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PROYECTO MINERO “NOMBRE” – Reporte técnico acceso al yacimiento.

1 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

PROYECTO MINERO “NOMBRE” – Reporte técnico acceso al yacimiento.

INTRODUCCION Universidad de La Serena Facultad de Ingeniería Departamento de Ingeniería en Minas En el marco de la carrera de Ingeniería civil de minas, se tiene contemplado en el último semestre un ramo de Proyecto minería subterránea, el cuál sitúa a los estudiantes en un caso que se vivirá en la realidad en un tiempo muy próximo, donde se inicia con datos de entrada como producción, método de explotación y otras condiciones del proyecto. La tarea y objetivo final de los cuasi ingenieros, es desarrollar el proyecto con la mayor seriedad posible en cuanto a las series de pasos que se llevan a cabo para dar a luz un negocio rentable, considerando las normas legales, logísticas y de operación que se exigen, de modo que en definitiva se simule una realidad en el campo de la minería y se prepare a los estudiantes para enfrentar el prospero escenario que se avecina con los nuevos proyectos y en general con la fuerza minera que genera desarrollo para el país.

PROYECTO MINERO “NOMBRE” Reporte técnico acceso al yacimiento.

El presente informe contiene gran parte de lo que se debe considerar desde la creación en la mente, como proyecto, hasta la puesta en marcha “teórica” de nuestra mina, de modo que la continuidad y desarrollo del proyecto se planteará con el avanzar de las hojas, de acuerdo a lo decidido por el grupo. En un principio la incertidumbre y las dudas fueron inconmensurables y se vivió lo que el profesor comentaba en clases como el “sufrimiento” pensando en las soluciones, pero la investigación y el debate del grupo logró siempre llegar a una solución satisfactoria. En este informe, se plasman los resultados y las decisiones tomadas como grupo de trabajo, con los debidos fundamentos, pero no considerando todas las propuestas, lluvias de ideas, discusiones y momentos tensos ocurridos en la búsqueda para lograr la concepción de lo que a continuación se presenta, que se Juan Benavente Baghetti tiene la convicción que es lo mejor. Cristian Collao Lazo La forma de empezar, fue con el anhelo de crear valor desde elHéctor principio, por ello Geraldo Montero que aspectos como la localización del proyecto tiene un gran plus, a pesar de ser Jacob Piñones Rojas ficticio, pero el potencial de que sea cierto tampoco es menor. Por lo tanto, en Farias Osvaldo Ramírez cada parte del proyecto siempre se busca un equilibrio, razonamiento Claudioy Rozas Gallardo rentabilidad, considerando además cada etapa como una oportunidad pensar Héctor de Tapia Quilodran y trabajar en equipo. Curso: Proyecto Minería Subterránea Profesor: José Muñoz 2 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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OBJETIVOS GENERALES En las primeras clases se habló la importancia de agregar valor y la rentabilidad del negocio minero, por lo que esto es un objetivo que se debe alcanzar en los próximos años, por cada uno de los integrantes del grupo al desempeñarse en alguna compañía minera y donde este proyecto ayudará bastante para aprender cómo hacerlo. Por lo que el objetivo en este periodo, que se podría llamar a corto plazo, es aprender (a ser y hacer).

OBJETIVOS ESPECIFICOS Desenvolverse en las condiciones iniciales al proyecto, para optimizar la rentabilidad del negocio minero. Lograr la óptima infraestructura básica para el proyecto con método de explotación sublevel caving. Tomar decisiones en grupo y trabajar en equipo. Identificar principales problemas en el desarrollo y generar factibles soluciones, no descartando los posibles, propuestas y series de alternativas. Realizar análisis, comparaciones, pruebas, entre otros que permitan un correcto fundamento a las decisiones seleccionadas, creando criterio profesional. Considerar la mayor cantidad de detalle posible involucrado en la formación de un proyecto minero, tales como instalaciones y servicios, entre otras. Considerar en la totalidad el reglamento de seguridad minera, decreto 72 y ley 19.300 del medio ambiente.

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Resumen.Generalidades del yacimiento.Nacimiento del proyecto y contexto del entorno.En el comienzo del año 2012, visionarios estudiantes de Ingeniería civil de minas de la Universidad de La Serena desarrollaron una prospección financiada por la casa de estudios y han encontrado una alteración mineralogica de cobre en profundidad y cubierta por una extensa capa de esteril en las cercanias del campamento minero El Salvador, en donde el favorable desarrollo de las etapas de estudio, estimación y factibilidad permitirían, ahora a mitad de año del 2012, tener un gran proyecto que de un nuevo impulso de vida al campamento de El Salvador y sus alrededores. La vida util del yacimiento se ha proyectado en 10 años de producción de 150.000 toneladas mensuales (5.000 tpd) con el metodo Sublevel Caving. El cuerpo mineralizado se encuentra a 620 metros de profundidad y sus dimensiones estimadas son: Potencia de 60 metros, longitud vertical de 200 metros y 560 metros de ancho; por lo que se ha considerado un porfido cuprifero. En forma preliminar no existe presencia de agua.

