFICIENCIA PROFESIONAL “CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL” PRESENTADO POR EL BACHILLER:
JUAN
ROGER
SALCEDO
GONZALES.
A la Dirección de Investigación de la Facultad de Ingeniería de Minas de la UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO, como requisito para optar el Titulo de:
INGENIERO DE MINAS. APROBADO POR: PRESIDENTE DEL JURADO : ……………………………………………… Ing. CELSO VILCAPOMA. PRIMER MIEMBRO DEL JURADO …………………..…
:……………………….
Ing. JORGE BRODEN. SEGUNDO MIEMBRO DEL JURADO : ……………………………………………… Ing. LUIS GARAMBEL. DIRECTOR …………………………………
OLIVERA
DURANT
DUEÑAS
:……………. M. Sc. OSCAR LLANQUE MAQUERA.
ASESOR ……………………………………
:...……….. Ing. EFRÉN
DEDICATORIA
RAMOS
GARNICA
A mis padres Victoriano Salcedo Mamani y Dionicia Casilda Gonzales Flores, con mucho afecto por haberme brindado la oportunidad de realizarme como profesional, quienes hacen posible la cristalización de mis anhelos.
Con singular aprecio a mi hermano Jorge Víctor y esposa, mi sobrina Emely, mi amigo Fredy a la vez a su linda familia, por su constante apoyo incondicional
Así mismo una persona en especial Juany Hidalgo Ruiz quien llena mi espíritu de amor, por brindarme su amistad, saber que eres mi amor me llena de felicidad y entusiasmo a esa bella flor, mi eterna gratitud.
Gracias: J. Roger Salcedo Gonzales
AGRADECIMIENTO Quiero expresar mi sincero y profundo agradecimiento a: Mi alma mater, LA UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO – PUNO, a mi querida FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS, que me dio la oportunidad, de una formación profesional.
De la misma forma mi agradecimiento a todo los DOCENTES de la Carrera Profesional quienes fueron los artífices de mi formación profesional durante mis años de estudio, a los Ingenieros Efraín Orlando Apaza Aviles, Efrén Rodolfo Ramos Garnica, Ever Carrera Murillo que en forma incondicional me ayudaron a desempeñar mi carrera en el ámbito laboral.
RESUMEN El presente trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional titulado “CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL”, inicia describiendo en forma breve el ciclo de minado que consta básicamente de cuatro etapas (perforación, voladura, carguío, transporte).
En el capitulo I, fundamentamos conceptos teóricos de cada una de las etapas, en la primera etapa damos a conocer todo los principios, métodos, parámetros, factores que intervienen en el proceso de perforación primaria; en la segunda etapa
determinamos
los
parámetros
de
voladura,
principales
modelos
matemáticos para calcular el burden, diseño de mallas de perforación y voladura, variables controlables de voladura, características de explosivos; en la tercera etapa consideramos ciclos de carguío de diferentes equipos vinculados
al
carguío, producción de equipo ,carga útil de cucharón; en la ultima etapa de transporte se considera factores que afectan la productividad de los equipos. En el capitulo II, pondremos en aplicación los conceptos anteriormente definidos, del ciclo de minado en cada una de las etapas relacionado con las de la Mina Tucari S.A.C.
INDICE
PAG. DEDICATORIA AGRADECIMIENTO RESUMEN CAPITULO I CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL FUNDAMENTACIÓN TEÓRICA 1.1 Ciclo de minado en Open Pit. 10 1.2 Perforación. 11 1.2.1 Principios de la Perforación. 12 1.2.2 Métodos de Perforación. 12 1.2.3 Equipos de Perforación con Tricóno. 13 1.2.4 Parámetros de Perforación. 19 1.2.4.1 Velocidad de Penetración (Penetración Rate). 19 1.2.4.2 Presión Hidráulica o Empuje(Pulldown). 19 1.2.4.3 Velocidad del barrido. 25 1.2.4.4 Velocidad Anular. 26 1.2.4.5 Eficiencia, disponibilidad y utilización de las Perforadoras. 27 1.2.5 Factores que influyen en el rendimiento de la Perforación. 28 1.2.6 Diseño de Mallas. 29 1.2.7 Determinación del costo de Perforación. 29 1.3 Voladura. 30 1.3.1 Teoría de Voladura. 30 1.3.2 Determinación de Parámetros de Voladura. 31 1.3.3 Principales Modelos Matemáticos para calcular el Burden (b). 31 1.3.3.1 Modelo de R.L.Ash (1963). 32
1.3.3.2 33 1.3.3.3 34 1.3.3.4 34 1.3.3.5 35
Modelo Richard Ash Modificado. Modificado por Lopez Jimeno. Modelo Matemático de Konya. Modelo de Walter y Konya. PA G.
1.3.4 Mallas de Perforación y Voladura. 36 1.3.5 Diseño de las Mallas de Perforación y Voladura. 36 1.3.6 Mallas Típicas de Perforación y Voladura. 37 1.3.7 Secuencia de Salida. 39 1.3.8 Técnicas de Cebado. 41 1.3.9 Propiedades más importantes de los Explosivos. 42 1.3.10 Propiedades Físico Químicas del NA en la Performance del ANFO. 44 1.4 Carguío. 46 1.4.1 Estimación del Tiempo de ciclo de Carguío de Retro Excavadora y Palas Cargadoras. 48 1.4.2 Ciclo de Carguío con Retro Excavadora. 48 1.4.2.1 Producción del Equipo. 49 1.4.3 Ciclo de Carguío con palas cargadoras. 50 1.4.3.1 Producción del equipo. 50 1.4.4 Carga Útil del Cucharón. 51 1.5 Transporte. 52 1.5.1 Unidades de transporte. 53 1.5.2 Factores que afectan en la Productividad del Equipo de Transporte. 53
1.5.3 Potencias y Fuerzas Motrices de los Equipos Móviles. 54 CAPITULO II APLICACIÓN PRÁCTICA CICLO DE MINADO DE “MINA TUCARI S.A.C.” 2.1 Generalidades. 57 2.2 Ubicación y Accesibilidad. 59 2.2.1 Clima y Vegetación. 59 2.3 Geología. 61 2.3.1 Geología Local. 61 2.3.1.1 Grupo Puno (Paleoceno). 61 2.3.1.2 Grupo Maure (Oligoceno). 61 2.3.1.3 Grupo Barroso (Mioceno). 61 2.3.2 Geología Estructural. 61 PAG. 2.3.3 Geología Económica. 62 2.3.3.1 Proyecto Tucari. 64 2.3.3.2 Prospecto Huilcane. 66 2.3.3.3 Fluvio glaciares Jahuíra. 66 2.3.3.4 Prospecto Alicia. 67 2.3.4 Mapeo Geológico. 69 2.4 Perforación en Mina Tucari. 73 2.4.1 Perforación Primaria. 73 2.4.2 Características de Equipos de Perforación. 74 2.4.2.1 Línea de Perforación. 74 2.4.2.2 Rendimientos Promedio de Aceros de Perforación. 75
2.4.3 Perforación Secundaria. 77 2.4.4 Parámetros de Perforación. 77 2.4.5 Diseño de Mallas de Perforación. 80 2.4.6 Determinación del Costo de Perforación. 80 2.5 Voladura. 81 2.5.1 Voladura en la Mina Tucari. 81 2.5.2 Diseño de Mallas de Perforación y Voladura. 83 2.5.2.1 Parámetros de Cálculo de Burden y Espaciamiento. 83 2.5.2.2 Comparación de Modelos, Matemáticos. 85 2.5.3 Voladura Secundaria. 88 2.5.4 Secuencia de Salida. 89 2.5.4.1 Importancia de los Retardos. 91 2.5.5 Técnicas de Cebado. 92 2.5.6 Características de Explosivos Usados en Mina. 92 2.5.7 Carguío Mecanizado de Explosivos. 93 2.5.7.1 El ANFO. 94 2.6 Carguío. 95 2.6.1 Equipo Principal de Carguío. 96 2.6.2 Características Principales de Equipos. 96 2.6.3 Condiciones del área de Carguío. 98
PAG. 2.6.4 Estimación de tiempo de Ciclo de Carguío de Equipos. 2.6.5 Carga Útil. 99
98
2.6.6 Producción de los Equipos. 100 2.7 Transporte. 100 2.7.1 El transporte en la Mina Tucari. 100 2.7.2 Características Principales de Equipo. 101 2.7.3 Ciclo de Transporte. 103 2.7.3.1 Equipos de Transporte. 103 2.7.4 Producción de Volquetes. 103 2.8 Procesos Metalúrgicos. 104 2.9 Equipos Auxiliares. 108 Conclusiones. 111 Recomendaciones. 112 Bibliografía. 113 ANEXOS: Índice de Cuadros. 114 Índice de gráficos. 114
10
CAP ﾍ TULO I
1. CICLO DE MINADO EN MINERIA SUPERFICIAL (FUNDAMENTACIÓN TEÓRICA). 1.1
CICLO DE MINADO EN OPEN PIT.
Durante las últimas décadas la tecnología ha permitido la explotación de minerales con leyes progresivamente más bajas. Como consecuencia, los clavos de mineral que antes parecían ocurrir aisladamente, ahora tienen mayores tamaños y han comenzado a unirse formando franjas ondulantes continúas, esta continuidad puede revelarse muchas veces bajando arbitrariamente la ley de corte.
La explotación de los yacimientos metálicos por el método de explotación a Cielo Abierto en el Perú se inicia aproximadamente en 1953 con la puesta en marcha de los depósitos de Hierro de Marcona, posteriormente siguieron otras Minas porfiríticas tales como Toquepala, Cuajone, Cerro Verde entre otras más.
11 La explotación de los yacimientos minerales por el método de explotación a Cielo abierto tiene muchas ventajas en relación a la explotación Subterránea, tales como:
Mejor Recuperación de reservas.
Flexibilidad en la Operación.
Menor Costo de operación por tonelada extraída.
Mayor producción por hombre guardia.
Mejor control de leyes.
Seguridad para el personal y los equipos.
El ciclo de minado en minería superficial consta básicamente de 4 etapas que sigue el siguiente orden. Perforación. Voladura. Carguío. Transporte. Los que se deben efectuarse en forma eficiente, rápida, segura y al mínimo costo posible. 1.2
PERFORACIÓN
La perforación es la primera etapa del ciclo de operación, en donde se relaciona íntimamente con la voladura para obtener una buena fragmentación la cual influye en los costos de carguío y acarreo.
12 Por lo tanto es importante aplicar un sistema de perforación que proporcione máximas ventajas de producción a bajos costos. Es también definida como el proceso empleado para lograr la penetración a una roca mediante el cual se forman aberturas o taladros, la penetración de la roca se obtiene básicamente por el fracturamiento del material y expulsión de detritus.
“9; Unidad I, Pág. 5”
1.2.1 PRINCIPIOS DE LA PERFORACIÓN La perforación consiste en la realización de taladros en el macizo rocoso. Para colocar explosivo en la etapa de la voladura, la perforación depende de: De las propiedades físicos mecánicas de la roca. Esfuerzo a la compresión de las rocas. Resistencia de la roca a la penetración. Ocurrencias geológicas, para determinar si se necesita perforar o no; hay rocas que no necesitan perforar si no excavar.
1.2.2 METODOS DE PERFORACIÓN La perforación en minería superficial es tomada sobre diversas bases esto incluye: Tamaño del taladro. Modelo de montaje (sobre orugas y neumática). Tipo de potencia, energía, etc.
a. Perforación a percusión.-Es el método mas común, en donde la energía del sistema es transmitida desde la perforadora, a través de la barra hasta el inserto, y de esta hasta la roca. La broca de tipo cincel o en cruz
13 impacta a la roca en una dirección axial y de manera pulsatoria; las pequeñas rotaciones que se aplican operan en el rebote de ella. - La fuente de energía es el aire comprimido. b. Perforación por rotación.-La energía que se aplica en este método es suministrada por dos fuerzas una axial que presiona constantemente la broca con la roca y la otra rotacional .La energía puede ser diesel o eléctricas. c. Perforación
por
roto
percusión.-El
submétodo
que
combina
separadamente la acción percusiva y rotacional obteniéndose fuerza de impacto a presión axial y de torque, la rotación de la perforación es suministrada por motores externos.
Estos equipos se clasifican en dos grupos, según donde se encuentre colocado el martillo: Martillo en cabeza. Martillo en fondo.
Las acciones en la perforación rotopercutiva son: 1. Percusión. 2. Rotación. 3. Empuje. 4. Barrido. 1.2.3
EQUIPOS DE PERFORACIÓN CON TRICONO.
Estos equipos están constituidos básicamente de:
14
Fuente de energía. Baterías de barras o tubos, conectadas en una serie que transmitan el peso, la rotación y el aire de barrido. Broca con dientes de acero o de inserto de carburo de tungsteno. La parte de montaje y sistema de propulsión generalmente los hay de dos sistemas:
Sobre orugas Sobre neumáticos
Los factores que influyen en la elección son debido a las condiciones del terreno y al grado de movilidad que se requiere.
a. Fuentes de energía.- Generalmente son de:
Motores diesel.
Motores eléctricos.
b. Sistema de rotación.-Con el fin de hacer guiar las barras y transmitir el par, las perforadoras llevan un sistema de rotación montado generalmente sobre un bastidor que se desliza a lo, largo del mástil de perforación.
c. Sistema de empuje y Elevación.-Para obtener una velocidad de penetración en la roca es necesario una fuerza de empuje que depende tanto de la resistencia de la roca como del diámetro del taladro .El peso de la barra no es suficiente para obtener la carga que se necesita, se hace
15 necesario aplicar las fuerzas adicionales, existen básicamente cuatro sistemas. Cremallera y piñón directo. Cadena directa. Cremallera y piñón con cadena. Cilindro hidráulico.
El más usado es el último por poco peso, absorbe impacto, índica el nivel de desgaste, es fácil de remplazar, estos mecanismos de empuje permite, además de suministrar un esfuerzo de empuje perfectamente controlado, izar las barras que constituyen las sartas de perforación, el peso de todo el conjunto de la máquina actúa como reacción contra el empuje aplicado a la broca, de donde se deduce que el peso de la perforadora debe ser superior y normalmente el doble de la carga máxima que se pretende conseguir. Las velocidades de elevación de la sarta están entre 18 – 21 m/min. d. Mástil y cambiador de barras.-La estructura del mástil que soporta las barras y la cabeza de rotación, debe estar diseñada para resistir las flexiones debidas al peso, el esfuerzo de empujes y las tensiones originadas por el par de rotación, los diseños más comunes son de tipo reticular, de sección completa o tubular.
Los mástiles pueden ser abatibles mediante cilindros hidráulicos
o tubos
telescópicos, ya que para efectuar los taladros importantes es preciso bajar el centro de gravedad de la máquina, las máquinas proveen la posibilidad de perforación inclinada y ésta se puede regular entre 0º a 30º con intervalos de 5º grados.
16 La perforación inclinada puede ser perjudicial por los esfuerzos de fatiga a los que se somete el mástil y las barras, además en la disminución de la capacidad de empuje y dificultad de la evacuación del detritus. Todo esto se traduce en una disminución de la productividad que puede llegar hasta un 20% en rocas duras. e. Cabina de mando.-La cabina de mando, presurizada y climatizada, contiene todo los controles de panel e instrumentos requeridos en las maniobras de la unidad durante la perforación normalmente, esta ubicada cerca del mástil, permitiendo observar todo los movimientos realizados en las barras durante el trabajo. f. Sistema de evacuación de detritus.-Se realiza con aire comprimido que circula por un tubo desde el compresor al mástil y de este, por mangueras flexibles protegidas, a la cabeza de rotación de donde pasa al interior de la barra de perforación que lo conduce hasta la broca, saliendo entre los conos para producir la remoción de los detritus elevándolos hasta la superficie aire comprimido además de la elevación de los detritus cumple la función de: Enfriar y lubricar los cojinetes del tricóno. Limpiar el fondo del taladro.
g. Sarta de perforación.- Esta conformado por: Acoplamiento de rotación.-Transmite el par derogación desde la cabeza hasta la sarta que se encuentra debajo. Barra.- La longitud de las barras se toma de acuerdo a la longitud del taladro. Sirven para transmitir el empuje sobre la roca y para canalizar por su interior el aire comprimido necesario para la limpieza del taladro y el
17 enfriamiento de los cojinetes .Son construidos de acero con un espesor de paredes entre 25 y 38mm. Estabilizador.- Se coloca por encima de la broca de perforación y tiene la misión de:
Hacer que el tricóno gire correctamente según el eje del taladro.
Impedir que se produzca una oscilación y pandeo del varillaje.
