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• Diego Canales

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1. Introducción Este proyecto está referido a un método de explotación y a una labor minera en particular, el cual comprende tres etapas de avance: 1. Arranque de mineral (perforación y tronadura). 2. Manejo de minerales (carguío, reducción secundaria, traspaso, transporte y operaciones de apoyo). 3. Ventilación y drenaje. En el caso de este proyecto, corresponde al método de explotación denominado Block Caving. El primer avance del proyecto, arranque de mineral, tiene relación con todas las operaciones asociadas a la perforación y tronadura, tanto en labores de desarrollo como producción de la faena. Se inicia el análisis definiendo el esquema del método de explotación que aplica a la mina, así como el nivel de producción a considerar, ritmo que corresponde a una etapa de avance de esta faena. También se ha considerado, tanto para avance como para producción, el cálculo de los diagramas de disparo, rendimientos de perforación, cantidad de equipos, factor de carga y estimación del número de personas, para finalizar con una estimación del costo unitario de la etapa. Las operaciones de manejo de minerales, como segunda parte del proyecto corresponden a todo lo relacionado con el carguío y transporte de mineral, desde los puntos de extracción en interior mina hasta la etapa de descarga hacia planta. La tercera etapa del análisis pertenece a la ventilación de la mina, ya que se requiere un buen sistema de ventilación en el nivel de producción y en el subnivel de control de tamaño. Debido a los gases de tronadura secundaria, accionamiento de los equipos diesel, personal trabajando, extracción de mineral. Para tales efectos, es necesario disponer de túneles y/o piques principales de inyección y extracción de aire, dotados de ventiladores axiales. El proceso finaliza estimando el costo unitario de la etapa de manejo de minerales.

1.1.

Objetivos del proyecto

1. Familiarizarse con datos de operación típicos en las diferentes operaciones unitarias. 2. Ser capaz de calcular flotas de equipos, rendimientos, productividades, etc. De diferentes equipos usados en las operaciones unitarias. 3. Entender el sistema de la operación minera como un conjunto, es decir, como un sistema continuo. 1.1.1. Objetivos específicos de la etapa de perforación y tronadura - Diseñar diagrama de disparo tanto de desarrollo como de producción. - Estimar flota de perforación y los componentes de la tronadura. - Calcular los costos de perforación y tronadura.

1.1.2. Objetivos específicos de carguío y transporte - Cálculo de la flota de carguío. - Cálculo de flota o dimensiones de sistema de transporte. - Dimensionamiento del sistema de traspaso. - Cálculo del costo de manejo de minerales. 1.1.3. Objetivos específicos de ventilación y drenaje - Diseño de circuito simplificado de ventilación (Vnet PC). - Cálculo de requerimientos de ventilación. - Determinar las pérdidas de carga por fricción y choque en las galerías, la pérdida de carga del sistema y la potencia requerida para producir flujo. - Cálculo de equipos de ventilación (cantidad, potencia, modelo). - Costos de ventilación. - Estimar requerimientos por concepto de drenaje.

1. Marco Teórico 1.1.

Perforación y Tronadura

En esta sección se presentarán las ecuaciones y metodologías de cálculo para los diagramas de disparos para la producción y el avance de las galerías de forma horizontal, además del cálculo para los rendimientos de perforación, el factor de carga y la estimación de los costos de la operación de perforación y tronadura. 1.1.4. Diagrama de Disparos de Avance en Galerías Las galerías se dividen en secciones según el siguiente esquema:

Figura 1: Diagrama de avance, con A: Rainura, B y C: Stoping o Caja, D: Contorno (Techo y Paredes), E: Zapatera.

Cabe destacar que cada sección será perforada y tronada según el diseño y los cálculos que vienen a continuación, ya que cada sección tendrá características únicas como diámetro de tiro, factor de carga, entre otras que serán explicadas posteriormente, ya que el efecto que se busca causar es diferente.

i.