Ubicación.El Yacimiento NOMBRE, perteneciente al denominado Distrito Minero Indio Muerto se ubica en la Tercera Región de Atacama, en la parte occidental de la precordillera andina, dentro de la provincia de Chañaral, comuna de Diego de almagro, entre las coordenadas geográficas y 26°19'1.12" Sur y Longitud 69°34'42.98" Oeste, a una altitud de acceso a la mina de 2.530 m.s.n.m. Se encuentra ubicado a 1000 km al Norte de Santiago, 120 km al Este de Chañaral y 8 km al sur de El Salvador cercana a la mina subterránea ya existente del sector. Topografía.La zona de El Salvador se localiza en el flanco occidental de la Cordillera de Domeyko. En este sector, las cumbres alcanzan alturas entre los 2000 y 3350 m.s.n.m. (Cerro Indio Muerto), formando cordones montañosos como el Cordón Los Amarillos y el Cordón Indio Muerto. Otras unidades montañosas de importancia son: Cerro Contreras, Cerro de la Antena, Sierra Miranda y Sierra Mantos Gruesos. La Falla Sierra Castillo separa estos cordones montañosos de la Cordillera de Domeyko.

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Fuente: Google Earth ® Geología.Mapa geológico del sector

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Fuente: Mapa geológico de chile: versión digital. Escala 1:1.000.000 MP1c: Mioceno Superior – Plioceno: Secuencias sedimentarias clásticas aluviales, coluviales o fluviales: conglomerados, areniscas y limonitas. Ks2c: Cretácico superior, Secuencias volcano sedimentarias continentales como rocas piroclásticasriolíticas, lavas andesíticas y traquíticas. Geología especifica.El sector posee una mineralogía general de rocas andesíticas, pórfido “Cucurel”, pórfido “Ivonne”, pórfido “Nancy”, latitas y pórfidos cuarcíferos. Andesitas: Son las rocas más antiguas del sector y se presenta intruida y cortada por cuerpos porfídicos subvolcánicos. Se puede presentar descolorada o de color blanqueada debido al proceso de alteración argílica que ha actuado sobre ella, manifestándose como una alteración destructiva sobreimpuesta debido a la actividad supérgena. Caracterizada por el reemplazo moderado de los feldespatos y minerales máficospreexistentes por caolinita, montmorillonita y sericita, ya que se encuentra delimitada por el Techo de Sulfatos, lo que a su vez le confiere una menor calidad geomecánica. 7 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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Andesita descolorada

Andesita

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador

Andesita de biotita: Petrográficamente corresponde a una roca de color gris oscuro y textura porfídica, compuesta por fenocristales de plagioclasa de forma euhedral a subhedral, hábito tabular y tamaño de 3 a4 mm., y biotitas negras a levemente verdosas. La masa fundamental está representada por abundante biotita finamente diseminada con débil alteración clorítica y microlitos de plagioclasas. Pórfido “Cucurel”: Esta roca corresponde a la primera intrusión de la serie de pórfidos granodioríticos del yacimiento. Petrográficamente se caracteriza por su textura equigranular, especialmente en áreas de fuerte alteración potásicosilicatada donde se observa un intercrecimientoanhedral constituido, principalmente, por feldespato potásico, cuarzo y biotita fina. En esta roca se localiza la mejor mineralización cuprífera del yacimiento. Los pórfidos más jóvenes “Ivonne” y “Nancy”, intruyen claramente al pórfido “Cucurel”. Pórfido “Cucurel”

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador Pórfido “Ivonne”: Claramente intruye al pórfido “Cucurel” y a la andesita, lo cual es evidenciado por los diques de pórfido “Ivonne”. Este pórfido se caracteriza 8 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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por su clara textura porfídica con fenocristales de plagioclasa comúnmente reemplazados a feldespato potásico aislados en una masa fundamental microgranular con abundante cuarzo y feldespato potásico o cuarzo y pertita. La mayoría de los afloramientos en la mina presentan una alteración moderada dentro de una fase silícico-potásica. Pórfido “Ivonne”

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador Pórfido “Nancy”: Comprende a un complejo de varias unidades intrusivas diferentes que se han incluido como una sola debido a que los posibles contactos son muy difíciles de reconocer. Este pórfido corta a los pórfidos “Cucurel” e “Ivonne” y es también más joven que gran parte de la alteración y mineralización de la zona central profunda del yacimiento. Su textura y composición varía en forma notable, sin embargo las variantes texturales se caracterizan por abundantes fenocristales de plagioclasa, biotita, hornblenda y localmente cuarzo. Estos están incluidos en una masa fundamental que contiene cuarzo, feldespato alcalino y biotita y/o hornblenda, siendo el cuarzo el constituyente principal. Pórfido “Nancy”

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador

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Pórfido Cuarcífero: Esta roca claramente corta a las andesitas y al pórfido “Cucurel”. Su forma geométrica de intrusión contrasta notablemente de los demás intrusivos granodioríticos del área, por su morfología de emplazamiento ya que estos presentan paredes subverticales. El mapeo de galerías subterráneas y sondajes han demostrado que estos cuerpos se limitan sólo a diques, centimétricos a métricos, por lo general de gran corrida en el rumbo y orientación NW y NE. Petrográficamente esta roca se caracteriza por la presencia de abundantes y grandes fenocristales de cuarzo y plagioclasa en una matriz silícea de grano fino. Todos los pórfidos cuarcíferos del área presentan una alteración de feldespato potásico-cuarzo-sericita-clorita moderada a fuerte. Porfido Cuarcífero

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador Latitas: Son diques de espesor 1 a5 m con rumbo noroeste. Se trata de estructuras postminerales que cortan prácticamente toda la secuencia de litología. Se distinguen por poseer fenocristales de plagioclasa, comúnmente alterados a feldespato alcalino, montmorillonita y calcita distribuidos en una masa fundamental formada por microlitos de plagioclasa sódica con feldespato potásico, cuarzo, anfíbol, magnetita e ilmenita intersticiales Latitas