El estabilizador debe de tener un diámetro de 3mm más pequeño que el tricóno. Existen de dos tipos: Las de aletas. Las de rodillos.
Tricónos.- Existen dos tipos de tricónos: De Dientes.- Generalmente se usan para rocas blandas y su costo es más barato más o menos la quinta parte del inserto.
De Insertos.- De carburo de tungsteno generalmente se usan en las rocas de medias duras a duras.
Ver en la Figura Nº 1.1 Características y partes de una Broca Tricónica.
h. Elementos auxiliares.- Dentro de los otros elementos en el equipo se tiene:
Colector de polvo. Gatos de nivelación. Inyector de aceite y grasa.
18 Muestriador. “7; Cáp. IV, Pág. 54”
NOMENCLATURA DE LOS COMPONENTES DE UNA BROCA TRICONICA
UNA - PUNO F. I. M. PARTES DE UNA BROCA TRICÓNICA JRSG
Figura. Nº 1.1
19
1.2.4 PARAMETROS DE PERFORACIÓN. 1.2.4.1
Velocidad de Penetración (Penetratión Rate)
Esta depende de muchos factores externos: Características geológicas, propiedades físicas de las rocas, distribución de tensiones, estructura interna, entre otros. La velocidad se expresa en metros por hora (m/hr) y/o pies por hora (pies/hr). Con la siguiente formula empírica (Bauer -1971) se puede estimar la velocidad de penetración. “9; Unidad II, Pág. 19”
VP 61 - 28log10SC (
W RPM )( ) ...........................................................................(e Ø 300
Donde: Sc: Resistencia a la comprensión uníaxial (en miles de psi). W/Ø = Peso (Pulldow) sobre broca (en miles de lb) RPM = Revoluciones por minuto. VP = Velocidad de penetración en (pies/hora).
1.2.4.2
Presión Hidráulica o Empuje (Pulldown)
Cuando la perforación es llevada por el método de rotación y trituración, la fuerza de avance es utilizada para presionar constantemente los insertos contra la roca. Consecuentemente en perforación con brocas Tricónicas se requiere una fuerza de avance muy grande. La presión hidráulica aplicada sobre el tricóno debe ser
20 suficiente para sobrepasar la resistencia a la compresión de la roca pero no debe ser excesivo para evitar fallas prematuras o anormales del tricóno.
a) Empuje sobre la Broca.- El empuje aplicado sobre la broca debe ser suficiente para sobrepasar la resistencia a compresión de la roca, pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuros o anormales del tricóno. La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje, hasta que se llega a un agarrotamiento del tricóno contra la roca por efecto del enterramiento de los dientes ó insertos, (Fig.1.2e), ó hasta que por alta velocidad de penetración y el gran volumen de detritus que se produce no se limpia adecuadamente el barreno.
En formaciones duras, un empuje elevado sobre la broca, puede producir roturas en los insertos antes de presentarse un agarrotamiento o un defecto de limpieza. También disminuye la vida de los cojinetes. ”5; cáp.4, Pág.82”
El empuje se compensa con la velocidad de rotación RPM, a mayor empuje menor RPM y a menor empuje mayor RPM. Se presentan las siguientes etapas de perforación en relación al peso en la Broca (Presión de empuje – Pulldow).
Fig. 1.2 a. Fase o etapa de Abrasión. Peso insuficiente, insertos sujetos a abrasión y no hay penetración en roca.
21
Fig. 1.2 b. Fase o etapa de Fatiga. Más Peso, penetración insuficiente en la roca, insertos sujetos a fatiga.
Fig. 1.2 c. Fase o etapa de Trituración. Peso optimo, penetración máxima del inserto en la roca.
Fig. 1.2d. Etapa de consecuencia de Trituración. Fragmentos grandes de la roca suelta, es el resultado
de
Perforación.
la
máxima
eficiencia
en
22
Fig. 1.2e. Etapa de Enterramiento. Peso excesivo en la broca, los insertos son enterrados como consecuencia se tiene una pérdida de eficiencia en la perforación.
Cuando se perfora una roca, los tricónos pueden trabajar en tres situaciones distintas. Figura Nº 1.3: Efecto del empuje sobre la velocidad de penetración.
a: Empuje insuficiente. b: Avance eficiente. c: Enterramiento del útil. El “empuje mínimo”, por debajo del cual una roca no es perforada, puede estimarse con la siguiente ecuación:
23
Em 28.5 * RC * D.............................................(ec.1.2)
Donde: Em = Empuje mínimo (libras). Rc = Resistencia a compresión de la roca (Mpa). D = Diámetro del tricóno (Pulgadas). El “empuje máximo”, por encima del que se produce el enterramiento del tricóno, se considera que vale el doble del valor anterior.
EM
2 * E m ..........................................................(ec.1.3)
El “empuje limite”, que soporta un tricóno es función del tamaño de sus cojinetes, que a su vez, depende del diámetro del tricóno:
E L 810 * D 2 ....................................................................(ec.1.4)
Donde: EL = Empuje límite del tricóno (libras). D = Diámetro (Pulgadas). Cuadro Nº 1.1. Valores límites para tricónos de diferentes diámetros. DIAMETRO DEL TRICONO EMPUJE LIMITE (pulg)
(libras)
5 1/8 6¼ 6¾ 7 7/8 9
21.000 31.000 37.000 50.000 65.000
24 9 7/8 12 1/4
79.000 121.000
Fuente: Manual de Perforación y Voladura de rocas (instituto Tecnológico GeoMinero de España, 2004).
b) Velocidad de rotación.- La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación en una proporción algo menor que la unidad, hasta un limite impuesto por la evacuación de detritus. ”5; cáp.4, Pág.83”
Figura Nº 1.4: Efecto de la velocidad de rotación sobre la velocidad de penetración. Las velocidades de rotación varían desde 60 a 120 RPM para los tricónos con dientes de acero y 50 a 80 RPM para los de insertos de carburo de tungsteno. Ver tabla 1.2. Cuadro Nº 1.2. Velocidades de rotación adecuadas para diferentes Tipos de Rocas. TIPO DE ROCA
VELOCIDAD DE ROTACIÓN (RPM)
Blanda
75 - 160
Media
60 - 80
Dura
35 - 70
25
Fuente: Manual de Perforación y Voladura de rocas (instituto Tecnológico GeoMinero de España, 2004).
1.2.4.3
Velocidad del barrido (Bailing Velocity)
En el principio, la remoción del detritus en la perforación con rotación y trituración, se lleva a cabo en la misma forma que en los otros métodos de perforación. Con aire de barrido a veces conjuntamente con agua, es inyectado a través de los tubos de perforación, las partículas son sopladas para fuera por entre los tubos y la pared. Para que el barrido sea
efectivo, el aire precisa tener una velocidad
suficientemente alta, cuando se perfora con menor aire que el necesario para limpiar con efectividad el barreno, se produce los siguientes efectos negativos:
Disminución de la velocidad de penetración.
Requiere aumentar el empuje (Pull down) para perforar.
Desgaste prematuro del barreno, estabilizador y tricóno.
Las siguientes ecuaciones permiten calcular la velocidad de barrido: Va 573 *
r 1
Va 250 * r Donde:
r
1/2
* dP
0.6
............................................................................................(e
1/2
* d P .............................(ec.1.6)
Va = Velocidad ascensional mínima (m/min). ρr = Densidad de la roca (g/cm3). dp =Diámetro de la partícula(mm).
26
El caudal necesario se calcula mediante la siguiente expresión: Qa Ab * Va Va ((D 2 - d 2 ) / 1.27)............................(ec.1.7)
Donde : Qa = Caudal de aire necesario (m 3 / min). Ab = Área de la corona circular entre la barra y la pared del barreno (m 2). Va = Velocidad ascensional mínima (m/min). D = Diámetro del barreno o taladro. d = Diámetro de la barra. Estás formulas son usadas en casos en los que no se puede obtener mediciones en el campo, tal es el caso de estar empezando un proyecto y se necesita calcular este parámetro.”5; cáp.4, Pag.77” Figura Nº 1.5: Remoción de Detritus.
27 1.2.4.4
Velocidad Anular.- Experimentalmente la velocidad de aire anular en pies por minuto puede ser calculada usando la siguiente expresión matemática. Vm 264 1/2
d1/2 ............(ec.1.8)
Donde: Vm = Velocidad anular (ft / min). ρ = Densidad del detritus en lb/ft3 d = diámetro del detritus en pulgadas. Una velocidad anular de 6000 pies por minuto es normalmente adecuada para suspender detritus de ½ pulgada de diámetro. 1.2.4.5 i.
Eficiencia, disponibilidad y utilización de las perforadoras
Eficiencia: Está dado por la siguiente expresión.
Effc.
ii.
“9; Unidad II, Pág. 13”
hr Pr ogramadas DemorasOperativas * 100........................................(ec.1.9) hr Pr ogramadas
Disponibilidad y Utilización: Se calcula con la información que ingresa de campo(reportes de campo), a partir de estos se origina los reportes diarios en el cual trabajadas,
demoras
deben de estar ,utilización,
las horas programadas, horas
disponibilidad,
metros
perforados,
acumulados de cada uno de estos mensual y anual. Se calcula con las siguientes expresiones: % Disponibilidad = ((PTD - DM)/PTD) * 100 …………........………...……….(ec.1.10).
% Utilización ( (TOD - RO - MP - DP - O) / TOD) * 100...(ec.1.11)
Donde:
PTD = Posible tiempo disponible.
28 DM = Demoras mecánicas. TOD = Tiempo operativo disponible. RO = Restricciones operativas. MP = Movimiento de la perforadora. DP = Demoras Personales. O
= Otros.
1.2.5 FACTORES
QUE
INFLUYEN
EN
EL
RENDIMIENTO
DE
LA
PERFORACIÓN. a) Factores variables: comprende. o Perforadora. o Barra, de acuerdo a su Tamaño. o Broca, que dependerá del tipo de roca (fracturada, competente, abrasiva). o Flujo e barrido. b) Factores Geométricos: Comprende. o Diámetro de taladro. o Longitud. o Rectitud y/o inclinación.
c) Factores de Perforabilidad: Del macizo rocoso comprende. o Propiedades físico mecánicas.
29 o Características geológicas, petrológicas, estratificación, fallas, etc. o Tensiones internas, presión del recubrimiento, presión de fluidos, etc. d) Factores de servicio y operación: comprende. o Montaje y tamaño de máquina. o Condiciones climatológicas. o Formación del personal (capacitación en cuanto al uso de la máquina). o Tipo de energía disponible. o Supervisión. o Tamaño de operación. o Organización del trabajo. o Mantenimiento y conservación de campo.
1.2.6 DISEÑO DE MALLAS. La malla de perforación más adecuada solo se obtiene realizando cantidades de pruebas en el campo
hasta lograr
una que nos de los mejores resultados.
Primero se ubicara el área de perforación, donde se mide la altura de banco, luego se determinara, el tipo de roca a perforar, con estas características se obtienen los parámetros con los que se tendrán
tales como espaciamiento,
burden, sobre perforación y número de taladros.
1.2.7 DETERMINACIÓN DEL COSTO DE PERFORACION.
30 El costo por metro perforado muestra la performance económica de la operación, se estima con la siguiente ecuación. CTP ( B / M ) ( D / VP ) ...................(ec.1.12).
Donde: CTP: costo por metro de avance ($/m). B: Costo de Broca ($). D: Costo horario de equipo ($/m). VP: Velocidad de penetración en metros/hora. M: Vida de la broca en metros. o Como se aprecia el calculo de costo requiere el costo de equipo por hora, costo de broca, vida de brocas en horas y en metros perforados. o En la ecuación anterior el costo total por metro perforado esta influenciado por la velocidad de penetración, a mayor velocidad menor costo. o El costo horario del equipo está formado por: - Costo directos.- Incluye mano de obra accesorios de perforación costos de energía, mantenimiento y reparación. - Costos indirectos.- Supervisión, inventarios, impuestos, depreciación, otros.
1.3
VOLADURA.
1.3.1
TEORIA DE VOLADURA
La teoría de voladura envuelve diferentes disciplinas científicas como: físicas, termodinámicas, interacción de onda de choque y mecánica de rocas, dicho de
31 otro modo la fragmentación de roca involucra la acción de un explosivo y la respuesta de la masa de la roca circundante en los aspectos de energía, tiempo y masa. No hay ninguna teoría sencilla que haya sido completamente aceptada que explique el mecanismo de rompimiento de la roca, aplicable a cualquier condición del par explosivo - roca. Las teorías generales se han basado en:
Energía de los frentes de onda comprensiva y de tracción.
Reflexión de ondas de choque en una cara libre.
Comprensión de gases en la masa de roca circundante.
Ruptura por flexión.
Ondas de cizalle.
Liberación de carga.
Enucleación de fracturas en fallas y discontinuidades.
Colisión en vuelo de partículas.
Típicamente la voladura en todo lugar tiene un requerimiento particular, como puede ser el control de la fragmentación control de leyes, control de medio ambiente, control de vibraciones, etc.
1.3.2 DETERMINACIÓN DE PARAMETROS DE VOLADURA. El objetivo de una buena voladura es fragmentar la roca de forma que satisfaga para los requerimientos del resto del ciclo de minado (carga, transporte, trituración). Su performance depende de varios factores entre ellos podemos citar.
Tipo de material a fragmentar.
32
Estructuras geológicas existentes.
Relación burden / espaciamiento definido por la secuencia de encendido.
Tipo de explosivo utilizado.
Tiempo de retardos utilizados.
Sobre perforación y longitud de atacado.
1.3.3 PRINCIPALES
MODELOS MATEMÁTICOS
PARA CALCULAR
EL
BURDEN (B). Como se ha mencionado anteriormente, muchos investigadores considerando que el Burden (B) es la variable aleatoria más importante y crucial de determinar, han propuesto varios modelos matemáticos para su cálculo, a continuación se citan algunos de ellos propuestos por dichos investigadores.
1.3.3.1
“9; Unidad IV, Pág. 19”
MODELO DE R.L.ASH (1963). R.L.Ash propuso el siguiente modelo matemático para el cálculo del Burden (B).
B Kb * De / 12............................................................................................(e
Donde: B:
Burden (pies).
De:
Diámetro de explosivo (pulg.)
Kb:
Constante que dependerá del tipo de roca del explosivo a ser usado. Ver cuadro 1.1.
Cuadro Nº 1.1. Valores de Kb para algunos tipos de roca y explosivos para calcular el Burden (B).
33
Fuente: Manual de Perforación y Voladura TECSUP, 2001.
Además R.L.Ash ha desarrollado otros cuatro estándares básicos o relaciones adimensionales para determinar los demás parámetros de diseño de un disparo primario y estos son los siguientes:
TIPO DE ROCA TIPO DE EXPLOSIVO Baja densidad (0.8 – 0.9) g/cm3. Baja potencia
Densidad media (1.0 – 1.2) g/cm3. Potencia media Alta densidad (1.3 – 1.4) g/cm3. Alta potencia
Profundidad de taladro:
Blanda
Media
Dura
30
25
20
35
30
25
40
35
30
34
H K H B............................................................................................................... K H 2.6 H H E[1.5 4]
Sobreperforación :
J KjB........................................................................................(ec Kj 0.3
Espaciamiento: S Ks * B............... (ec.1.16).
Ks = 2
Para iniciación simultanea.
Ks = 1
Para periodos de retardos largos.
Ks = 1-2 Para periodos de retardos cortos. Ks = [1.2 – 1.8] como promedio.
Taco T Kt * B.............. (ec.1.17).
Kt = 0.7 – 1.0 1.3.3.2
Modelo Richard Ash Modificado
Para lo cual tendremos que introducir los siguientes datos como son:
e2 2 * VoD 2 2 Kb2 2 2 e1 * VoD 1
1/ 3
r1 r 2
1/ 3
* Kb.........................................................................(ec.1
1
Donde: B = Burden (pies). D = Diámetro de taladro. Kb1= Estándar del burden.
r1 =Densidad de roca promedio (2.7t/m 3). r 2 = Densidad de roca a disparar.
e12 = Densidad de explosivo a usar.
35
e2 2 = Densidad de explosivo referencia (1.3g/cm 3). 2 VoD 2 =VoD a explosivo a usar.
1.3.3.3
Modificado por Lopez Jimeno
B 0.76 * D * F........(ec.1.19).
Donde:
D = Diámetro del taladro en pulg. F = Factor de corrección.
F fr * fo 2.7 * 3500 fr r * VC
VC = Velocidad Sísmica m/s 0.33
e = Densidad del explosivo. r = Densidad roca.
e * VoD 2 fe 1.3 * 3660
1.3.3.4
0.33
VoD = Velocidad de detonación.