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Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador Fallas: Las fallas son abundantes y se caracterizan por su continuidad y alteración. En general, en el marco del sector, la mayor frecuencia de fallamiento ocurre con orientaciones predominantes de NW-SE(lo podemos cambiar). En forma subordinada cortando a las unidades litológicas, se presenta un conjunto de fallas de dirección NE-SW y NS subverticales. Generalmente, estas fallas, presentan una salbanda de caolín hasta los niveles más profundos de la mina evidenciando una mayor permeabilidad de las soluciones supérgenas a través de ellas. También es común la presencia de abundante montmorillonita particularmente cuando están presentes en rocas relativamente frescas o en andesitas biotitizadas. Debido a su fuerte alteración asociada, estas estructuras condicionan sectores de gran debilidad, pero generalmente localizadas (fuera de la zona techo de sulfatos). Diques guijarros (pebble-Dikes): Corresponden a diques rellenos con material clástico. Su espesor varía entre menos de 1 cm hasta 2 m. Su continuidad en el rumbo alcanza entre algunos metros hasta más de 1 km y algunos de ellos tienen una continuidad vertical mayor a los 600 m bajo la superficie actual y orientación preferencial NNW a NS. La matriz de estas estructuras consiste de roca pulverizada y material de vetas preexistentes variando su tamaño desde partículas muy finas a un tamaño de arena gruesa y su abundancia en relación a los pebbles o guijarros es muy variable.

Diques guijarros (pebble-Dikes)

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Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador

Techo de sulfatos (TSO4): Se caracteriza físicamente a una roca de alta competencia que tiene una porosidad y permeabilidad prácticamente nula y en consecuencia forma una efectiva barrera a los flujos de aguas subterráneas, por lo tanto representa el límite donde los sulfatos, yeso y anhidrita sellan e impermeabilizan completamente la roca, aumentando con ello fuertemente la competencia geomecánica del macizo rocoso. Con el tiempo, sin embargo, las superficies superiores y externas de la zona de sulfatos fueron atacadas por aguas supérgenas provocando primero la hidratación de anhidrita a yeso y posteriormente la disolución del yeso, lixiviando tanto al calcio como al sulfato. La remoción supérgena de la anhidrita provoca en las rocas un fuerte incremento en la porosidad y una disminución en el peso específico, como también una marcada disminución en la competencia. Normalmente el Techo de Anhidrita, coincide con un cambio brusco del RQD > 85 % de la roca.

Techo de Sulfatos (TSO4)

Fuente: Manual Geología Subterráneo. Codelco división El Salvador

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Alteración: (Estabilidad de feldespatos plagioclasas y máficos de carácter magmático y su reemplazamiento por minerales de alteración secundarios). La alteración argílica corresponde a la que ocurre en la mina, mediante un reemplazo parcial o total de montmorillonita, caolinita (arcillas principales) y sericita sobre los feldespatos plagioclasas y máficos magmáticos y secundarios. Quedando la roca descolorada o de color blanco típico de esta alteración.

Parte legal medio ambiental De acuerdo a lo establecido a la ley 19.300, en el titulo primero, artículo n° 9, señala lo siguiente: Artículo 9. El titular de todo proyecto o actividad comprendido en el artículo 10 deberá presentar una Declaración de Impacto Ambiental o elaborar un Estudio de Impacto Ambiental, según corresponda. Aquéllos no comprendidos en dicho artículo podrán acogerse voluntariamente al sistema previsto en este párrafo. El articulo n° 10, en la letra i, señala que el proyecto minero que se desarrollará debe realizar un estudio de impacto ambiental, ya sea por cualquiera de las actividades susceptibles de causar un impacto al medio ambiente. Cumpliendo lo establecido, se procedió a elaborar el EIA, según lo determinado en el artículo n° 12, el cual debe contener: a) Una descripción del proyecto o actividad. b) La línea de base (detallar área de influencia antes de ejecutar el proyecto). c) Una descripción pormenorizada de aquellos efectos, características o circunstancias del artículo n° 11 que dan origen a la necesidad de efectuar un EIA. d) Una predicción y evaluación del impacto ambiental del proyecto o actividad, incluidas las eventuales situaciones de riesgo. e) Las medidas que se adoptarán para eliminar o minimizar los efectos adversos y las acciones de reparación que se realizarán. f) Un plan de seguimiento de las variables ambientales relevantes en el EIA. g) Un plan de cumplimiento de la legislación ambiental aplicable. Una vez finalizado el estudio de impacto ambiental, se presentó el documento a la unidad competente, el Servicio de evaluación Ambiental (SEA, ex CONAMA) con fecha 8 de abril del 2012 y se dio resolución aprobatoria dentro del plazo de los 120 días, con fecha 5 de agosto del presente año, de modo que califica ambientalmente el proyecto y se acompaña de los permisos o pronunciamientos ambientales otorgados por los organismos del Estado.

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Selección del método.Debido a la geometría y geomecánica presentada en la situación planteada se pretende explotar el cuerpo mediante el método de hundimiento SublevelCaving, esto se confirmara mediante la clasificación del macizo rocoso, la cual avala el método en su aplicación.

Clasificación geomecánica.Los resultados se los mapeos en la zona han entregado las siguientes características para los distintos tipos de roca presentes en el sector, principalmente los que afectan directamente a la explotación del yacimiento, comprendiéndose estos como roca techo, mena y roca piso Roca Techo.Ensayos a nivel de laboratorio y mapeos en la zona han entregado los siguientes parámetros para esta roca. Resistencia de la roca intacta

sci

50 MPa

Constante de Hoek-Brown

mi

8

Índice Geológico de Resistencia

GSI

35

Angulo de Fricción

’

13.87º

Cohesión

c’

0.97 MPa

Resistencia en compresión del macizo rocoso

scm

0.32 MPa

Resistencia en tracción del macizo rocoso

stm

-0.02 Mpa

Módulo de deformación

Em

1.8 GPa

Razón de Poisson

n

0.3

Bajo los parámetros obtenidos podemos decir que estamos en presencia de una roca de resistencia moderada a débil, lo cual facilita la aplicación del método sublevelcaving, ya que en esta zona es en donde se producirá el hundimiento, junto a la sobrecarga deben de hundir con facilidad, a medida que avanza la explotación con el fin de evitar problemas de control de terreno. Mena.La zona de mena o cuerpo mineralizado de interés presenta los siguientes parámetros obtenidos a nivel de laboratorio y mediante mapeos en la zona. Resistencia de la roca intacta

sci

100 MPa

Constante de Hoek-Brown

mi

12

Índice Geológico de Resistencia

GSI

65

Angulo de Fricción

’

30º

Cohesión

c’

4.9 MPa

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PROYECTO MINERO “NOMBRE” – Reporte técnico acceso al yacimiento. Resistencia en compresión del macizo rocoso

scm stm

16.9 MPa -0.33 MPa

Módulo de deformación

Em

1.4 GPa

Razón de Poisson

n

0.25

Resistencia en tracción del macizo rocoso

Bajo estos parámetros podemos decir que nos encontramos en presencia de una roca de buena calidad, lo que es favorable para la aplicación del método sublevelcaving, ya que esta roca tendrá que auto soportar los drift hasta que llegue el hundimiento. Roca Piso.Los parámetros obtenidos a nivel de laboratorio y mediante mapeos para esta zona presentan los siguientes resultados. Resistencia de la roca intacta

sci

150 MPa

Constante de Hoek-Brown

mi

25

Índice Geológico de Resistencia

GSI

85

Angulo de Fricción

’

49º

Cohesión

c’

17 MPa

Resistencia en compresión del macizo rocoso

scm

89.9 MPa

Resistencia en tracción del macizo rocoso

stm

-1.9 MPa

Módulo de deformación

Em

7.4 GPa

Razón de Poisson

n

0.2

Bajo estos parámetros podemos afirmar que nos encontramos en una zona de roca de buena calidad geotécnica, lo cual es favorable a la aplicación del método sublevelcaving, ya que en esta zona se construirá la rampa de acceso la cual debe durar durante toda la explotación. Es importante destacar que estos parámetros fueron obtenidos mediante la aplicación del software RocLab, considerando las propiedades de la roca intacta y una condición de tronadura con daños al macizo rocoso remanente.

Ubicación de instalaciones en superficie.Aquí debe ir la ubicación de las instalaciones, imágenes, ubicación de polvorines, caminos, botaderos, servicios y todo lo referente a la superficie. CHEO ft JUAN

“Artículo 95.- En las minas cuyo método de explotación pudiere generar hundimientos o cráteres que alcancen hasta la superficie y en que exista la posibilidad de que personas ajenas a la faena, o sin el conocimiento necesario, puedan transitar por la zona de hundimiento, se 15 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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deberán colocar barreras de protección y señalización para advertir el peligro existente en dicha zona, incluyendo toda la zona de posible subsidencia.” “Artículo 346.- En una mina subterránea, en caso de existir dos o más accesos principales paralelos comunicados a superficie, éstas deben quedar separadas por un macizo rocoso de no menos de veinte metros (20 m.) de espesor y de acuerdo con lo que determinen los cálculos de resistencia del material. Estos accesos no podrán salir al mismo recinto o construcción exterior.”. “Artículo 393.- Se prohíbe el emplazamiento de campamentos en proximidades de cauces de agua o sus afluentes, o en áreas con potencialidad de derrumbes y/o aluviones.”.

Diseño de rampa.Comparación entre los distintos diseños de rampas, además de un breve análisis de selección entre rampa o pique. CHEO

Selección de equipos.Análisis detallado de la selección de equipos, tanto carguío, transporte, perforación, tronadura, además de referencia a equipos de carga de combustible, agua, transporte de personal, etc.… ya que esa información debe ir detallada en los capítulos correspondientes, por ejemplo raiseborer en el capítulo de ventilación. Para realizar la selección de los equipos a ingresar en nuestra mina, a continuación se argumentará el criterio utilizado. En los camiones de gran capacidad de minería cielo abierto, los proveedores que dominan el mercado son Caterpillar y komatsu. Mientras que, en los equipos de minería subterránea, ya sea camiones bajo perfil y equipos LHD, las marcas referentes son Sandvik, Atlas Copco y en forma menor y creciendo en los últimos años Caterpillar. La investigación realizada a estas empresas, entregó lo siguiente. 

Sandvik es la empresa con mayor tradición y prestigio en minería subterránea, teniendo un respaldo de 150 años. Tiene una amplia gama de equipos que van desde exploración hasta chancado. Anexamente se tiene que los equipos son ensamblados en Chile y cuentan con equipos automatizados teledirigidos: automine.