Modelo Matemático de Konya El modelo matemático Konya establece que el burden puede determinarse mediante la siguiente relación:
B 3.15 D[e / r ]0 , 33 ......................................................................................(
Donde: B:
Burden (pies).
D:
Diámetro de la carga explosiva (pulgadas).
e :
Densidad del explosivo (g/cm3).
r :
Densidad de la roca (t/m3).
Además
establece
los
espaciamiento y el taco: Para el espaciamiento (s):
siguientes
criterios
para
determinar
el
36 Para los taladros de una fila de salida instantánea:
( H 2 B) / 3 : H 4 B 2B : H 4B
S
Para los taladros de una fila de salida secuencial:
( H 7 B) / 8 : H 4 B 1.4 B : H 4 B
S
Para el Taco (T): T = {B;
roca masiva
T = {0.7B
roca estratificada.
1.3.3.5
Modelo de Walter y Konya.
En este modelo el parámetro más importante es el diámetro de la carga expresado en pulgadas formulada en 1985 bajo la siguiente ecuación: e B 2 1.5 * d ............................................................(ec.1.21) r
Donde: B = Burden (pies).
e =Densidad del explosivo (g/cm3). r = Densidad de la roca (t/m3). d = Diámetro de la carga (pulgadas). 1.3.4 MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA. Con respecto a las mallas de perforación y voladura para minería a tajo abierto en el Perú se ha diseñado y se siguen diseñando en base a:
La experiencia personal.
Los estándares postulados por R. L. Ash en 1963.
37
1.3.5 DISEÑO DE LAS MALLAS DE PERFORACION Y VOLADURA Como se sabe el área de la Mina a ser perforada y disparada, se determina de acuerdo al Planeamiento Mina y este a su vez es función de los requerimientos de producción, del radio de desbroce, del equipo con que se cuenta, etc. El avance y el Planeamiento Mina se van ajustando mensualmente. Reiterando nuevamente, se debe decir que los factores más importantes que deben tenerse en cuenta para diseñar las mallas de perforación y voladura en minería a tajo abierto son:
Tipo de roca (deben conocerse los valores físico-mecánicos de esta).
Tipo de explosivo: (deben conocerse todas sus propiedades físicoquímicas y termoquímicas de este).
La geología regional y local.
La geología estructural (contactos, discontinuidades, etc.).
Las variables de diseño, de las cuales la más importante es el diámetro del taladro (BHO).
Con la cual y las mencionadas anteriormente se puede calcular el Burden (B). Conociendo el Burden (B) prácticamente se puede calcular todas las otras dimensiones de la geometría de disparo. En algunas operaciones mineras con macizos rocosos muy complicados se planifica y se hace un diseño para cada disparo, el cual muestra las mallas de perforación y voladura, las caras libres, las conexiones y la secuencia de salida, etc. “9; Unidad IV, Pág. 21”
38
1.3.6 MALLAS TIPICAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA.
En la actualidad las mallas de perforación y voladura mas comúnmente usadas en Minería a tajo abierto son las siguientes:
Cuadrada (ejemplo: B X S = 6.0 x 6.0 m).
Rectangular (ejemplo: B X S = 5.0 X 6.0 m).
Alternada (al tres bolillo) (ejemplo: B X S = 6.0 X 8.0 m).
El uso de estas mallas de perforación y voladura dependerá
de los factores
siguientes:
Tipo de roca.
Labor minera a dispararse (si esta tiene una o más caras libres).
Tipo de explosivo a usarse.
Fragmentación requerida.
Secuencia de salida de los taladros, etc.
En la figura Nº 1.3 podemos ver la configuración las mallas de perforación comúnmente usadas en minería a tajo abierto (Cuadrada, Rectangular, Alternada (al tres bolillo)). “9; Unidad IV, Pág. 23”
39
MALLAS TIPICAS DE PERFORACION
BURDEN
MALLA CUADRADA
ESPACIAMIENTO
BURDEN
MALLA RECTANGULAR
ESPACIAMIENTO
BURDEN
MALLA ALTERNADA
ESPACIAMIENTO
40 Figura Nº 1.3: Configuración de Mallas de Perforación. 1.3.7 SECUENCIA DE SALIDA. Es bien conocido que los accesorios de voladura, retardadores, son usados entre otras razones por lo siguiente:
Para obtener una adecuada secuencia de salida de los taladros de tal manera de crear las caras libres correspondientes que permitan que la energía producida por la detonación de la carga explosiva fragmente y desplace convenientemente al Burden (B).
Para mejorar la fragmentación del material disparado.
Para minimizar:
o Rotura hacia atrás. o Sobre rotura. o Vibraciones de macizo rocoso. o Taladros soplados. o Lanzamiento de rocas, etc.
Cabe destacarse que ha habido muchos investigadores que han estudiado la influencia de los elementos retardadores en los resultados de un disparo entre los cuales se puede mencionar a Andrews, el cual después de llevar a cabo muchos trabajos de Investigación de laboratorio y campo, una de las conclusiones a la que llegó fue: “El intervalo del tiempo de retardo entre los taladros de una misma fila”, debe estar entre 1 y 5 ms / Pie de Burden (B)”, etc.
41
42
M A LLA S CUA DRA DA S DE PERFORA CION 9
8
7
6
5
4
4
10
4
3
3
9
3
2
2
8
2
1
1 7
1. Salidas en paralelo 7
9
8
7
6
5
1
2. Salidas en diagonal 7
7
7
6
6
6
6
5
5
5
5
4
4
4 3
2
1
2
3
3. Salida en cuñ a o "V"
4 3
2
1
2
3
4. Salida Trapezoidal
Figura Nº 1.4: Secuencias de Salida en Mallas Cuadradas.
43 1.3.8 TECNICAS DE CEBADO. Aparte de los parámetros citados, los cebos o primers son los que inician la explosión de la columna explosiva, es decir inducen una velocidad de detonación superior a la máxima establecida que la carga explosiva de la columna. Los cebos deben ser sensibles a detonador y generar altas presiones de detonación.
a. Propiedades del cebo.- Se pueden considerar el peso, diámetro, longitud, presión de detonación, el peso mínimo de un cebo esta en función de la presión de detonación del mismo, esta debe ser elevada, el peso del cebo minino para Slurries, bajo condiciones normales de uso, es de 80 a 100 gramos. Algunos investigadores recomiendan que el diámetro del cebo no deba ser menor que la raíz cuadrada del
diámetro del
taladro, y
preferiblemente dos veces el largo, agregando alrededor de 100 gramos al peso del cebo por cada pulgada del tamaño del barreno. b. Ubicación del cebo.- El cebo debe colocarse en el lugar de mayor confinamiento, es decir en el fondo del taladro, en taladros con sobre perforación es recomendable que el cebo se ubique a la altura del piso del banco; así se evitara las vibraciones del terreno y posibilidades de un piso irregular; no existen reglas claras y concisas respecto a la ubicación del cebo en el taladro, es recomendable colocar donde la roca presente condiciones desfavorables de fragmentación. c. Cebo múltiple.- En Minería superficial es necesario usar a veces más de un cebo:
44 Cuando se emplean cargas espaciadas con tacos intermedios, con el fin de controlar vibraciones, etc. Para asegurar la fragmentación de un manto de roca dura en la parte superior del banco. Como factor de seguridad, para asegurar la detonación completa del explosivo a lo largo de la columna.
1.3.9 PROPIEDADES MAS IMPORTANTES DE LOS EXPLOSIVOS Dentro de las propiedades del explosivo y agentes de voladura más usadas en la minería superficial podemos indicar: Agente de Voladura Seco (ANFO).- Es el agente de Voladuras de tipo Nitro carbonato, este es una mezcla de bolillas (prills), porosas de nitrato de Amonio (NA); y según el porcentaje de la mezcla, varían los tipos de ANFO. Calculo de los Parámetros del estado de Detonación.- En esta parte, se efectúa el calculo para el ANFO, y su preparación en las Minas “Superficiales” para una aproximación exacta se puede relacionar el siguiente caso: 50 kg de NH4NO3. 3 kg de Petróleo. Luego los porcentajes en peso de las sustancias componentes son:
NH4NO3----------------50/53 = 94.34%. CH 2 --------------------3/53 = 5.66%.
45 Balance de Oxigeno (BO).- La mayoría de los explosivos comerciales están formuladas para tener un balance de oxigeno aproximadamente igual a cero. Los elementos constituyentes son hidrogeno (H), nitrógeno(N), oxigeno(O), y carbón(C), dentro del explosivo, están proporcionados de tal forma que en los gases resultantes de la detonación sean como: H: Vapor de água H2O. C: Dióxido de carbono CO2. N: Nitrógeno molecular N2. Empleando la fórmula general de OB, se obtiene: OB Oo - ½ Ho - 2 Co ...................(ec.1.22)
Donde: Oo = Número de átomos gramos de oxigeno por unidad de peso. ½ Ho , 2 Co = Moles proporcionados por unidad de peso del explosivo. Si hay suficiente cantidad de oxigeno en la mezcla explosiva como para formar vapor de agua (H2O), y dióxido de carbono (CO2), diremos que se trata de un explosivo balanceado en oxigeno. En cambio, si hay una deficiencia en oxigeno o exceso de combustible, diremos que este explosivo tiene un balance de oxigeno negativo. Si por el contrario existe un exceso de oxigeno o defecto de combustible en la mezcla, diremos que el explosivo tiene un balance de oxigeno positivo. “2, Cáp. I, Pág. 31”
BO = O; Gases ideales: H2O , CO2,N2,O2. BO = +; Exceso de oxidante: NO,NO2.
46 BO = - ; Exceso de combustible: CO.
1.3.10 PROPIEDADES FISICO QUIMICAS DEL NITRATO DE AMONIO EN LA PERFORMANCE DEL ANFO.- Estas propiedades influyen en el diseño ó formulación, de los agentes explosivos a base del Nitrato de Amonio a continuación se describen las principales propiedades. a. Velocidad de Detonación (VOD).- Es la velocidad de reacción del explosivo, ó sea la velocidad de liberación de energía en la detonación. Es la unidad de velocidad con que una onda de detonación se transmite por una columna de explosivo dentro de un taladro u otros espacios confinados. La velocidad de detonación, del ANFO varían en un rango de 2500 a 4500 m/seg dependiendo del diámetro del taladro. ”6; Cáp. I, Pág.13” La VoD de cualquier mezcla explosiva comercial puede ser incrementada de las siguientes maneras: 1. Proporcionando un buen confinamiento dentro de un taladro. 2. Disminuyendo el tamaño de partícula. 3. Incrementando
la
densidad
(Cuando
se
tienen
densidades
excesivamente altos, especialmente en agentes de voladura, podrían reducirse la sensibilidad de dicha mezcla explosiva. 4. Usando un mayor diámetro de carga. 5. Proveer
una
alta
relación
de
acoplamiento
carga/diámetro del taladro). 6. Usando un booster o iniciador grande y adecuado.
(diámetro
de
47 Existen varios métodos para medir la VoD, dentro los
cuales consideramos los
siguientes: El método de Dautriche. El método electrónico: Time Interval Meter Dorado 222 o el Explomet. b. Impedancia de detonación.-Es el producto de la densidad del explosivo, por la velocidad de detonación. I e * VoD ............(ec.1.23)
Donde: I = Impedancia de Detonación. ρe = Densidad del explosivo. VoD = Velocidad de Detonación. c. Contenido de agua.-La presencia del agua en el ANFO, es perjudicial porque su resistencia al agua es nula, la velocidad de detonación disminuye. d. Contenido de aceite Combustible.- Desde que el calor de reacción, con el contenido de petróleo varia, es de esperar que la velocidad también varíe. El petróleo hasta 5.67% aumenta la energía y después disminuyen, es recomendable un prolongado almacenaje del ANFO, porque el aceite combustible se evapora rápidamente en altas temperaturas. e. Densidad de Carga.- Es la relación entre la masa del explosivo dentro del taladro y el volumen del taladro ocupado por esa masa. Determina la cantidad de explosivo en peso por una unidad de longitud del taladro puede ser kg/m, lb/pie, se calcula a partir de la siguiente ecuación:
48
DC 7.854 * 10-4 * exp * (D exp ) 2 ...................(ec.1.24)
Donde: DC = Densidad de Carga (kg/m). ρexp = Densidad del explosivo(g/cm3). Dexp = Diámetro del explosivo (mm). Para carga a granel (ANFO), se refiere al Ø del taladro perforado.
f. Diámetro del Taladro.- Para un incremento del diámetro del taladro hay un aumento en la velocidad de detonación.
g. Tamaño de “Prills” y distribución del tamaño de ellos.- Estos tienen una tremenda influencia en la sensibilidad y velocidad de detonación del ANFO es decir; a mayor tamaño de los prills (bolillos), mas lento será la reacción. Pero permite una mayor densidad de Carguío, disminuyendo su sensibilidad, la malla de los prills de Nitrato de Amonio es de -8 a +30. “7, Cáp. IV, Pág. 69”
1.4
CARGUIO.
El Carguío de los materiales producto de los disparos es otra de las etapas importantes en la producción necesaria, las cuales se realizan con equipos como, excavadoras hidráulicas (de carga frontal y las retros), palas cargadoras, etc. En esta operación se
relacionan: Pala-Camión, Cargador Frontal-Camión,
Excavadora-Camión, y equipos de apoyo. Como se puede ver en la figura Nº 1.5.
49
Figura Nº 1.5 Relación: Pala – Camión.
Figura Nº 1.6 Relación: Retroexcavadoras – Camiones.
50
Figura Nº 1.7 Relación: Pala cargadora - camión. 1.4.1
ESTIMACIÓN DEL TIEMPO DE CICLO DE CARGUÍO DE RETRO EXCAVADORA Y PALAS CARGADORAS
El ciclo consta de cuatro partes:
Carga del cucharón.
Oscilación con carga.
Descarga del cucharón.
Oscilación sin carga.
El tiempo de ciclo de una excavadora y pala cargadora depende del tamaño de la máquina, y de las condiciones de trabajo.
1.4.2
CICLO DE CARGUÍO CON RETRO EXCAVADORA
El ciclo de carga de estos equipos depende de de los siguientes factores:
51 Tipo de material. Alcance del equipo. Profundidad de excavación. Longitud de pasada en el fondo de excavación. Altura de descarga. Capacidad de la cuchara.
1.4.2.1
PRODUCCIÓN DEL EQUIPO.
Como en toda máquina para mover material, la producción de una excavadora hidráulica depende de la carga útil medida del cucharón, el tiempo medio del ciclo, y la eficiencia del trabajo. La siguiente relación matemática, se emplea para hallar la producción de la máquina. m 3 (Yd 3 )/hr Ciclos/hr * (carga útil media del cucharón en m 3 o Yd 3 )..........(ec.1.25).
m 3 (Yd 3 )/hr =
60min/ hora * carga útil media del cucharón …..................…...………(ec.1.26). min/ ciclo
Carga Útil media del cucharón (Capacidad colmada del cucharón.) * (Fill Factor del cucharón ) ................................................................(ec.1
m 3 (Yd 3 )/hr m 3 (Yd 3 ) / hr * (factor de eficiencia del trabajo) ..........(ec.1.28).
Existen tablas para estimación de producción, que esta relacionado con el rendimiento teórico en movimiento de tierras de una excavadora en m 3/hr. En el cuadro 1.2 se muestran los valores del Factor de Eficiencia de Trabajo.
52 Cuadro No 1.2 Factor de Eficiencia de trabajo Tiempo de trabajo / hr
EFICIENCIA
60 minutos
100%
55
91%
50
83%
45
75%
40
67%
Fuente: Caterpillar Performance handbook
1.4.3
CICLO DE CARGUÍO CON PALAS CARGADORAS.
El ciclo de carga de estos equipos depende de de los siguientes factores: Tipo de material. Alcance máximo del equipo. Altura de carga y descarga. Capacidad de la cuchara. El tiempo de ciclo de una pala cargadora depende del tamaño de la máquina, y de las condiciones de trabajo.
1.4.3.1
PRODUCCIÓN DEL EQUIPO
La producción de una pala cargadora a depende de la carga útil medida del cucharón, el tiempo medio del ciclo, y la eficiencia del trabajo. La siguiente relación matemática, se emplea para hallar la producción de la máquina. “7, Cáp. V, Pág. 90”
m 3 (Yd3 )/ hr 60min * CC * E * FC/ton min(suelto) ................................. ..(ec.1.29).
m 3 (Yd 3 )/ hr 60min * CC * E * FC * Sf/t min(insitu) ...................................(ec.1.30).
53 Donde: CC =Capacidad de Cuchara (Yd3) E
=Factor de eficiencia (eff.de tiempo).