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

Atlas Copco tiene 55 años en Chile. Posee una amplia gama de equipos y domina principalmente el área de la perforación. Las nuevas tecnologías desarrolladas han implementado automatización de equipos y la reducción en el consumo de combustible.



Finning, principal proveedor de Caterpillar en Sudamérica, es el último en ingresar fuertemente en la minería subterránea (año 1998), a pesar que su fuerte es en la minería cielo abierto, su enfoque en estos últimos años es la minería del futuro, es decir la minería subterránea, debido al cambio de algunas minas a subterránea (caso Chuquicamata) y los nuevos proyectos subterráneos, por lo que el fomento en esta forma de explotación ha aumentado en prioridad en la visión empresarial. Caterpillar en Chile, posee mayor participación con contratistas y últimamente adquirió la licitación de Codelco andina con algunos camiones de bajo perfil.

Para un análisis detallado y especifico del mercado en Chile, se tomará como referencia el estudio de equipamiento minero realizado por la revista de minería Chilena, versión 2010 - 2011. Aunque que hay que considerar que la participación del mercado de un año a otro varía mucho, en cuanto a cifras y porcentajes, sobre todo cuando coinciden los años de renovación de flotas, ya que es ahí cuando se realizan compras masivas de equipos y principalmente en forma esporádica.

El catastro entrega la siguiente información de utilidad para nuestro proyecto: Camiones bajo perfil Fuente: Catastro de equipamiento minero 2010-2011

LHD Fuente: Catastro de equipamiento minero 2010-2011 Jumbos de desarrollo

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Fuente: Catastro de equipamiento minero 2010-2011

Ahora bien, si tomamos de buena fuente esta referencia y la consideramos con el cierto grado de responsabilidad que merece, también el grupo tendrá su posición con respecto a la selección de equipos, la cual es que principalmente las cualidades de ellos se adapten a las necesidades del proyecto (y no al revés). De la forma que se seleccionarán los camiones, habrá dos criterios:  

Cantidad a extraer. Distancia a mover.

De acuerdo a ello, se realizó el siguiente análisis con equipos Caterpillar por contar con la mayor información para efectos de cálculo. Por medio de tablas Excel se compararon equipos, donde se prioriza obtener el menor tiempo de transporte en horas. Primeramente, se proyectaron las dimensiones mínimas de la labor de acuerdo a los equipos y con las capacidades de las alternativas, las cuales fueron AD30, AD 45 y AD 55. Luego se tomó un tramo promedio de distancias en las cuales se desplazaran los camiones, analizando además las pendientes posibles de 10 y 12 por ciento. Además se incorporó al análisis las velocidades desempañadas en subida y bajada, empleando un factor de rodadura del 2 por ciento. Finalmente se estimaron los tiempos totales en desplazamiento. Para la selección de camiones bajo perfil se obtuvo lo siguiente: Análisis: Labor y equipos AREA CAMI CAPACID PENDIEN LONGITU LABOR(m2 ON AD (t) TE (%) D (m) ) AD 30 15.129 10 6,200 30 AD 45 17.268 10 6,200 45 AD 55 20.765188 10 6,200 55 AD 30 15.129 12 5,167

VOLUMEN A EXTRAER (m3)

TON (2.7 DENSIDAD )

VIAJES

93,800

253,259

8,442.0

107,062

289,066

6,423.7

128,744

347,609

6,320.2

78,172

211,063

7,035.4

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PROYECTO MINERO “NOMBRE” – Reporte técnico acceso al yacimiento. 30 AD 45 AD 55

45

17.268

12

5,167

89,224

240,904

5,353.4

55

20.765188

12

5,167

107,294

289,693

5,267.1

Análisis: Pendiente y distancia

CAMION AD 30 AD 45 AD 55

CAPACIDAD (t) 30 45 55

PENDIENTE (%) 10 10 10

AD 30 AD 45 AD 55

30 45 55

12 12 12

LONGITUD (Km) LONG. SUBIDA (km) LONG. BAJADA (km) 3.1 3.1 3.1 3.1 3.1 3.1 2.6 2.6 2.6

2.6 2.6 2.6

Velocidades desempeñadas VELOCIDAD MAX CARGADO (km/h) Subida (10%+2%) Bajada (10%-2%) 8 12.5 12 17.5 13 20 Subida (12%+2%) Bajada (12%-2%) 7 10 11 15.5 11 16

CAMION AD 30 AD 45 AD 55 AD 30 AD 45 AD 55

Tiempos desempeñados en camiones CAMI CAPACIDA PENDIENT AREA ON D (t) E (%) LABOR(m2) AD 30 10 15.13 30 AD 45 10 17.29 45 AD 55 10 20.77 55 AD

30

12

15.13

LONGITUD *VIAJES 26,170.1 19,913.5 19,592.5 18,292.1

TIEMPO (horas) HORAS HORAS TOTA SUBIDA BAJADA L 5,364 3,271.27 2,093.61 .88 2,797 1,659.45 1,137.91 .37 2,486 1,507.12 979.63 .74 2,613.16

1,829.21

4,442

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PROYECTO MINERO “NOMBRE” – Reporte técnico acceso al yacimiento. 30 AD 45 AD 55

45

12

17.29

13,918.9

1,265.36

897.99

55

12

20.77

13,694.6

1,244.96

855.91

.38 2,16 3.35 2,100 .87

Fuente: elaboración propia

De este análisis hemos seleccionado el AD 45, debido principalmente, a la relación toneladas a extraer y los desplazamientos involucrados con las pendientes, donde de esto último resulta mejor emplear 12 por ciento, lo cual es un valor el cual está en el equilibrio de un rango aceptado por el equipo y los parámetros económicos que benefician al proyecto. Se desistió de elegir el AD 55, a pesar de su cercano valor al seleccionado, debido principalmente al área a extraer que involucra. Para el caso de los equipos LHD, el análisis fue similar. Se compararon tres equipos Caterpillar, R1600G, R1700G y R2900G de acuerdo a la capacidad de balde estándar más una versión mayor. Es conveniente indicar que acá se emplea la pendiente de 12 por ciento, porque ya se demostró su mejor factibilidad. La distancia promedio empleada en la rampa de acceso corresponde al tramo entre estocadas, considerada de acuerdo a un rango de mayor rendimiento del equipo, el cual se encuentra a 150 metros. Para la selección de LHD se obtuvo lo siguiente: Análisis equipos LHD: Capacidad de balde LHD

CAPAC. BALDE (m3) CAPAC. BALDE (y3) CAPAC.TON. PENDIENTE (%) 4.8 6.3 12.96 12 R1600G 5.9 7.7 15.93 12 5 6.5 13.5 12 R1700G 7.3 9.5 19.71 12 7.2 9.4 19.44 12 R2900G 8.9 11.6 24.03 12 Fuente: elaboración propia Análisis: Longitudes promedios y viajes LONGITUD PROMEDIO (Km) TON. A MOVER RAMPA (DE CURVA A CURVA) SUBIDA BAJADA VIAJES 0.150 0.150 8,417 649.5 20 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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0.150 0.150 0.150 0.150 0.150

0.150 0.150 0.150 0.150 0.150

8,417 8,417 8,417 8,417 8,417 Fuente: elaboración propia

528.4 623.5 427.1 433.0 350.3

Análisis: Velocidades desempeñadas LHD R1600G R1700G R2900G

Subida (12%+2%) 7 7 6.5 6.5 6.5 6.5

Bajada (12%-2%) 10.6 10.6 9.6 9.6 9.6 9.6

Fuente: elaboración propia

Análisis: Tiempos desempeñados

LHD R1600G R1700G R2900G

HORAS SUBIDA 13.92 11.32 14.39 9.86 9.99 8.08

TIEMPO (horas) HORAS BAJADA 9.19 7.48 9.74 6.67 6.77 5.47

TOTAL 23.11 18.80 24.13 16.53 16.76 13.56

Fuente: elaboración propia Los resultados obtenidos, entregan que a mayor capacidad de balde se mejoran los tiempos de viaje, de modo que por este factor el equipo sugerido a utilizar es el R2900G con la mayor capacidad de balde, optimizando 11 horas con respecto a los equipos que desempeñan más horas en operación. Si bien es un dato importante, al analizar el complemento con el camión AD 45, en cuanto a n° de paladas para llenado (cercano a un un° entero) y mayor eficiencia en los ciclos de carga, transporte y descarga, mejorando el índice de aprovechamiento del equipo 21 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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se ha seleccionado el LHD R1700G con balde de 5 m 3 (considerando que inicialmente para el acceso se trabajará con uno o dos camiones)

Comentarios finales de selección de equipos. De acuerdo a los requerimientos técnicos de nuestra mina y evaluando las empresas proveedoras disponibles, se decidió que los equipos camión bajo perfil y LHD irán por la línea Caterpillar, ya que durante la investigación concluimos lo siguiente: La ventaja que tienen los equipos Caterpillar con respecto a la competencia es que son 100% Caterpillar (todos los componentes son CAT), Es decir, facilitan la mantención y soporte técnico posterior. De los catálogos disponibles, permiten conocer más características de los equipos, en cuanto a curvas de desempeño o rendimiento y así realizar nuestras investigaciones para adecuarlas al proyecto. El prestigio de Caterpillar es reconocido en todo el mundo, por lo que se confía en que la decisión por elegirlos se respaldará.

Selección Jumbo (para desarrollo) La selección se desarrolló privilegiando cumplir con el diámetro de pozo; según la malla de perforación diseñada, dimensiones labor y que cumpla con el avance previsto por tronadura y por día. Se proyecta adicionar un jumbo más en el momento de hacer más desarrollo, además de la rampa principal. El jumbo seleccionado es Sandvik DD220L, el cual cuenta con dos brazos, que es adecua para la sección de nuestra labor (4.5 m * 5 m) e incluso tiene una pequeña holgura para nuestras operaciones, según literatura y experiencia consultada.

Geometría de rampa.CHEO

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Definición de la sección de la rampa, dimensiones, estocadas de carguío, tonelaje total a remover, volumen, etc.… esto complementa y reafirma decisiones por ejemplo de la ubicación y tamaño del botadero, equipos entre otros.

“Artículo 119.- El ancho útil de la labor por la cual transiten los vehículos será tal que deberá existir un espacio mínimo de cincuenta centímetros (0.50 m.), a cada costado del equipo y desde la parte mas elevada de la cabina hasta el techo de la labor. Cada treinta metros (30m), como máximo, se deberán disponer refugios adecuados debidamente identificados y señalizados. Distancias mayores a treinta metros (30m) podrán aplicarse siempre y cuando la sección de las galerías permitan espacios mayores a un (1.0) metro a cada costado del equipo. Condiciones diferentes a las señaladas en este artículo y en casos especiales, podrán ser autorizadas por el Servicio. El Servicio tendrá un plazo de treinta (30) días para responder la solicitud, desde la fecha de presentación de ella en la Oficina de Parte.”. “Artículo 125.- La pendiente máxima admitida para la operación de un equipo de transporte será la recomendada por el fabricante, no pudiendo sobrepasar la capacidad límite de diseño de la máquina.”. Dado los equipos seleccionados las dimensiones de la labor quedan definidas como se detallan a continuación.