FC =Factor de carguío (eff.de cuchara). Sf =Factor d expansión (Swell factor). D =Corrección por altura de carguío (altura de corte y la altura óptima del banco). A =Corrección por el ángulo de giro (90º es estándar, 75º es el óptimo). T = Tiempo de ciclo de carguío.
1.4.4
CARGA ÚTIL DEL CUCHARON
La carga útil en una excavadora y pala cargadora es la cantidad de material que carga el cucharón en cada ciclo, dependiendo del tamaño del cucharón y de ciertas características del material a cargarse; la carga útil por cada ciclo depende del factor de llenado (Fill Factor).En los cuadros 1.3 y 1.4 se muestra el Fill Factor según el tipo de material a ser Cargado y Equipo a emplear. Cuadro No 1.3. Fill Factor para Excavadoras
Material
Fill Factor (Porcentaje de capacidad colmada del cucharón).
Marga mojada o arcilla arenosa
100 a 110%
Arena y grava
95 a 100%
Arcilla dura y tenaz
90 a 90%
Rocas bien fragmentadas por voladura
60 a 75%
Rocas mal fragmentadas por voladura
40 a 50%
Fuente: Caterpillar Performance handbook.
54
Material
Fill Factor (Porcentaje de capacidad colmada del cucharón.
a. Material suelto.
Agregados húmedos mezclados. Agregados uniformes hasta 3mm (1/8”). Agregados de 3 - 9mm (1/8”- 3/8”). Agregados 12 mm – 20 mm (1/2”-3.4”). Agregados 24mm a más. b. Material volado. Bien fragmentado. Fragmentación media Fragmentación mala (lajas y bloques).
95 a 100% 95 a 100% 85 a 90% 90 a 95% 85 a 90% 80 – 85% 75 – 80% 60 – 65%
Cuadro No 1.4 Fill Factor para Pala cargador. Fuente: Caterpillar Performance handbook.
1.5
TRANSPORTE
Es la operación unitaria que consiste en trasladar el material, desde el frente de carguío a los sitios correspondientes de acuerdo al mineral. Cuando el mineral a acarrear tiene una densidad baja se elegirán equipos de mayor volumen. El ciclo de Acarreo depende de muchos factores, dentro de ellas podemos indicar:
Tipo y tamaño de material.
Distancia de transporte.
Pendiente máxima adversa.
Condiciones de la pista.
Capacidad de producción.
Flexibilidad del sistema.
El ciclo del equipo de carguío y acarreo consta en sí de los tiempos fijos y variables. Tiempos fijos.- Los tiempos fijos se determinan según estudios estadísticos tomados en el lugar de trabajo, estos son:
55
Tiempo de carga del volquete.
Maniobras del volquete en la zona de carga (cambio de unidad).
Maniobras en la descarga.
Tiempo de descarga (incluyendo bajar la caja).
Tiempos variables.- Depende de la distancia a donde se deposita el material, así mismo la velocidad del equipo y las condiciones de la vía de acarreo. El ciclo total del equipo consta de:
Ciclo Tiempo Fijos Tiempo Variables Tiempo Muertos ...... (ec.1.31).
1.5.1
UNIDADES DE TRANSPORTE
El acarreo y transporte de materiales en las labores Mineras a cielo abierto, se realiza con el empleo de volquetes, debido a muchas ventajas que presentan. Como en el caso de la operación de carguío, emplean dos tipos de equipos, equipos de gran capacidad para el minado llamados (pesados) y equipos de menor capacidad conocidos como flota menor para el pre-minado.
1.5.2
FACTORES QUE AFECTAN EN LA PRODUCTIVIDAD DEL EQUIPO DE TRANSPORTE.
Dentro de los otros factores que afectan la perfomance de los equipos de acarreo, las principales a considerar son:
Propiedades del material y de la pista.
Fuerza de Jale o tiro del equipo. o Drawbar Pull - Sobre Orugas. o Rim Pull - Sobre ruedas.
56
1.5.3
Resistencia a la rodadura y a la gradiente.
Tracción.
Corrección por altura y temperatura, etc.
POTENCIAS Y FUERZAS MOTRICES DE LOS EQUIPOS MOVILES.
POTENCIA La potencia útil de un motor se transmite a las ruedas por medio de diferentes órganos de transmisión, entre las cuales está el cambio de las velocidades.
FUERZA MOTRIZ Generalmente se estima la fuerza motriz requerida, la cual es la cantidad en kilogramos fuerza que un motor pueda entregar al punto de contacto de las ruedas motrices en la superficie para poder mover. Los factores que determinan son: a)
Resistencia a la Rodadura.-Es la fuerza que se opone al avance del
vehículo como consecuencia de la deformación del suelo. La resistencia a la rodadura se estima con la siguiente relación: RR F.I F.N P.N ........................ (ec.1.32).
Donde: RR = Resistencia a la rodadura en kg/t, lb/t. ó en %. FI = Fricción interna de las ruedas. FN = Flexión de los neumáticos. PN = Penetración de los neumáticos.
57 La fricción interna y la flexión pueden considerarse una constante. Que por cada tonelada corta de peso sobre las ruedas hay que vencer una resistencia de 40 Lb., equivalente al 2% por Ton. corta de peso Bruto de Vehículo. ”4; Cáp. XX, Pág.496”
Así mismo se ha observado también que por cada pulgada de penetración (2.5 cm) de los neumáticos crea una resistencia de 30 lb/Ton. corta.
Las condiciones de vías de acceso constituyen un factor importante en la resistencia a la rodadura. Cada material tiene su factor de resistencia a la rodadura (ver el cuadro 1.5).
b)
Resistencia a la Pendiente.-Es la fuerza de gravedad que debe vencer un
vehículo a medida que ascienda una pendiente.
Factor de Resistencia = 20 lb / ton. corta (1% de inclinación)a la pendiente. Entonces la resistencia total es:
RT RR RP (ec.1.33).
Resistencia Total = Resistencia a la Rodadura + Resistencia a la Pendiente. Cuando el vehículo tiene un recorrido cuesta abajo la resistencia total será:
Resistencia Total = Resistencia Rodadura - Ayuda en Pendiente.
58 Cuadro No 1.5: Factores de Resistencia a la Rodadura
Tipo de vía - Asfalto concreto
kg/ton. corta
lb/ton. corta
% Inclinación
15
30
1.5
20
40
2.0
30
60
3.0
35
70
3.5
- Tierra lisa mal mantenida.
40
80
4.0
- Nieve compactada.
25
50
2.5
- Nieve suelta.
45
90
4.5
50
100
5.0
75
150
7.5
- Tierra suave arada.
80
160
8.0
- Terraplenes de tierra no compactada.
80
160
8.0
- Pista de arena o grava suelta.
100
200
10.0
100-200
200-400
10-20
- Vía estabilizada, pavimentada, duro y liso que no ceda bajo el peso, regado y conservado. - Tierra seca no compactada. - Vía firme y liso, de tierra o con revestimiento ligero, que cede levemente bajo la carga, reparado con bastante regularidad y regado.
- Pista de tierra con surcos, que cede bajo la carga, con escaso o nulo mantenimiento, y no se riega. Los neumáticos penetra 1” o más. - Pista de tierra con surcos, blando, sin conservación ni estabilización, Penetración 4” a más.
- Pista blanda y fangoso con surcos, sin ningún tipo de conservación. Fuente: “Cáp. V, Pág. 94”,
59
CAPÍTULO II 2. APLICACIÓN
PRÁCTICA CICLO DE MINADO DE “ MINA TUCARI S.A.C.”
2.1.
GENERALIDADES.
El ciclo de minado consta básicamente de cuatro etapas: perforación, voladura, acarreo, transporte, las que deben efectuarse en forma eficiente, segura y al mínimo costo posible, todas estas etapas son importantes, basta con que una falle para que todo el proceso fracase.
La explotación de los yacimientos minerales por el método de explotación a Cielo abierto tiene muchas ventajas en relación a la explotación Subterránea, tales como:
Mejor Recuperación de reservas.
Flexibilidad en la Operación.
Menor Costo de operación por tonelada extraída.
60
Mayor producción por hombre guardia.
Mejor control de leyes.
Seguridad para el personal y los equipos.
La Mina Tucari
usa el método de explotación por Tajo Abierto, con una
producción mensual de 633530 TM de Mineral y producción diaria de 20436TM/día y 12021m3/día, ley promedio de 0.901g/TM.
Figura Nº. 2.1: Ciclo de minado.
ARUNTANI SAC
ESQUEMA DE LAS OPERACIONES UNITARIAS
MINA TUCARI
CARGUIO VOLADURA PRIMARIA..
TRANSPORTE Y DESCARGA LIXIVIACION DE LA PILA TANQUE SOLUCION POBRE
¦ CLARIFICACION ¦ DESAEREACION ¦ FILTRO PRENSA ¦ PRECIPITACION CON ZINC
PLANTA M. C.
PRECIPITADO ( Au – Ag )
2.2
UBICACIÓN y ACCESIBILIDAD
OTRAS AREAS
61 La propiedad de ARUNTANI S.A.C se localiza en el flanco Este de los Andes Occidentales del sur del Perú cerca de la divisoria continental del cinturón del Pacífico y la cuenca del altiplano (Lago Titicaca).En el distrito de Carumas, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua. Los picos y montañas varían en altitudes desde 4 600 hasta 5 500 m sobre el nivel del mar en, cambio la pleniplanicie andina está entre los 4 100 y 4 300 m de altitud. Las Coordenadas geográficas correspondientes son: 70º41´33´´ longitud Oeste. 16º48´19´´ longitud Sur. El acceso es: Lima – Juliaca - Puno - Laraqueri – Carumas, con un recorrido total de 1 504.7 km. Lima – Arequipa – Moquegua – Carumas, con un recorrido total de 1 327.9 km. 2.2.1 CLIMA Y VEGETACION El clima es muy frígido con fuertes vientos y caídas de nieve de Noviembre a Mayo y los meses de estiaje son de Junio a Octubre las fuertes lluvias son generalmente de Diciembre a Abril. La vegetación es típica de la región Puna restringida a los pastizales del tipo alpino, tal como el ichu y la yareta, la fauna es limitada y a moderadas altitudes se puede encontrar Llamas, Alpacas y animales oriundos típicos como la vicuña y el ñandú. Presencia de agua salobre y aguas duras.
62
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS PLANO DE UBICACIÓN – CIA MINERA ARUNTANI(TUCARI) S.A.C. DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales LAMINA Nº 01 FECHA: Octubre del 2006 ESCALA: S/E.
63 2.3
GEOLOGÍA
2.3.1
GEOLOGÍA LOCAL
Está ubicado dentro de la hoja de Huaitiré (34-V) mapeado por el INGEMMET. En la zona afloran sedimentos clásticos del Paleoceno, y flujos y piroclástos del Mioceno.
2.3.1.1
GRUPO PUNO (Paleoceno)
Existen areniscas arcósicas y violáceas y conglomerados con facies mixtas. Areniscas de grano fino-medio con feldespatos con niveles lutíticos violáceos.
2.3.1.2
GRUPO MAURE (Oligoceno)
Suprayacen al grupo Puno discordantemente consiste de areniscas arcillas y limonitas se presentan bastante disturbados.
2.3.1.3
GRUPO BARROSO (Mioceno)
Se observa andesitas bien lixiviadas con presencia de brechas, con niveles de piroclástos. Sobrayacen
en discordancia erosional flujos calco-alcalinos
andesíticos a dacíticos del mioceno superior.
2.3.2
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
La geología estructural que da enmarcado por el Norte por el Corredor Estructural Lagunillas
Laraqueri
Abarca
(CELLAC),
corresponde
a
una
zona
de
transcurrencía dextral ancha de aprox. 40 a 80 km donde se emplazaron las rocas volcánicas y plutónicas, el CELLA conforma el limite NE de la cuenca Oligo
64 miocena de Huacochullo mientras que mas al NE tenemos como limite al SFAC al sistema de falla Ayaviri Copacabana, afines del Cretáceo la región fue sometida a una distensión importante orientada NE-SW. Con
notables
manifestaciones
tectónicas
magmáticas
y
sedimentarias
evidenciadas por el Grupo Tacaza (Oligoceno medio – mioceno medio) esta unidad corresponde al funcionamiento de un arco magmático ubicado sobre el CELLAC como desgarre litosferico, mientras estuvo activo, separaba la cuenca de Huacochullo al SW y la de Ayaviri al NE, ambas están rellenadas por equivalentes laterales (volcáno - sedimentarias) como son las formaciones Pichu, Maure, Tinajani. El arco volcánico del Mioceno es el del Grupo Barroso relacionado a fallas normal por esfuerzos de distensión de fallas normales, localmente se tiene estructuras principales con alineamientos NW-SE, N-S y E-W que precisamente van controlar el ascenso de soluciones hidrotermales gradando a alteraciones del tipo epitermal de alta sulfuración con diseminaciones de oro tenemos una alineación radial y se interpreta como un centro volcánico ligeramente elongado de S-N. 2.3.3
GEOLOGIA ECONOMICA
En el cuadrángulo de Huaitire (34 -V) tenemos sistemas volcánicos que ayudan a la deposición de minerales económicos, dentro de los cuales se encuentra una alineación radial que pone en evidencia un centro volcánico ligeramente elongado con una dirección N-S, que esta dentro del denuncio de ARUNTANI S.A.C. al contorno del mismo encontramos prospectos de exploración como: Huilcane, Arichua, Milagros, Alicia, que probablemente pueden ser de la misma influencia volcánica.
65
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS PLANO GEOLOGICO REGIONAL – CIA MINERA TUCARI S.A.C. DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales FECHA: Octubre del 2006
LAMINA Nº 02 ESCALA: S/E.
66 Que precisamente va dar origen a prospectos de origen hidrotermal del tipo epitermal de alta sulfuración con diseminaciones de oro que está ligado justamente a Sílice Residual (Sílice Vuggy, Sílice Granular), que derivan valores que son relativos (ley), la alteración Argílica en sus 3 niveles Argílica Avanzada, Argílica Intermedia, Argílica van gradando a las partes más dístales del centro hidrotermal. Destacando valores económicos en la parte de Óxidos de Fierro en donde se observa minerales como limonita, goethita, hematita producto de la meteorización.
2.3.3.1
PROYECTO TUCARI
Es un depósito típico de yacimientos epitermales de alta sulfuración, donde el ascenso de soluciones que transportan la mineralización como los complejos hidrosulfurados (alta sulfuración AuHS) buscan su viabilidad por estructuras como: fracturas, fallas. Por otro lado la preparación de la roca huésped es importante para la segregación del Oro. ALTERACIONES En el proyecto Tucari tenemos alteraciones típicos de alta sulfuración en especial la argílica avanzada su ensamble característico es sílice alunita azufre. Después nos encontramos con argílica intermedia de ensamble sílice alunita clay pirita, Argílica como ensamble solo arcillas y óxidos muy débiles, pero los mejores valores son resultados de alteración de sílice residual en la cual tenemos 2 tipos: sílice vuggy y sílice granular, en donde los resultados de muestreo de testigos nos indican que las leyes son relativamente altas.
67
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS PRINCIPALES LINEAMIENTOS DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales FECHA: Octubre del 2006 MINERALIZACION
CIA MINERA TUCARI S.A.C. LAMINA Nº 03 ESCALA: S/E.
68 La mineralización esta íntimamente ligada a óxidos producto de la lixiviación ácida minerales como limonita, gohetita, hematita, siguiendo eventos secundarios tenemos alunita secundaria bastante alterada y alunita hipógena cristalizada. La presencia de Arsénico en tenores muy bajos, Baritina y La presencia de pirita son en todo los niveles de alteración formando ácido sulfhídrico (H 2S). La presencia de cuarzo nos da la evidencia de una dacita como protolito. 2.3.3.2
PROSPECTO HUILCANE
Está ubicado al SE del Proyecto Tucari. Es una zona de alteración hidrotermal típica de un yacimiento epitermal de alta sulfuración. En el cual se ha visto diferentes tipos de alteración: SILICE VUGGY. SILICE GRANULAR. SILICE MASIVA (silicificación). SILICE ALUNITA (Argílica Avanzada). SILICE ALUNITA CLAY (Argílica Intermedia). SILICE CLAY(Argílica). OPALIZACION. ROCA FRESCA. 2.3.3.3
FLUVIOGLACIARES JAHUIRA
Está ubicado al W del proyecto Tucari , viene trabajando para su evaluación de potencial económico, que detalla un evento posterior de glaciación, por lo que se ha venido realizando el contorneo de contactos geológicos con 398 puntos geológicos con la ayuda de un GPS se requiere un mapeo geológico a una escala
69 1/10000, se observo el dominio de la formación maure en todo el área con intercalaciones de tufo dacítico y mas al techo tenemos areniscas retrabajadas (volcáno clásticos), se describen bloques que han sido desplazado del mismo centro volcánico la cual se encuentra alterada con sílice masiva, sílice calcedónica con azufre muy esporádico; estos bloques que se encuentran muy oxidados se cuenta con la presencia de limonita, gohetita, hematina, también se observa roca fresca en la zona de Talpilaya la roca es una andesita porfirítica que tiene fenos de plagioclasa sódica, biotita, augita, en matriz afanítica.