Donde todas las dimensiones se expresan en metros.

Acceso al yacimiento.Análisis y fortificación puntual al portal de acceso al yacimiento, resguardos y generalidades.

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Para comenzar a realizar las obras de acceso al yacimiento es importante y necesario asegurar el portal de entrada al resto de las labores, es por ello que se deberá realizar un análisis de estabilidad en la zona, en este caso en la ladera, con el fin de detectar problemas antes de comenzar con los trabajos de perforación y tronadura propiamente tal. El fin es obtener un talud más o menos vertical desde el cual comenzar la construcción de la rampa. El perfil de la topografía donde se encontrara el acceso a la mina es el siguiente, además se representa en las imágenes el laboreo que se realizara para comenzar la construcción de la rampa.

Portal de acceso Corte y relleno Perfil de la topografía donde se ubicara la entrada al yacimiento. Los análisis de estabilidad realizados en zonas superficiales debilitadas, tanto por la erosión y fracturamiento, son realizados con la intensión de detectar posibles fallas planares, rotacionales, cuñas o volteo de estratos que puedan causar inminente peligro para el normal funcionamiento del portal de acceso, por lo tanto es necesario un reforzamiento tanto del portal mismo como de las zonas y taludes superiores que podrían verse afectados por los cambios de las condiciones de equilibrio iníciales.

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Zona de inestabilidad

La imagen muestra la zona donde se debe presentar principal atención en cuanto a la estabilidad, ya que es una zona debilitada y de gran riesgo de colapso. Es conveniente tener en cuenta ciertos aspectos sobre las condiciones para la ejecución del portal de entrada tomados del Manual del U.S Corp of Engineers: 

 



Se sitúan habitualmente tan cerca de la superficie de la ladera como sea posible con el fin de reducir los taludes de excavación. Por ello, el macizo rocoso es también el más superficial y, por lo tanto, el más alterado y meteorizado. La excavación del túnel puede afectar directamente la estabilidad de los taludes. Suelen ser lo primero que se ejecuta de la obra, de manera que es posible que los técnicos y demás personal aún no han tenido tiempo para adaptarse al trabajo de equipo. Por otra parte no se ha ganado experiencia alguna sobre lo que cabe esperar del comportamiento del terreno. Históricamente los portales de entrada resultan problemáticos y a menudo se presentan fallos debido a deficiencias del proyecto como a una errónea selección del sistema constructivo. Afortunadamente suponen una parte muy pequeña de la obra, de manera que se puede ser conservador y actuar del lado de la seguridad, sin que en general suponga un gasto significativo.

Debido a que la en superficie nos encontramos con un macizo rocoso alterado, es habitualmente recomendable contar con un recubrimiento mínimo de dos diámetros por encima de la clave (U.S. Corps of Engineers, 1978). En zonas de roca suficientemente sanas, es posible reducir esta montera hasta un diámetro (González de Vallejo, 1995).

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Debido a que nos encontramos en la roca techo, que es una roca de buena calidad, la zona de reforzamiento superior se considerara igual a dos diámetros de la excavación, es decir se tendrá un talud de desmonte de 10 metros. En zonas superiores se analizaron problemas de deslizamiento de cuñas y planos, identificándose una cuña de posible deslizamiento que se atacara con cables pretensados como se muestra en la figura.

La imagen muestra como se aplicaran cables del tipo Birdcage con planchuela de la empresa Jennmar.

Existen diversos sistemas para reforzar los portales de acceso, estos sistemas son diseñados con el fin de proporcionar sostenimiento integral en una de las zonas más débiles estructuralmente como son los portales de entrada. 

Corona de anclajes y soportes metálicos reforzados: son sistemas convencionales que consisten en el refuerzo de los taludes frontales del portal de entrada y sus alrededores a través de anclajes que proporcionan un confinamiento interno aportando la compresión necesaria por el principio de acción y reacción.



Soporte con paraguas de micropilotes: el paraguas está formado por micropilotes que trajaban a flexión y que instalados desde el frente del portal por perforación y solapados en radiaciones subhorizontales, forman en conjunto una estructura troncocónica en una inclinación que no excede una distancia de 2 m entre éste y la clave del túnel, con lo cual se limita en gran medida las deformaciones del macizo.

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El primer paso en la formación del portal por este método consiste en la perforación subhorizontal (5° a 15° ), cuyo interior se rellena con lechadas de cemento en los primeros 15m a 20m a través de un tubo de acero. Este método se denomina "Sistema Bernold". 

Aseguramiento de taludes frontales y laterales por medio de pantallas de micropilotes: la primera alternativa de aseguramiento por medio de este sistema consistiría en la pantalla clásica continua o de pilotes y la segunda en la pantalla con micropilotes. En esta solución los micropilotes desde la superficie del terreno, se perforan de forma vertical, ajustándose al diseño de los taludes frontales y laterales. El terreno juega un papel importante en la distancia entre micropilotes, los cuales se empotran en la superficie mediante una viga de hormigón que rigidiza monolíticamente el conjunto. La excavación del portal se ejecuta por fases con la protección de las pantallas de micropilotes ya construidas, instalando los anclajes que sean necesarios por el cálculo y repartiendo las fuerzas sobre toda el área de la pantalla de manera uniforme.