2.3.3.4
PROSPECTO ALICIA
El prospecto Alicia N esta ubicada al SE del denuncio ARUNTANI SAC, es una zona de alteración hidrotermal, en donde el medio es ácido que tiene como roca predominante a la riolita, en el área se ha observando un domo de composición riolíitica, que presenta además un fracturamiento radial.
Con estructuras principales NW-SE al E del domo encontramos roca fresca, mas al SE se observa zonas de alteración con presencia de sílice masiva, sílice alunita, sílice vuggy muy puntual, siguiendo una falla con dirección E-W, las brechas crackle se ven significantemente con matriz terrosa, con fracturas rellenadas por óxidos de fierro, ferricreta que tienen clastos de sílice en matriz de óxidos de fierro y arcillas.
Estructuralmente se tiene estructuras con rumbo N 15º W.
70 2.3.4 M
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS PROSPECTOS Y PROYECTOS ARUNTANI S.A.C. DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales FECHA: Octubre del 2006
LAMINA Nº 04 ESCALA: S/E.
71 APEO GEOLOGICO Prácticamente es el control más evidente para programar los taladros en una zona de alteración hidrotermal en vista que los flujos hidrotermales buscan las zonas de debilidad, como fallas fracturamiento. Estas estructuras tienen Rumbo Andino. Se toman en cuenta el levantamiento topográfico de estructuras, afloramientos que están expuestos después entramos al mapeo de detalle. Tomando en cuenta: o La litología o Tipos de alteración o La continuidad de estructuras. Estas son las consideraciones que se toman y se relaciona al momento de proyectar los taladros. ALTERACION Está representado con la siguiente nomenclatura: SV
Sílice Vuggy
SG
Sílice Granular
SA
Sílice Alunita
SILICE RESIDUAL
ARGILICA AVANZADA
SAC Sílice Alunita CLAY
ARGILICA INTERMEDIA
SC
Sílice CLAY
ARGILICA
SM
Sílice Masiva
SILICIFICACION
OP
Opalización
PRO Propilitización RF
Roca Fresca
PROPILITIZACION
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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS SECCION LITOLOGICA – CIA MINERA ARUNTANI (TUCARI) S.A.C. DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales
LAMINA Nº 06
FECHA : Octubre del 2006
ESCALA : S/E
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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS SECCION DE ALTERACIONES Y LIMITE DE MINERALIZACION - CIA MINERA ARUNTANI (TUCARI) S.A.C. DIBUJO: J. Roger Salcedo Gonzales
LAMINA Nº 07
FECHA : Octubre del 2006
ESCALA : S/E
74 2.4
PERFORACIÓN EN MINA TUCARI.
La perforación es la primera etapa del ciclo de operación, en donde se relaciona íntimamente con la voladura para obtener una buena fragmentación la cual influye en los costos de carguío y acarreo. La perforación y la voladura desde un punto de vista técnico y económico es la columna vertebral de la producción durante la explotación.
La perforación en la Mina Tucari se realiza en forma vertical, con brocas de insertos de carburo de tungsteno, la perforación primaria se realiza mediante 02 perforadoras rotatorias INGERSOLL RAND DM45E, las brocas utilizadas son del tipo tricóno, con insertos de carburo de tungsteno de 7⅞” de diámetro, la perforación secundaria se realiza con una perforadora Track Drill, las mallas son cuadradas, de 4.5* 4.5 m en roca dura, 5.0 * 5.0 m roca media y 6.0 * 6.0 m en roca suave, con la ventaja de la malla cuadrada que es mucho más fácil de perforar. Esto es muy importante para poder mantener una producción diaria de 20436TM/día y 12021m3/día, en donde se necesita volar en promedio 60 taladros al día.
2.4.1
PERFORACIÓN PRIMARIA
Para lo cual definiremos las siguientes, en el diseño de la voladura un parámetro a analizarse será el diámetro del taladro lo cual influirá de manera muy importante en los costos de voladura y de perforación, dependiendo también a este parámetro la altura de banco (8m) con que este planificado el plan de minado. Se cuenta con 02 equipos DM45E con un diámetro de taladro de 7 ⅞”.
75 2.4.2
CARACTERISTICAS DE EQUIPOS DE PERFORACIÓN.
Las principales características de este modelo son:
CUADRO Nº 2.1: Características de Equipo de Perforación. Marca
Ingersoll Rand
Modelo
DM45E
Capacidad de Pull down
45 000 lb
Rotación del cabezal
200 rpm
Capacidad de compresor
1050 cfm @ 350 psi
Rango de perforación
5 ⅛¨ a 7 ⅞¨.
Profundidad Máxima
8 metros (single pass)
Capacidad de tanque de combustible
360 galones.
Capacidad Tanque de agua
400 galones.
Consumo horario de combustibles.
17 galones / hora (promedio).
Flota
02
Fuente: Operación Mina Tucari S.A.C.
2.4.2.1
LÍNEA DE PERFORACIÓN
El siguiente cuadro muestra los elementos más importantes de la línea de perforación empleada.
CUADRO Nº 2.2: Línea de Perforación.
76 Descripción Adaptador de cabezal Segunda Barra.
Perforadora DM45 7"*2´pin to pin;Rosca 4 1/2 API. 7"*28´box to box;Rosca 4 1/2 API y BECO.
Acople entre primera y segunda Barra. 7"*1/2´ pin to pin;Rosca 4 BECO y 4 ½ API. Primera Barra.
7"*28´box to box;Rosca 4 1/2 API .
Bit Sub. Broca.
7"*2 pin to box;Rosca 4 1/2 API. 7 7/8"
Bocina Centralizadora
Ø = 7"
Fuente: Operación Mina Tucari S.A.C.
2.4.2.2
RENDIMIENTOS PROMEDIO DE ACEROS DE PERFORACIÓN
CUADRO Nº 2.3: Rendimiento Promedio de Aceros de Perforación. Descripción del Ítem
Vida Promedio (metros)
Adaptador de cabezal
40000
Segunda Barra
40000
Acople entre primera y segunda Barra
10000
Primera Barra
25000
Bit sub
10000
Bocina centralizadora
15000
Broca Nueva
1250
Broca Usada
448.65
Fuente: Operación Mina Tucari S.A.C.
La vida promedio de brocas reconstruida es de 448.65 m lo cual ha favorecido rotundamente a los costos en perforación motivo por el cual disminuyo debido a que el material morrénico en donde se perfora es un material entre medio y suave. Figura Nº. 2.2: Perforadora INGERSOLL RAND DM45E
77
Accesorios de Perforación: Barra 7" x 28 pies Brocas Tricónicas 7.7/8´´.
78 2.4.3 P
ERFORACIÓN SECUNDARIA. El equipo de perforación es una perforadora Track Drill montada sobre orugas y que para su funcionamiento requieren de un compresor de tornillo utilizado para la perforación
secundaria .Este equipo se desempeña tanto en Mina ,PAD
(netamente para la construcción de drenes),construcción de carreteras. Con un diámetro de taladro de 7 ⅞”. Figura Nº. 2.3: Perforadora TRACK DRILL.
2.4.4
PARAMETROS DE PERFORACION
CUADRO Nº 2.4: Parámetros de Perforadora INGERSOLL RAND DM45E-2 TIEMPOS
Unidad
DM45E-2
Demora Mecánica
hr
95.20
Demora No Operativa
hr
45.56
Demora Operativa
hr
25.00
Horas Máquina
hr
224.02
Horas Programada
hr
600.00
Disponib. Mecánica
%
58%
CUADRO Nº. 2.5: Perforadora INGERSOLL RAND DM45E-2
79
Condición
m Perf.
hr Efect.
m/hr(Efect)
527 507 19
3630.5 3463.8 133
108.6 103.4 4.8
33.43 33.49 27.7
Total Primario 1053 Fuente: Inf. Del Ing. Oswaldo concepción delfín.
7227.3
216.7
33.35
Primario
Máquina
Ubicación Tal. Perf.
DM45E-2
Morrena O Morrena E Tuca-1
CUADRO Nº 2.6: Perforadora TRACK DRILL Chicago 150C
Condición
Secundario
Máquina
Ubicación
Martillos Neum.
Tal. Perf
m Perf.
hr Efect.
m/hr (Efect)
Morrenas
3845
3364.87
173.7
19.4
Track Drill Chicago 150C Morrenas
100
297
12.94
23.0
3661.87
186.7
19.7
Total Secundario 3945 Fuente: Inf. Del Ing. Oswaldo concepción delfín.
Ejemplo: de cálculo de velocidad de penetración empleando la ecuación: 1.1. SC = 18.558 miles de PSI (Resistencia a la compresión promedio para roca Dacita Porfirítica argílizada). W = 100 miles de libras. Ø = 7 ⅞¨ de diámetro. RPM = 90 revoluciones por minuto de la columna de perforación. (DM45E-2) VP = (61-28log1018.558)(100 /7 ⅞´´) (90/300) (DM45E-2) VP = 32.07 m/hr. En la Mina Tucari la velocidad de penetración se calcula, en base a los reportes de perforación de cada turno que está en función a los metros perforados y el
80 tiempo empleado. Acumulado para el mes la vida promedio de tricónos, costo de perforación broca. (Ver Anexo 01).
Grafico Nº 2.1: Eficiencia de penetración (velocidad de penetración), en relación al peso en la broca.
Disponibilidad Mecánica =
Tiempo Total - Demoras Mecanicas Tiempo Total
Disponibilidad Mecánica
224.02 - 95.20 224.02
Utilización =
Utilización =
=
* 100 58% .
T. Operativo - Dem. Operativas - Stand by * 100 T. Operativo
224.02 - 25 - 45.56 224.02
*100 69% .
* 100
81 2.4.5
DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN.
La malla de perforación final es más que nada, el resultado de la experiencia de una serie de pruebas realizadas durante de la operación Mina. El parámetro usado en la unidad minera Tucari es el siguiente: Cuadro Nº 2.7: Mallas de Perforación para brocas 7 ⅞´´ Roca
Ø (pulg.)
B(m)
E(m)
Alt. Banco
Sobreperforacion
Dura
7⅞
4.5
4.5
8
1.0
Media
7⅞
5.0
5.0
8
0.50
Suave
7⅞
6.0
6.0
8
0.0
Fuente: Inf. Del Ing. Oswaldo concepción delfín.
Cuadro Nº 2.8: Propiedades y RPM según el tipo de Roca. Tipo de Roca Dura Media Suave
Resistencia a la compresión uniaxial (psi) 150 100 60
Peso especifico (t/m3) 2.4 1.77 1.24
RPM 55 70 90
Fuente: Dep. Perforación y Voladura.
Diámetro de la Broca(pulgadas) 7 ⅞
Roca Dura (Libras) 45000
Roca Media (Libras) 30000
Roca Suave (Libras) 20000
Cuadro Nº 2.9: Pulldown Usado. Fuente: Fuente: Dep. Perforación y Voladura.
2.4.6
DETERMINACIÓN DEL COSTO DE PERFORACIÓN.
El costo por metro perforado, muestra la performance operación. CTP = (B /M)+ (D /VP). CTP: costo por metro de avance ($/m)
económica de la
82 B: $ 222.0 (Costo de broca reconstruida). D: $ 100.0 (Costo horario de equipo ($/hr). M : 448.65 hrs. /broca (vida promedio.) VP: 32.70 m/hr.
CTP
2.5
222 100 3.55$ / m. perforado 448.65 32.70
VOLADURA
El resultado más importante que se evalúa en una voladura es la fragmentación, ya que esta influye en la producción y productividad de las operaciones unitarias como Carguío, transporte, chancado primario, etc. La fragmentación debe ser lo óptimo para evitar la voladura secundaria, una buena fragmentación produce alta producción y minimiza costos, esto se puede ver a través del rendimiento de los equipos de Carguío, transporte. 2.5.1
VOLADURA EN LA MINA TUCARI.
En la voladura requerida en mina el tamaño máximo de mineral requerido en el PAD es de 30 cm, razón por la cual esta actividad es realizado con sumo cuidado, en donde el explosivo principal utilizado es el ANFO con energía/peso de explosivo kcal/ kg; Heavy ANFO de 50/50 es utilizado solo en roca dura donde se necesita mayor energía de tensión y como carga de fondo. La densidad del mineral es variable, oscila entre 1.24 – 2.4 TM/m 3 el diámetro de taladro es de 7 ⅞”, la longitud de taladro es 8.5 m la malla de perforación es de 5m * 5m.
83
84
Figura Nº 2.4: Diseño de Malla de Perforación y Terminologías empleadas.
85 2.5.2
DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA.
2.5.2.1
PARÁMETROS DE CÁLCULO DE BURDEN Y ESPACIAMIENTO.
Modelo Richard Ash: B=
Kb* Ø 12
Donde:
B: Burden. Ø: diámetro de taladro. Kb: constante.
Para este caso el valor de la constante será: Kb = 25 debido que trabajaremos con explosivo de baja densidad y consideraremos al material como de dureza media por ser el hielo. Ø = 7.875 pulgadas. B = (25*7.875*0.3048)/12 B = 5.000625 m. B = 5 m. Modelo Richard Ash modificado Para lo cual tendremos que introducir los siguientes datos como son: e1 = 1.3 g/cm3
Kb1=25
VoD1 = 3660 m/s
Luego estos datos en la formula:
e2 2 * VoD 2 2 Kb2 2 2 e1 * VoD1
1/ 3
0.85* 45002 Kb2 = 1.3* 36602
1/3
r1 r 2 2.7 3.2
1/ 3
* Kb1
1/3
* 25
Kb2 = 23.56
B=
Kb 2 * Ø 12
*0.3048 ; Reemplazando estos datos se tendrá:
B = 4.71 m.
r1 = 2.7 g/cm3
86 Modelo de Walter y Konya. En este modelo el parámetro más importante es el diámetro de la carga expresado en pulgadas por ser voladura en coluviales glaciares tendremos que usar mangas de plástico de 6” por tal razón consideraremos 6” debido a que toda la carga se distribuirá en toda la columna no como los 7⅞“. Donde
:
d es el diámetro de carga = 6”.
e B 2 1.5 * d r
Reemplazando datos:
0.85 B 2 1.5 * 6 1.7
B = 15*0.3048 pies B = 4.57 m.
Modelo de Konya Al igual que el modelo Ash este método es uno de los más usados en los parámetros de la voladura. ge B 3.15 * De * gr
1/ 3
Donde: De = Diámetro de explosivo; para nuestro caso como iniciamos con la iremita de 1*8”; y como iniciamos también con cinco iremitas cada uno para este caso se opto por considerar De = 5”.
0.85
1 3
B = 3.15 * 5 *
1.7
B = 12.5 pies*0.3048
87
B = 3.81 4m. Modelo de Lopez Jimeno. Para este modelo se toma en cuenta las características de macizo rocoso; en este caso no tenemos un macizo rocoso solo coluvial glacial; por esa razón consideraremos la velocidad sísmica de propagación del hielo tendremos: B = 0.76*D*F
Donde: D = Diámetro del taladro en pulgadas. F = Factor de corrección.
F = fr*fo
VC= Velocidad Sísmica m/s
2.7 * 3500 r * VC
0.33
e = Densidad del explosivo.
fr
r = Densidad roca. e * VoD 2 1.3 * 3660
0.33
fe
VoD = Velocidad de detonación.
Reemplazando los diferentes parámetros tendremos: 2.7 * 3500 fr 1.7 * 6750
0.33
fr = 0.82
0.85 * VoD 2 fe 1.3 * 3660
0.33
fe = 0.98
B = 0.76*7.85*0.82*0.98 B = 4.79 4.8 m.
2.5.2.2
COMPARACIÓN DE MODELOS MATEMÁTICOS
Para la siguiente evaluación de parámetros se tendieron a utilizar los siguientes factores como son: Cuadro Nº 2.8: Comparación de Modelos Matemáticos MOD. WALTER y LOPEZ PARAMETROS UTILIZADOS ASH ASH KONYA KONYA JIMENO Diámetro del taladro Altura de banco Longitud del Taladro
x
x
x
X
88 Densidad de la roca Constantes o factores de roca Velocidad sísmica del macizo rocoso Densidad del explosivo Presión de detonación Velocidad de detonación
x
x
X
x
X
x
X
x
X X
x
Para un diámetro de 7 ⅞´´ y altura de banco 8m nos dará los siguientes parámetros: Cuadro Nº 2.9: Parámetros de Perforación calculados Teóricamente. Item
Modelo
Sobre Burden Espaciam. perf. Taco
1 2
Ash Ash Modificado
5 4.71
3 4 5
Walter y Kenya Kenya Lopez Jimeno
Promedio Lo ideal será
Long. Long. Talad Carga
5.75 5.42
1 0.94
3.5 3.3
9 8.9
5.5 5.645
4.57 4 4.8
5.26 4.6 5.52
0.91 0.8 0.96
3.2 2.8 3.36
8.9 8.8 9
5.715 6 5.6
4.62
5.31
0.92
3.23
8.92
5.69
4.5-5
5.24-5.5
1
3-3.5
9
5-6
Todos estos modelos matemáticos, en voladura a tajo abierto los podemos emplear como una primera aproximación, debido al comportamiento heterogéneo ó variable del macizo rocoso, es muy importante mencionar que una voladura depende más de las características de la roca que del explosivo. El verdadero burden es producto de la experiencia en el terreno tomando como, referencia algún modelo matemático, será de vital importancia que todas las voladuras efectuadas sean registradas, documentadas seguidas y auditadas, de modo que los resultados que se obtengan sirvan como referencias para voladuras próximas. EJEMPLO DE UNA VOLADURA REALIZADA EN LA MINA TUCARI. o Tajo
: Tuca – 1.
89 o Material
: Mineral.
o Banco
: 4829.
o Tipo de malla
: 4.5 * 4.5 (cuadrada).
o Nº de taladros
: 75.
o Diámetro de perforación
: 7 ⅞”.
o Densidad In-situ
: 2.4 TM / m3.
o Profundidad de taladro promedio : 9m. o Inclinación de taladro
: 90º.
BURDEN (B). En la Mina Tucari para roca dura es de 4.5m. ESPACIAMIENTO(S). Como la malla es cuadrada: B = S = 4.5m. SOBREPERFORACION (J). En Minera Tucari para roca dura es de 1.0 m. TACO(T). Es de 4.5m. LONGITUD DE TALADRO (L). L = (altura de banco + sobre perforación). L = 8m + 1m = 9.0 m. CALCULO DE Nº. DE TALADROS: Longitud de Voladura: 68 m. Ancho de Voladura
: 18 m.
Nº de Taladros Nº Filas * Nº Taladros. Nº de Filas Longitud Block / Burden.
Nº de Filas 68m / 18 m 15.11 15.0 Nº de Taladros / Fila (Ancho del block / Espaciamiento) 1
90 Nº Taladros/F ila (
18 m ) 1 5 Taladros. 4.5 m
Nº Taladros 5 * 15 75.
CALCULO DE METROS PERFORADOS POR BLOCK: Metros perforados / Block Nº Taladros * longitud perf./ taladro. Metros perf. / Block 75 * 9.0m 675 m.
CALCULO DE DENSIDAD DE CARGA: DC 7.854 * 10-4 * exp * (D Exp ) 2.
DC = 7.854 * 10-4 * 0.85 g/cm3 * (200.025) 2 mm2. DC = 26.71 kg/m. CALCULO DE CANTIDAD DE EXPLOSIVO / TALADRO. kg explosivo / taladro ( Longitud taladro - Taco) * DC
kg explosivo / taladro ( 9.0 m - 3.5m ) * 26.71 Kg / m 123.534.
CALCULO DE FACTOR DE CARGA: FC (kg explosivo / Taladro) / ( TM de Mineral / Taladro).
FC (123.534 kg / TM.) / (437.4 TM / Taladro) 0.28 Kg / TM.
2.5.3
VOLADURA SECUNDARIA
Para este tipo de voladura o también llamada cachorreos, se entiende como la técnica que tiene como finalidad principal la reducción de bolones grandes, sean éstos naturales o procedentes de una voladura primaria a fragmentos de menor tamaño mucho más convenientes y manejables.
91 Distancia Optima de Evacuación, lo cual es bastante importante debido a que nos indicara cuanto de distancia, se debe estar alejado en la voladura para esto solo dependerá de cuanta cantidad de explosivo se utilizara.
EJ EM PLO DE V OLA DU RA S DE CA CHORROS M ec ha Y Fulminante
H/ 3 Tac o
T ac o (L/ 3) Carga (2L/ 3)
A ire L=(1.1)x (E/ 2)
H
Carga E
T ac o
Carga
H
Relleno (H/ 2)
T aladro Pasante
Figura Nº 2.5: Plasteo de bolones. 2.5.4
SECUENCIA DE SALIDA.
En el caso de la Mina Tucari la secuencia de arranque más utilizado es en “V” y en diagonal. El objetivo de estas secuencias de salidas nos permite crear caras libres dentro de la masa de la roca durante la voladura, controlar la energía explosiva disponible, mejorar la fragmentación, proporcionar alivio y controlar el desplazamiento de la masa de roca, controlar la vibración del suelo, etc.
92
1) ECHELÓN: Salidas por tajadas en diagonal. La cadencia esta dada por el orden de encendid o de taladros de acuerdo, a los tiempos de retardos entre ello s. 12 34 5
6
1
2
3 4 5
Diagrama de Salidas Con Retardos (ms) 1 2 3 4 5 6
Se emplea distrib ucion triangular o de tresbolil o cuando se emplea más de un retardo por 1 2 3 4 5 6 hilera
2) En "V": Salid as en cuña. La cadencia esta dada por el orden de encendido de taladros, de acuerdo a los tiempos de retardo entre ello s.
Diagrama de salid as con retardos (ms)
Frente
Se emplea hileras múltiples en "V" para lo grar una distrib ución mas apretada, incrementar la fragmentacion y colocar la carga de escombros al centro.
93 Figura Nº 2.6: Tipos de Salidas Utilizada en Mina Tucari. 2.5.4.1 IMPORTANCIA DE LOS RETARDOS
EFECTOS DE SALIDA SECUENCIA L POR RETARDOS EN BANCOS DE SUPERFIC IE 1.- Salidas Sin Retardo 0 ms
0 ms
0 ms
0ms
Craterizació n y grietas Sobrerotura atrás
Resultado: Voladura Deficiente
Proyección de Fragmentos Fragmentación Irregular con Bolo nería
2.- Salidas con Retardo 125 ms
100 ms 75 ms
4
3
4
3
60ms 25 ms
2
1
Resultado: Fragmentacio n y apilonados adecuados
Esquema de salidas en bancos de superficie en corte transversal
94 Figura Nº 2.7: Efectos de Salida Secuencial por Retardos en bancos. 2.5.5
TECNICAS DE CEBADO
Esto se refiere a que el cebo debe de colocarse en el lugar de mayor confinamiento, es decir en el fondo del taladro. Porque es el más conveniente. Figura Nº 2.8: Diseño de carga de Taladros.
2.5.6
CARACTERISTICAS DE EXPLOSIVOS USADOS EN MINA
o Anfo de 711 kcal/kg. o Heavy anfo 50/50 utilizado solo en roca dura. o Booster 1 lb utilizado como iniciador. o Cordón detonante 5 g. o Manguera tecnel con retardo de fondo, 200 ms a 600ms. o Retardos superficiales 42, 65, 100 ms
95 o Fulminante nº 8. o Mecha de seguridad. 2.5.7
CARGUIO MECANIZADO DE EXPLOSIVO
Consiste en el carguío mecanizado (Camión Fábrica) de los taladros con explosivos (ANFO y HEAVY ANFO) según sea el caso para fragmentar el material. Figura Nº 2.9: Carguío Mecanizado de Taladros.
Figura Nº. 2.10 :Carguío Mecanizado de taladros(Camión Fábrica).
96
2.5.7.1
EL ANFO
La mezcla de gránulos porosos de Nitrato de Amonio (NA) y diesel Oil en una proporción en peso de 94/6 resultara un ANFO de óptima performance y mínima producción de gases tóxicos. Normalmente se utiliza el Diesel Nº 2 debido a su relativa baja viscosidad y la facilidad de mezclado con los gránulos de Nitrato Amonio su popularidad está basada en un bajo costo, su performance, su conveniencia y seguridad durante la operación de carga y su facilidad de transporte, manipuleo y almacenamiento. El ANFO es un producto caracterizado por un comportamiento no ideal. Su performance se verá afectada por varios factores, entre ellos el tamaño y granulometría de las partículas de (NA), el contenido de Fuel Oil, el grado de confinamiento de la carga, el diámetro de la carga, el cebo utilizado, Efectos del agua, Efectos del balance de oxigeno, etc. Los resultados experimentales demuestran que el uso de un cebo inapropiado generará CO y NO2, con este ultimo en volúmenes considerables de no estar la mezcla correctamente balanceada en oxígenos. Cuadro Nº 2.10: Efecto de Adición de distintos porcentajes de Fuel Oil en la performance del ANFO. Fuel Oil Energía H2O CO2 N2 CO H2 CH4 NH3 % cal/g mol/kg mol/kg mol/kg mol/kg mol/kg mol/kg mol/kg 2 552 25,9 1,4 12,2 4 751 26,8 2,9 12 5 851 27,3 3,6 11,9 6 883 27,2 3,8 11,7 0,5 0,6 7 849 26,4 3,6 11,6 1,3 1,5 0,1 0,1 8 835 26,5 3,3 11,4 1,3 1,7 0,2 0,1
97 10 812 27,2 2,7 11,2 1,1 1,9 0,2 0,1 Cálculo de parámetros del estado de detonación.-En esta parte, se efectúa del cálculo para el ANFO, y su preparación en la Mina Tucari esta relacionado de la siguiente manera: 50 kg de NH4NO3. 3 kg de Petróleo. Cuadro Nº 2.11: Balance de Oxigeno.
INGREDIENTES
P.M.
%
NH4NO3
80,06 94,48
CH2
14,02
ATOMO GRAMO DE LOS ELEMENTOS EN 1 Kg. DE EXPLOSIVO Oo
Ho
35,403
47,204
5,52
TOTAL átomo - g /kg.
35,403
Co
No 23,603
7,874
3,937
55,078
3,937
23,603
Empleando la fórmula general de OB, se obtiene: OB = Oo - ½ Ho – 2 Co OB = 35.403 - ½ (55.078) – 2(3.937). OB = 35.403 – 27.539 – 7.874 OB = + 0.01 átomo g /kg de ANFO(Existe exceso de Oxidante). De acuerdo al balance de Oxigeno, los gases producidos
por falta de
Combustible son el gas Monóxido de Nitrógeno (NO), el dióxido de Nitrógeno (NO2). 2.6
CARGUÍO
Esta actividad unitaria es realizado con los equipos sobre orugas (retro excavadoras) y sobre ruedas (cargador frontal), hacia los volquetes Volvo NL 12 de 15m3.
98 El carguío es muy selectivo, ya que el tamaño máximo requerido en el PAD es de 30 cm. los sobre tamaños existentes son acumulados en un lugar para su posterior fragmentación. En esta operación se
relacionan, Cargador Frontal-
Volquete, R. Excavadora - Volquete y equipos de apoyo. La producción actual es de 20436 TM/día, ley promedio de 0.901 g/TM, desmonte es de 7518 TM/día, el ratio de Stripping 0.36:1 y el trabajo es realizado en 2 guardias/día.
2.6.1
EQUIPO PRINCIPAL DE CARGUIO
Cuadro Nº 2.12 : Equipos de Carguio. EQUIPO
MARCA
MODELO
CAPAC.(m3)
FLOTA
Retro excavadora
HITACHI
450 LC
2.2
01
Cargador frontal
CAT
992C
10.15
01
Fuente: Informe Operación Mina.
2.6.2
CARACTERISTICAS PRINCIPALES DE EQUIPOS.
Capacidad de Cazo m3.
: 9.9 – 10.4
Anchura de Cazo m(pulgadas)
: 4.750(187”)
Potencia kw(HP)
: 8 (pulgadas)
Fuerza de arrancamiento (kN)
: 650
En posición recta kg(lb)
:51.156(112.778)
Taotalmente girada kg(lb)
:46.310(102.095)
Velocidad máxima km/h(mph)
: 21.0(13.0)
Altura libre de descarga
: 4.170(13`.8”).
99 Alcance a la máxima elevación
: 2.300(7`7”).
Altura bajo el bulon de vuelco
: 6.260(20`7”).
Peso en orden de trabajo kg(lb) : 87.445(192.780)
Figura Nº 2.11: Equipo de Carguío CAT 992C.
100
Figura Nº. 2.12: Equipo de Carguío HITACHI 450 LC. 2.6.3
CONDICIONES DEL AREA DE CARGUIO
a. Ancho operativo mínimo del frente de carguío. - Cargador Frontal = 40 m - R. Excavadora
= 40 m
b. Distancia Mínima entre equipos de carguio. - General
= 50 m
c. Altura de Banco. - R. Excavadoras
=8m
- Cargador Frontal
= 10 m
d. Bermas Finales
= 2.60 m
e. Pisos: - Uniformes - Competentes -
Nivel: - Horizontal +/- 30 cm. - Inclinado con pendiente no > a 8%
f. Frente: Buena condición: Duro, amarrado, presencia de boloneria, etc. g. Polígonos señalizados. 2.6.4
ESTIMACIÓN DE TIEMPO DE CICLO DE CARGUIO DE EQUIPOS.
Ejemplo: Guardia Cualquiera. Datos: Operador
:
xy
Material
: Mineral
Lugar
: Pit Tucari este.
101 Densidad de mineral suelta : 1.7TM/m 3. Capacidad de cuchara (CF) : 10.15m 3. Capacidad de cuchara (RE)
: 2.2m3.
No de pases
: 2 Cargador F.
No de pases
: 10 retro Exc.
Ciclo por pase
: 24” retro Exc.
Ciclo por pase
: 57” Cargador F.
Factor de Carga (C.F)
: 82.5%
Factor de Carga (R.E)
: 67.5 %
CAPACIDAD DE CUCHARA REAL RETRO EXCAVADORA: CC Capacidad Cuchara * factor de carga * MINERAL
Nº Pases (R.EXCAVAD ORA) =
Capacidad de Volquete (m). Capacidad de Cuchara (m).
CC(R.EXCAVADORA ) 2.2 m3 * 0.675 * 1.7 TM / m3 2.52 TM / pase. Nº Pases (R.EXCAVAD ORA) =
25.5 10.11 2.52
CAPACIDAD DE CUCHARA REAL CARGADOR FRONTAL:
CC (C.FRONTAL) 10.15 m 3 * 0.825 * 1.7 TM /m 3 14.235TM / pase. Nº Pases (C.FRONTAL) =
2.6.5
CARGA UTIL.
25.5 1.79 14.235 TM / Pase
102 La carga útil en los equipos de carguio, es la cantidad de material que carga el cucharón en cada ciclo, considerando el tamaño del cucharón y el material a cargarse; la carga útil por cada ciclo depende del (Fill Factor). Cuadro Nº 2.13: Capacidad de Cuchara de Equipos de Carguio.
EQUIPOS DE CARGUIO
Capacidad de Cuchara m3 Nominal Efectivo Fill Factor 2.2
1.485
0.675
10.15
8.37
0.825
R. Excavadora HITACHI Cargador Frontal CAT 992C Fuente: Informe Operación mina.
2.6.6
PRODUCCIÓN DE LOS EQUIPOS
La producción de los equipos de carguio depende de la carga útil medida del cucharón, el tiempo medio del ciclo, y la eficiencia del trabajo. Cuadro Nº 2.14: Producción de los Equipos. Equipos de Carguío
Tiempo de Carguío/Pase (min).
Tiempo de Posicionamiento Volquete (min).
Nº Pases
t/hr
Hitachi 450LC
0.24
0.35
10
444
CAT 922C
0.57
0.35
2
655
Fuente: Informe Operación mina
2.7
TRANSPORTE
Esta operación unitaria consiste en transportar el mineral hacia los Pad´s y desmonte a los botaderos .Las operaciones actuales demandan mayor eficiencia y rapidez en equipos de transporte. 2.7.1
EL TRANSPORTE EN LA MINA TUCARI
103 El transporte es realizado por medio de volquetes Volvo NL 12, de 15m 3 de capacidad, el mineral es depositado en los diferentes Pad´s existentes en la mina, que están a una distancia de 2.6 km, el desmonte es transportado hacia el botadero sur que está a una distancia de 1.5 km, la pendiente de rampa es de 8% y ancho de rampa es de 15 m la actual flota de Volquetes en la operación de minado consta de 23 unidades, se ha programado transportar al PAD II 6333530 TM / mes lo que equivale a una producción de 20436 TM/día.