En este caso se utilizara principalmente el sistema Bernold, el cual se es un procedimiento para la entibación de túneles que permite colocar una bóveda de hormigón armado inmediatamente después de realizar la excavación. Dicha bóveda constituida por chapa-hormigón tiene una resistencia uniforme y prefijada quedando íntimamente unida al terreno. Para la aplicación del método son necesarios los siguientes elementos: 

Cerchas de montaje: Son perfiles de ala ancha, curvadas con el radio hormigonado y provistas de articulaciones para así poder desmontarse y transportarse hasta el frente. Están dimensionadas para resistir los esfuerzos hasta que el revestimiento de hormigón alcance toda su capacidad resistente.



Chapas tipo Bernold: Son chapas troqueladas, onduladas y curvadas que realizan la función de encofrado en el hormigón y de armadura del hormigón una vez que este ha fraguado. Se montan sobre las cerchas y se solapan unas con otras, entrelazándose con pernos. Cada chapa una vez montada tiene una superficie útil de 1 metro cuadrado.



Separadores para las cerchas: Fabricados en tubo con limitadores en los extremos para arriostrar longitudinalmente las cerchas. Estas llevan unas chapas preparadas para encajar los separadores en ellas.

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La imagen muestra en detalle los componentes del método. Procedimiento constructivo: Inmediatamente después de la excavación y desescombro se colocan de una a tres cerchas de montaje, dependiendo del avance. Comenzando por la base se colocan las chapas sobre las cerchas a ambos lados del túnel y se unen con pernos; simultáneamente se vierte el hormigón entre la chapa y la roca. El hormigón colocado se vibra hasta que comienze a salir por las ranuras de las chapas. Se suele utilizar un hormigón con 250/300Kg. de cemento y una relación agua/cemento de 0,4/0,5 con consistencia plástica dura. El tape frontal es perdido y se realiza normalmente con metal deplové o nervometal. Inmediatamente después de la operación de hormigonado comienza otro ciclo de excavación, limpieza y hormigonado. Una vez finalizado el revestimiento Bernold, este suele terminarse con una capa de homigon proyectado para que la chapa resulte un excelente soporte. Con este sistema se espera obtener una mayor seguridad, mejores rendimientos e incluso mejores costos.

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La imagen muestra un túnel construido mediante esta metodología.

Perforación y tronadura.CHESTER ft JUAN

“Artículo 568.- Todas las vías de acceso a la zona amagada deben estar protegidas con loros vivos (personas), perfectamente instruidos por el Supervisor. En casos debidamente justificados y reglamentados, se podrán utilizar loros físicos como "tapados", barreras y letreros prohibitivos. Los loros vivos deben ser colocados por el Supervisor, anotando su ubicación y nombre. Cuando se trate de una zona muy extensa, más de un Supervisor puede colocar los loros que resguarden la zona, pero cada uno de ellos debe reportar a un Supervisor general. Una vez efectuada la tronadura, el mismo Supervisor que los colocó deberá retirarlos.”.

PERFORACION Diámetros

Dth 

102 mm (diámetro cuele)

D  45 mm, diámetro del pozo cargado Rendimiento de Disparo (RD): 90%

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Labor Radio de curvatura: 2 m Sección túnel: 4.5 x 5 m Desviación angular: 0.01 Desviación empate: 0.02 Desviación Contorno: 3° (0,05 rad) α° = 34° β° = 113° Factores de Corrección por ubicación -

Corona: FCC = 0,9

-

Descargas: FCD = 0,8

-

Auxiliares: FCA = 0,8

-

Zapateras: FCZ= 0,7

Explosivos -

Iniciador amon –gel 60% densidad: 1,50 gr/cc.

-

Velocidad de Detonación :(VOD:4.700 m/s), Presión de Detonación del Explosivo ( P.D =83,0 K-bar)

-

Básico: Anfo, densidad: 0,80 grs/cc, VOD: 4000 m/s, P.D =32 k-bar

E: Potencia en peso del explosivo relativo al ANFO = 1,02 Roca -

Esfuerzo tensional o resistencia a la Tracción de la roca (D.T= ?? Mpa)

-

Factor de roca (c = 0,6 Kg/m3)

-

Factor de Tronabilidad (0,8) 30 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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Holmberg -

Diámetro pozo vacío

  Dth  n  0.102  2  0.144m n: es el número de tiros huecos a emplear en el cuele -

Profundidad del Barreno

H  0,15  34,1   39,4   2 = 4,249 m Ocuparemos para efecto del cálculo una barra de 4,2 m de largo. -

Avance de la Perforación Av =0,90∙H =3.824 m

Cuele básico paralelo

Se debe tener en cuenta que hay varios métodos para calcular el Cuele básico Paralelo una de ellas es:

Metodología Enaex -

Burden Rainura Br  k   = 1,7  0,144  0,245 m

-

Lado del Cuadrante de la Rainura:

WR  2  BR = 0,347 m 31 Departamento de Ing. en Minas-Facultad de Ingeniería-Universidad de La Serena

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-

Holmberg:

B  1,5Dth  1,5  0,102  0,153m F      H  0,020  0,010  4,249  0,062m

B1  B  F  0,153  0,062  0,10m

Nota: 1 % de B1 =0,001m