2.7.2
CARACTERISTICAS PRINCIPALES DE EQUIPO.
Son conocidos como volquetes convencionales, es el tipo de camión extra vial más usado en movimiento de tierras y, fundamentalmente en Minería a Cielo Abierto. Están constituidos por una caja que se apoya sobre el chasis y que se bascula hacia atrás para la descarga, mediante unos cilindros hidráulicos.
Normalmente estos equipos son de dos ejes, en la Mina Tucari S.A.C se emplean los volquetes de tipo NL-12 de 15 m3 de capacidad. Especificaciones técnicas: Modelo
: NL -12 eléctrico
Fabricante
: Volvo S.A.
Peso del equipo
: 6500 kg.
Altura de transporte
: 3.34 m.
Pendiente Max. Transp.
: 15%
Potencia del Motor
: 400 HP
Transmisión
: Doble disco.
Frenos de servicio y segrd.
: Tambor
Tamaño neumático
: 12.00 x 20.00
Velocidad de transporte 1%
: 15 km/hr.
104 Dirección
: Hidráulica
Amortiguadores
: Muelles
Torque máximo o par motor
: 1665 N-m.
Turbo compresor
: Si.
Sistema de refrigeración
: Agua.
Figura Nº. 2.13: Sistema de TRANSPORTE MINA
105 2.7.3
CICLO DE TRANSPORTE
El ciclo de Carguío esta en función a varios factores .Tipo y tamaño de material, distancia de transporte, pendiente máxima adversa, condición de la pista, capacidad de producción, flexibilidad del sistema.
2.7.3.1
EQUIPOS DE TRANSPORTE
En la mina Tucari cuenta con la siguiente flota de equipos de transporte: Cuadro Nº 2.15: Equipos de Transporte MARCA
MODELO
VOLVO S.A
NL - 12 Eléctrico
CAPACIDAD(TM) CAPACIDAD(M 3) FLOTA 25.5
15
23
Fuente: inf. Mensual Ing. R. Salirrosas
Ciclo Tiempos Fijos Tiempos Variables Tiempos Muertos.
Cuadro Nº 2.16: Ciclo de Transporte.
CICLO DE TRANSPORTE
MINA - PAD
MINA - BOTADERO SUR
Tiempo (Minutos)
20
12
Fuente: inf. Mensual Ing. R. Salirrosas.
2.7.4
PRODUCCIÓN DE VOLQUETES
Cuadro Nº 2.17: Producción horaria de Volquetes. LUGAR
Factor de Carga Camión/Ciclo(TM)
t/hr.
MINA - PAD
25.5
56
MINA - BOTADERO SUR
25.4
94
Fuente: inf. Mensual Ing. R. Salirrosas.
106 Figura Nº. 2.14: Mineral depositado en el Pad.
2.8
PROCESOS METALÚRGICOS.
Desde los tajos de explotación el mineral que se envía a los Pad´s debe ser de un tamaño máximo de 30cm, es acarreado hasta las canchas de lixiviación denominados, “Pad’s” donde se deposita sin necesidad de un chancado previo, ello debido a la considerable porosidad natural del mineral. Lo que permite la fácil precolación y permeabilidad de la solución cianurada de 50 ppm de (CN) la cual lixivia al Oro, para ello se procederá a regar las celdas por espacio de 70 días, dependiendo de la procedencia del mineral.
La solución “Pregmant” es captada en pozas de almacenamiento de solución, de estas pozas de bombeo a la planta de Merril Crowe y en donde se obtiene el
107 precipitado de Au después de la adición de polvo de Zn y de reacción de la solución cargada. Dicho precipitado se recoge periódicamente y se trata en retortas para calcinarlos y así eliminar el mercurio, después el producto pasa a la etapa de fundición donde se produce barras de doré con un contenido de 70% de Au y 30% de Ag. El barren o solución pobre se recicla hacia los pad’s de lixiviación previa adición de NACN para conseguir los 50 ppm de CN requeridos, parte del barren o algunas, veces la totalidad del mismo son llevados al área de tratamiento de agua, donde se eliminan contaminantes tales como mercurio, arsénico cianuro remantes, a límites permisibles que no originen contaminación alguna, de tal forma que se consigna agua tipo potable que pueda evacuarse al medio ambiental sin riesgo alguno para el entorno. Figura Nº 2.15: Pad´s en Proceso de Lixiviación.
108 Figura Nº 2.16: Poza de Solución Rica.
Figura Nº 2.17a: Poza de Solución Intermedia.
109 Figura Nº 2.17b : Poza de Solución Intermedia.
Figura Nº 2.18a: Pad´s Y pozas Figura Nº 2.18b: Pad´s Y pozas
110 2.9
EQUIPOS AUXILIARES.
Esta operación unitaria se realiza básicamente como apoyo: En las zonas de carguío: nivelación de pisos, acumulado de sobre tamaños, perfilado de taludes finales, etc. En los Accesos: limpieza de vías, construcción de bermas, construcción de accesos y rampas, etc. En las Zonas de Descarga: empuje de material, selección de sobre tamaños.
La
flota con la que cuenta la Mina Tucari esta integrada por los siguientes
equipos.
Cisterna WH-9353 Cisterna WU-2741 Cisterna WQ-1769 Cisterna XH-3144 Lubricador WH-6048 Exc. 320 Exc. 345 Exc. 350 Retroexcavadora Luminaria Leroy Nº 06 Luminaria Amida Nº 05 Luminaria Amida Nº 08 Moto niveladora Nº 02 Moto niveladora Nº 03 Tractor Komatsu 2 Tractor Komatsu 3 Tractor D65EX Tractor D6R XL WA-470 WA-380 CF-950 Rodillo IR
111
Figura Nº 2.19: Cisterna Regando vía de transporte.
112 Figura Nº 2.20: Moto niveladora emparejando piso para Perforación.
Figura Nº 2.21: Tractor empujando Material descargado hacia el pad. CONCLUSIONES El trabajo disertado constituye la etapa de producción en la operación de minado a Cielo Abierto de la Mina Tucari.
El ciclo de minado en la Minera Tucari requerirá de eficientes sistemas de control en cada una de sus etapas para lograr resultados óptimos en la producción diaria programada.
113 Para poder resolver los diferentes problemas que se presentan a diario en el minado por Open Pit hoy en día se implantan diferentes SOFTWARE para hacer evaluaciones.
Las operaciones de la Mina Tucari deben estar acordes con la capacidad de planta y pad para mantener un equilibrio de producción de finos.
La eficiencia de minado, depende fundamentalmente de la optimización de los parámetros empleados en todo el ciclo de operación.
Para tener éxito en el mercado competitivo de hoy, la compañía ARUNTANI debe ser productiva, eficiente y rápida; para ello también son importantes la motivación, la poli funcionalidad y una preocupación permanente no sólo de la producción sino del recurso humano.
RECOMENDACIONES El sistema de minado en la Mina Tucari debe estar en un constante proceso de mejoramiento, donde cada acción realizada controla la eficacia de la próxima etapa.
Se recomienda instalar sistema de posicionamiento Satelital (SPS), en Aruntani S.A.C. por los beneficios que generan y también para uniformizar información y el trabajo.
114
Como existe una variación del tipo de roca en la Unidad Tucari, es muy importante aplicar diferentes diseños de voladura según el tipo de formación rocosa que se presente.
La simulación de voladura es factor sumamente importante, para poder determinar que parámetro puede fallar teniendo ya establecida la malla en el campo y poder establecer la mejor secuencia de salida.
En la Mina Tucari el mantenimiento de las vías, debe ser en forma permanente porque es muy importante para mantener los equipos en estado óptimo y tener un ciclo menor de transporte de mineral.
Mantenimiento debe garantizar el programa operativo de los equipos tanto de perforación, carguío y servicios auxiliares.
BIBLIOGRAFIA 1. CATERPILLAR.:“Performance handbook” Edición 31 (2000). 2. CÁMAC T., Alfredo; “Tecnologia de Explosivos”. UNA (1999) 3. C.I.A MINERA ARUNTANI S.A.C TUCARI (Informe
Mensual Marzo
2006). 4. INSTITUTO TECNOLOGICO GEOMINERO DE ESPAÑA.:”Manual de Arranque, Carga y Transporte en Minería a Cielo Abierto” Madrid (1995).
115 5. INSTITUTO TECNOLOGICO GEOMINERO DE ESPAÑA; Manual de Perforación y Voladura de Rocas (1994). 6. JAY A. RODGERS ; Técnicas Eficientes para TRONADURAS “Mina a Cielo Abierto” La Serena – Chile(1995). 7. LLANQUE MAQUERA OSCAR “Explotación Superficial” UNA 2001). 8. RICHARD RULLERD SOTOMAYOR OBLITAS. ”Carguío y Acarreo con flota menor en Minera YANACOCHA”, Informe de Trabajo Profesional presentado a la Facultad de Ingeniería de Minas UNA – PUNO (2006). 9. TECSUP.,”Manual de Perforación y Voladura de Rocas” (2001).
ANEXOS INDICE DE CUADROS Cuadro Nº2.18: Equipo de perforación Primaria.
115
Cuadro Nº2.19: Equipo de perforación Secundaria.
115
Cuadro Nº2.20: Consumo de Combustible de DM45E-2.
115
Cuadro Nº2.21: Consumo de Combustible de Compresora Sullair 750.
116
Cuadro Nº2.22: Disponibilidad Mecánica DM45E-2.
116
Cuadro Nº2.23: Vida Promedio de Tricónos.
116
Cuadro Nº2.24: Estadística de Brocas Descartadas.
117
Cuadro Nº2.25: Costo de Perforación (Primario).
117
Cuadro Nº2.26: Costo de Perforación (Secundario).
118
116 Cuadro Nº2.27: Costo Total de Perforación.
118
Cuadro Nº 2.28: Factor de Carga y Costos de Voladura.
118
Cuadro Nº 2.29: Consumos de Explosivos, Agente y Accesorios de Voladura al mes.
119
Cuadro Nº 2.30: Consumos Acumulados de Explosivos, Agente y Accesorios de Voladura.
119
Cuadro Nº 2.31: Costo total de carguío ( US $ ).
120
Cuadro Nº 2.32: Costo unitario de carguío( US $/m3).
120
Cuadro Nº 2.33: Costos de Acarreo.
121
Cuadro Nº2.34: Flota de Volquetes por turno durante el mes.
121
Cuadro Nº 2.35: Horas Maquina de Equipos Auxiliares).
122
Cuadro Nº 2.36: Costo Total de Equipos Auxiliares (US$).
122
Cuadro Nº 2.37: Costo unitario de Equipos Auxiliares (US$ /m3).
123
Cuadro Nº 2.38: Resumen de Producción Acumulada a la fecha.
123
Cuadro Nº 2.39:Plan de Minado Abril 2006.
124
INDICE DE GRAFICOS
Grafico Nº 2.2: Resumen de material Transportado por meses en el 2006.
125
Grafico Nº 2.3: Mineral en Onzas puestas en el Pad.
125
Cuadro Nº 2.18: Equipo de perforación Primaria.
Máquina
Ubicación
Tal. Perf.
Primario DM45E-2
Morrena O Morrena E Tuca-1
527 507 19
3630.5 3463.8 133
108.6 103.4 4.8
37.1 40.6 27.7
1053
7227.3
216.7
38.3
Condición
Total
Primario
m hr Efectivo Perforado.
m/hr (Efect)
117
Condición Secundario
Máquina
Ubicación
Martillos Neum. Morrenas Track Drill Chicago 150C Morrenas
Total
Secundario
m m/hr hr Tal Perforado Efectivo Efectivo Perf 3845
3364.87
100
297
3945
173.7
19.4
12.94
3661.87 186.7
23.0
19.7
Cuadro Nº 2.19: Equipo de perforación Secundaria.
Cuadro Nº 2.20: Consumo de Combustible de DM45E-2. Item Horas horómetro Consumo de diesel –2 Consumo horario Taladros perforados Metros perforados Velocidad de perforación global Consumo gl/metro perforado
Unidad hr gl gl/hr Unid m m/hr. gl/m.
DM45E-2
Total
272.80 4927.00 18.06 1053.00 7227.30 34.83 0.68
272.80 4927.00 18.06 1053.00 7227.30 34.83 0.68
Cuadro Nº 2.21: Consumo de Combustible de Compresora Sullair 750
Horas Horómetro Consumo de Diesel –2 Consumo horario Taladros perforados Metros Perforados
hr gl gl/hr unid m
Compresora SULLAIR 750 102.69 708.00 6.89 3845.00 3364.87
Velocidad de Perforación Global
m/hr
32.77
ITEM
UNIDAD
Total 102.69 708.00 6.89 3845.00 3364.87 32.77
118
Consumo gl/metro Perforado
gl/m
0.21
0.21
Cuadro Nº 2.22: Disponibilidad Mecánica DM45E-2. TIEMPOS
Unidad
DM45E-2
hr hr hr hr hr
95.20 45.56 25.00 224.02 600.00
%
58%
Demora Mecánica Demora no Operativa Demora Operativa Horas Máquina Horas Programada
Disponibilidad Mecánica
Cuadro Nº 2.23: Vida Promedio de Tricónos.
Condición
Cantidad
Reconstruida
Precio Vida U. Prom.
Horas Efect.
Veloc. Perf.
Costo Lineal(US$/m.)
Nº
US$
m
hr E.
m/hr
Broca
Máquina
19
222
448.65
13.72
32.7
0.58
3.06
Cuadro Nº 2.24: Estadística de Brocas Descartadas.
Nro Broca
1 TJ 77/8" 2 TJ 77/8" 3 TJ 77/8" 4 TJ 77/8"
Tipo Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a
Serie Broca
Costo P. U. (us$)
m Perforados
Horas Efect.
m Perf.
hr E.
Costo Veloc. Penet Lineal m/hr(Efect ) (us$/m)
F570D
222
133
3.40
39.10
1.67
550067
222
376
13.50
27.95
0.59
12731
222
453
7.45
60.76
0.49
305464
222
193
9.85
19.62
1.15
119
5 TJ 77/8" 6 TJ 77/8" 7 TJ 77/8" 8 TJ 77/8" 9 TJ 77/8" 10 TJ 77/8" 11 TJ 77/8" 12 TJ 77/8" 13 TJ 77/8" 14 TJ 77/8" 15 TJ 77/8" 16 TJ 77/8" 17 TJ 77/8" 18 TJ 77/8" 19 TJ 77/8"
Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Reconstruid a Total
LP 2136 50306 7
222
186
5.43
34.32
1.19
222
635
14.95
42.52
0.35
12737
222
147
5.30
27.84
1.51
155048
222
525
16.41
32.02
0.42
472255
222
266
8.22
32.47
0.83
12881
222
252
7.26
34.70
0.88
3577
222
363
10.15
35.83
0.61
500040
222
462
14.29
32.32
0.48
12389
222
517
15.73
32.95
0.43
154310
222
280
9.99
28.08
0.79
3804
222
420
13.70
30.71
0.53
13454
222
534
19.59
27.33
0.42
12094
222
245
7.30
33.68
0.91
13540
222
425
15.83
26.86
0.52
A9267
222 3996
816 7227
22.68 221.02
36.05 34.27
0.27 0.58
Cuadro Nº 2.25: Costo de Perforación (Primario). Ítem
Unidad DM45E 2
TOTAL
Costo horario máquina
US$/hr
100.00
100.00
Metros Perforados
mp
7227.30
7227.30
Volumen Perforado
m3
54519.38
54519.38
Horas Horòmetro
hr
272.80
272.80
Velocidad Perforación
mp/hr
26.50
26.50
Máquina DM45E.
US$/mp
3.77
3.77
Triconos
US$/mp
0.58
0.58
Barras 30 pies
US$/mp
0.18
0.18
Estabilizador
US$/mp
0.09
0.09
Adaptador
US$/mp
0.03
0.03
Costo lineal de Perforación
US$/m
4.67
4.67
Costo de máquina y accesorios
120
Perforación Específica
m3/mp
21.38
21.38
Costo Unitario
US$/m3
0.22
0.22
Cuadro Nº 2.26: Costo de Perforación (Secundario).
Item Costo horario máquina Metros Perforados Volumen Perforado Horas Efectivas Velocidad Perforación Costo de máquina y accesorios Track Drill, Martillos neumáticos Brocas Barrenos Costo lineal de Perforación Perforación Específica Costo Unitario
Track Drill Martillos Neumàticos Chicago + Unidad + Compresora Sullair Compresora 750 Sullair 750 US$/hr 35.00 30.00 mp 297.00 3364.87 m3 663.75 3231.87 hr 12.94 173.74 mp/hr 22.95 19.37 US$/mp US$/mp US$/mp US$/mp m3/mp US$/m3
1.52
1.55 1.86 3.82 5.68 0.96 5.91
1.52 2.23 0.68
TOTAL 65.00 361.87 3895.62 186.68 19.62 3.31 7.34 3.82 7.20 1.18 5.02
Cuadro Nº 2.27: Costo Total de Perforación.
Costo Total de Perforación Costo lineal de Perforación Perforación Específica Costo Unitario
Unidad US$/mp m3/mp US$/m3
Primario 4.67 21.38 0.22
Secundario 7.20 1.18 5.02
Total General 5.52 14.19 0.34
Cuadro Nº 2.28: Factor de Carga y Costos de Voladura. Mina Item
Varios
Unidad
TOTAL Primario
Secundario
Total
Secundario
Total
Taladros Disparados
Unid
536.00
18.00
554.00
1833.00
1833.00 2387.00
Volumen disparado
m3
90001.00
1198.60
91199.60
1069.18
1069.18 92268.78
TM
198002.20
2636.92
200639.12
2352.19
2352.19 202991.31
Factor de Carga
Kg/TM
0.22
0.84
0.23
0.57
Costo Total
US$
16496.05
1408.08
17904.13
1337.22
Costo Unitario
US$/m3
0.18
1.17
0.19
1.25
1.25
0.21
US$/TM
0.08
0.53
0.09
0.57
0.57
0.09
Toneladas Disparadas
0.57
0.23
1337.22 19241.35
121 (*)Densidad in-situ de Mineral: 1.7 TM/m 3 (Morrenas) (*)Densidad in-situ de Mineral: 2.24 TM/m 3 (Roca) Cuadro Nº 2.29: Consumos de Explosivos, Agente y Accesorios de Voladura al mes. Mina ITEM
Unid
Primario
Secundario
Secundario (plasta)
Pad III
Total Mina
Secundario
Total Pad Total III general
Anfo
kg 43100.00 200.00
1950.00
45250.00
1280.00
1280.00 46530.00
N. A.
kg 40514.00 188.00
1833.00
42535.00
1203.20
1203.20 43738.20
36.66
850.70
24.06
24.06
874.76
Diesel-2
gl
810.28
3.76
Dinamita 7/8x6 unid
15.00
776.00
791.00
847.00
847.00
1638.00
Fulminante Nº 8 pza
25.00
18.00
43.00
29.00
29.00
72.00
45.00
115.00
75.00
75.00
190.00
Guía de Seg.
m
70.00
Booster-1 lb
pza
531.00
Cordón Det.
m
7730.00
Retardo-65ms
pza
102.00
531.00 750.00
4425.00
531.00
12905.00
6975.00
6975.00 19880.00
102.00
102.00
Cuadro Nº 2.30: Consumos Acumulados de Explosivos, Agente y Accesorios de Voladura
Ítem
Unid. Enero Febrero Marzo Abril Mayo 55189 38620
N. A.
kg
7520
14391
Diesel-2
gl
150
288
ANFO
kg
8000
15310
R-PIN
kg
0
893
23625
643
288
41
Fulminante Nº 8
unid
31
48
84
39
44
50
Cordón Det. 5G
m
14750
26202
29940 13150
9885
Guía de Seg.
m
96
115
180
97
108
128
Booster 1lb
unid
0
40
630
465
5
0
Mini booster 8H
unid
Tecneles
pza
0
31
Iremita 1x8"
unid
7925
6398
Retardo 42 ms
pza
0
46
509
166
139
0
Retardo 65ms
pza
0
0
0
21
0
0
Retardo 17 ms
pza
208
64
92
86
0
0
1214
4063
Junio Julio Agosto Setiembre Octubre Noviembre Diciembre
772
81
56947 41085
4322
35
0
0
5942 1371
1181
3920 45325 29303
Total
24487
21079
21380
43738
309016
586
490
409
428
875
6417
4170 48218 31173
26050
21730
22745
46530
326280
0
0
0
0
25490
55
40
52
84
72
72
671
6808 13055
8930
23100
26100
20100
19880
211900
135
95
130
201
169
190
1644
531
313
256
122
231
531
3124
1000
0
1000
78 1046
0
110
369
0
13
3
561
748 1076
1099
3213
15
0
28968
0
0
0
0
860
160
56
20
40
102
538
0
0
0
2
0
452
139
122 Emulsión
kg.
800
0
0
0
0
0
0
0
0
1000
1800
Iremita 2x12"
unid
0
0
0
0
0
0
0
0
487
0
487
Dinamita 7/8*6"
unid
0
0
0
0
0
0
0
0
3484
2005
1638
7127
Man. de Plastico
m
0
4164
0
0
0
0
0
0
0
0
4164
Cuadro Nº 2.31: Costo total de carguío (US $)
Diciembre-05
AÑO - 2005 A LA FECHA
EQUIPO CARGUIO
PU
CF. 950
18.00
0.00
0.00
0.00
CF. 992C
40.00
2290.40
80.00
2370.40
2670.40
Exc. 320
66.00
2838.00
0.00
2838.00
5569.08
Exc. 330
55.00
0.00
0.00
0.00
42897.25
1287.00
302.50
Exc. 345
65.00
31612.53
130.00
31742.53
89160.93
5229.25
560.95
Exc. 350
64.00
4874.88
0.00
4874.88
21231.60
9.52
340.68
Exc. 450 H
68.00
13754.36
0.00
13754.36
184846.24
2792.64
WA - 380
53.00
1050.99
0.00
1050.99
4491.75
WA - 470
71.00
28427.69
2222.30
30649.99
60587.59
500.00
84848.85
2432.30
87281.15
411454.84
Total
Mineral
Over
Total
Mineral
Min. Esp.
Over
Desmonte
Total
10.44
24.75
35.19
1106.00
260.00
4036.40
479.16
6048.24 44486.75
68.25
95019.38 21581.80
971.04
188609.92
1464.39
214.65
6170.79
74.50
29819.73
1227.09
91708.91
9392.91
33604.69
3244.94
457697.38
Cuadro Nº 2.32: Costo unitario de carguío (US $ / m3)
Diciembre-05 EQUIPO CARGUIO
Mineral Desmonte
AÑO - 2005 A LA FECHA Total Mineral Min. Esp.
Over
Desmonte
Total
CF. 950
0.00
0.00
0.00
0.00
0.00
0.14
0.15
0.15
CF. 992C
0.27
0.89
0.28
0.26
0.00
0.36
0.23
0.28
Exc. 320
1.04
0.00
1.04
0.76
0.00
0.00
0.64
0.75
Exc. 330
0.00
0.00
0.00
0.37
0.42
0.92
0.00
0.38
Exc. 345
0.29
0.19
0.29
0.48
0.52
0.37
0.57
0.48
Exc. 350
0.52
0.00
0.52
0.20
0.63
0.61
0.00
0.20
Exc. 450 H
0.30
0.00
0.30
0.27
1.36
0.00
0.31
0.28
123 WA – 380
0.66
0.00
0.66
0.44
0.00
0.40
0.26
0.42
WA – 470
0.32
2.34
0.34
0.34
0.55
0.61
0.32
0.39
Total
0.32
1.40
0.40
0.32
0.62
0.58
0.32
0.33
Cuadro Nº 2.33: Costos de Acarreo. MATERIAL
m3
US$
US$/m3
Mineral
264704
255879.00
0.967
Over
1741
1658.97
0.950
Total
266446
257537.97
0.967
Cuadro Nº 2.34: Flota de Volquetes por turno durante el mes. FECHA 26/11/2005 27/11/2005 28/11/2005 29/11/2005 30/11/2005 01/12/2005 02/12/2005 03/12/2005 04/12/2005 05/12/2005 06/12/2005 07/12/2005 08/12/2005 09/12/2005 10/12/2005 11/12/2005 12/12/2005 13/12/2005 14/12/2005 15/12/2005 16/12/2005 17/12/2005 18/12/2005 19/12/2005 20/12/2005 21/12/2005 22/12/2005 23/12/2005 24/12/2005 25/12/2005 26/12/2005 27/12/2005 28/12/2005
DIA
16 25 25 22 26 26 21 23 23 28 25 25 26 26 32 29 30 21 20 21 22 22 20 25 25 27 26 23 25 23 25
NOCHE 23 16 20 17 22 20 26 28 28 13 22 27 29 29 27 26 22 24 27 26 21 20 22 21 21 21 22 22 21 24 22 21 23
TOTAL 23 16 18 21 24 21 26 27 25 18 23 28 27 27 27 26 27 27 29 24 21 21 22 22 21 23 24 25 24 24 24 22 24
124 FECHA 29/12/2005 30/12/2005 31/12/2005 Total general
DIA 23 23 22 24
NOCHE 21 22 18 23
TOTAL 22 23 20 23
Cuadro Nº 2.35: Horas Maquina de Equipos Auxiliares). EQUIPO
MINERAL
OVER
TOTAL
Cisterna WH-9353
11.25
11.25
Cisterna WU-2741
83.50
83.50
Cisterna WQ-1769
139.50
139.50
Cisterna XH-3144
21.37
21.37
Lubricador WH-6048
134.60
134.60
Exc. 320
8.75
8.75
Exc. 345
14.33
14.33
Exc. 350
63.21
63.21
Retroexcavadora
6.33
6.33
Luminaria Leroy Nº 06
369.00
369.00
Luminaria Amida Nº 05
287.00
287.00
Luminaria Amida Nº 08
122.00
122.00
Moto niveladora Nº 02
88.98
88.98
Moto niveladora Nº 03
198.83
Tractor Komatsu 2
470.73
Tractor Komatsu 3
486.61
Tractor D65EX
126.25
Tractor D6R XL
14.97
WA-470
10.42
WA-380
1.75
6.55
8.30
CF-950
2.33
31.25
33.58
76.95
2755.56
Rodillo IR
TOTAL GENERAL
198.83 10.00
486.61 26.85
153.10 14.97
2.30
16.90
2678.61
480.73
12.72
16.90
125
Cuadro Nº 2.36: Costo Total de Equipos Auxiliares (US$) EQUIPO
P.U. ( US$/hr)
MINERAL
Cisterna WH-9353 Cisterna WU-2741 Cisterna WQ-1769 Cisterna XH-3144 Lubricador WH-6048 Exc. 320 Exc. 345 Exc. 350 Retroexcavadora Luminaria Leroy Nº 06 Luminaria Amida Nº 05 Luminaria Amida Nº 08 Moto niveladora Nº 02 Moto niveladora Nº 03 Tractor Komatsu 2 Tractor Komatsu 3 Tractor D65EX Tractor D6R XL WA-470 WA-380 CF-950
10.10 29.00 22.00 16.43 17.00 66.00 65.00 64.00 37.00 5.00 5.00 5.00 40.00 35.00 75.00 80.00 52.00 50.00 71.00 53.00 50.00
113.64 2421.50 3069.00 351.11 2288.20 577.50 931.45 4045.44 234.21 1845.00 1435.00 610.00 3559.20 6959.05 35304.75 38928.80 6565.00 748.50 739.82 92.75 116.50
Rodillo IR
25.00
422.50 111358.92
TOTAL GENERAL
OVER
TOTAL
0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 750.00 0.00 1396.20 0.00 163.30 347.15 1562.50
113.64 2421.50 3069.00 351.11 2288.20 577.50 931.45 4045.44 234.21 1845.00 1435.00 610.00 3559.20 6959.05 36054.75 38928.80 7961.20 748.50 903.12 439.90 1679.00
0.00 4219.15
422.50 115578.07
Cuadro Nº 2.37: Costo unitario de Equipos Auxiliares (US$/m 3)
Items Producción Mina Costo Total
Unidad m3 US$
Mineral 264704.21 111358.92
Desmonte 1741.47 4219.15
Total 266445.69 115578.07
Costo Unitario
US$/m3
0.43
2.43
0.44
US$/TM
0.25
1.43
0.26
Cuadro Nº 2.38: Resumen de Producción acumulada a la fecha . RESUMEN DE MINERAL ACUMULADO A LA FECHA - 2006 MINERAL DESMONTE FINOS RATIO Meses Toneladas Ley Toneladas Onzas STRIPING
126
Año-2003 Año-2004 Año-2005 Ene-06 Feb-06 Mar-06
411549.00 1625946.45 4910873.86 273519.61 358279.02 401613.78
g Au/TM 2.109 1.783 1.072 1.295 1.171 1.071
16208.96 266417.31 23895.88 40262.80 73370.98
27907.06 93227.85 169220.77 11390.47 13490.65 13828.77
0.000 0.010 0.054 0.087 0.112 0.183
Total 2005
7981781.72
1.282
420155.93
329065.57
0.053
(1 Onz = 31.1035g)
RESUMEN DE MATERIAL TRANSPORTADO POR MESES EN EL 2006 MINERAL Meses
Toneladas
Ley
DESMONTE
FINOS
Toneladas
Onzas
g Au/TM
RATIO STRIPING
(1 Onz=31.1035g)
Ene-06
273519.61
1.295
23895.88
11390.47
0.087
Feb-06
358279.02
1.171
40262.80
13490.65
0.112
Mar-06
401613.78
1.071
73370.98
13828.77
0.183
Total 2005 1033412.41
1.165
137529.66
38709.89
0.133
127
Cuadro Nº 2.39: Plan de Minado Abril 2006. ARUNTANI - TUCARI
Planeamiento Mina Plan de Minado Abril 2006
Bench Corte Total TM Onzas Stripping Area Periodo Densidad Mineral m3 Mineral TM Desmonte TM Au (g/TM) 5192 236 401 120039 0.305 120440 4 299.36 Pit Tucari Este abr-06 1.7 Abr-2006-01 5184 29337 49873 13296 0.393 63169 630 0.27 Pit Tucari Este abr-06 1.7 Abr-2006-03 5184 29228 49687 30079 0.405 79766 646 0.61 Pit Tucari Este abr-06 1.7 Abr-2006-04 5176 173099 39491 0.510 212590 2838 0.23 Pit Tucari Este abr-06 1.7 Abr-2006-05 101823 5160 80976 137660 0 1.604 137660 7098 0.00 Pit Tucari Oeste abr-06 1.7 Abr-2006-06 5152 29286 49787 0 1.216 49787 1947 0.00 Pit Tucari Oeste abr-06 1.7 Abr-2006-07 5144 56795 96551 11520 1.258 108071 3906 0.12 Pit Tucari Oeste abr-06 1.7 Abr-2006-08 5136 44983 76472 18633 0.522 95104 1284 0.24 Pit Tucari Oeste abr-06 1.7 Abr-2006-09 TOTAL GENERAL 372664 633530 233058 0.901 866587 18353 0.37 1.7 Fuente: Modelo de Bloques de DDH con la evaluación del mes de enero del 2006. Fuente Alternativo: Banco 5168 zonz Norte Dias Trabajados: 31 Mina TM m3 Material/dia 20436 12021 Celda 34000 Celdas/Mes 18.6 Celdas/dia 0.6.
Pad TM 20436
Desmonte TM Total Mina TM
7518
27954
Viajes Mineral
801
Recuperación: 75% Onzas Depositadas Viajes Desm. 295 Onzas Recuperadas kg/dia - Producción Mina kg/dia - Dpositadas en Pad
kg/dia - Recuperados
18353 13765 18.41 18.41 13.81
Notas: -El presente plan de minado Mensual se ha elaborado en base a los requerimientos de Gerencia: Finos y Tonelaje -Las leyes estan proyectadas de acuerdo al Modelo de Bloques de los DDH con la ultima evaluación 2006 -El cumplimiento del plan genera la optimización y control del minado, Optimización de costos y producción de finos. -Los poligonos de perforación y frentes de Carguío, están dados en la secuencia de minado, cualquier variación se debe coordinar entre los responsables de las áreas de Planeamiento,Geologia de Mina,Mina y Perforación/Voladura. -El llenado de celdas en el Pad, estan dadas en la secuencia de llenado mensual, cualquier variación se debe coordinar entre los responsables de las areas de Pad de Lixiviación,Planta y Planeamiento. -El plan se ha elaborado en base al plan anual y teniendo en cuenta una operación optimizada, mina debe prever las necesidades de camiones.
---------------------------Planeamiento
-----------------------------Operación Mina
------------------------Geologia Mina
-------------------Planta Mina
----------------------Superintendencia
125
Grafico Nº 2.2: Resumen de material Transportado por meses en el 2006.
Grafico Nº 2.3: Mineral en Onzas puestas en el Pad 2006.