Cálculo de Rainura

Para el cálculo de la Rainura se realiza mediante un tiro hueco inicial para generar una cara libre, y luego se diseñan los tiros cargados con explosivos de forma cuadrada según el siguiente diagrama:

Figura 2: Esquema de Diseño de Rainura.

En base a esto, primero se calcula el Burden (B1) y Espaciamiento (A1) del primer cuadrante y luego se va iterando, como veremos con las fórmulas a continuación. Profundidad del tiro (H)

Ecuación 1: Profundidad del tiro en [m].

Donde: Φh: Diámetro del tiro hueco. Avance Real (I)

Ecuación 2: Avance Real [m].

Burden (B) Ecuación 3: Burden 1 [m].

Donde, α1: Desviación angular [metros de desviación/metros de largo]. α2: Desviación collar [m].

Espaciamiento (A)

Ecuación 4: Espaciamiento 1 [m].

Factor de Carga Definido para el primer cuadrante como:

Ecuación 5: Factor de carga del primer cuadrante [kg/t].

Donde, d: Diámetro de un tiro normal [m]. c: Constante de Langefors = 0.4 [kg/m3]. Sanfo: Relación de explosivo con respecto al ANFO, que en este caso es 1.

Burden para los siguientes cuadrantes

Ecuación 6: Burden para el resto de los cuadrantes [m].

Donde, Φ: Diámetro de un tiro normal [m]. Y

Ecuación 7: Factores de carga para los demás cuadrantes [kg/t].

Espaciamiento para los siguientes cuadrantes

Ecuación 8: Espaciamiento para el resto de los cuadrantes [m].

Taco (T) Ecuación 9: Cálculo del taco [m].

ii.

Cálculo de la Zapatera

Burden Máximo (BMáximo)

Ecuación 10: Cálculo del Burden Máximo [m].

Ecuación 11: Parámetro c.

𝑙 = 𝜌𝑒𝑥𝑝 ∗

𝜋 𝑘𝑔 ∗ ∅2 [ ] 4 𝑚

Ecuación 12: Carga lineal de explosivos.

Donde, l: Factor de carga de zapatera [kg/m] ρexp: Densidad del explosivo utilizado [ton/m3] f: Factor de fricción (valor típico es 1.45). Número de Tiros

Ecuación 13: Número de tiros en la zapatera.

Donde, ϕ: Desviación del contorno de las perforaciones [rad]. Espaciamiento (S)

Ecuación 14: Espaciamiento entre tiros en la zapatera [m].

Carga de Fondo (Hb)

Ecuación 15: Carga de fondo [m].

Taco (T)

Ecuación 16: Taco en la zapatera [m].

Porción del tiro cargada Ecuación 17: Porción con carga del tiro [m].

Figura 3: Esquema de la porción con carga.

iii.

Cálculo del Techo

Espaciamiento (S)

Ecuación 18: Espaciamiento en el techo [m].

Ecuación 19: Relación Espaciamiento-Burden.

Carga lineal (l) Ecuación 20: Carga lineal [kg/m].

Número de Tiros

Ecuación 21: Número de tiros en el techo.

iv.

Cálculo de la Pared

Altura de Pared Efectiva (Heff)

Ecuación 22: Altura efectiva de la pared [m].

Burden Máximo (BMáximo)

Ecuación 23: Cálculo del Burden Máximo [m].

Ecuación 24: Parámetro c.

Donde, f = 1.2. S/B = 1.25. Número de Tiros

Ecuación 25: Número de tiros en la pared.

1.1.5. Diagrama de Disparos de Producción Para la creación del diseño de disparos radiales se utilizará el método AECI, para eso utilizaremos las siguientes ecuaciones: Ecuación 26: Cálculo de Burden en producción [m].

Ecuación 27: Factor de carga del explosivo.

Ecuación 28: Relación Burden-Espaciamiento.

Ecuación 29: Largo de columna cargada [m].

Donde, B: Burden [m]. S: Espaciamiento [m]. L: Largo de la columna explosiva [m]. Mc: Factor de carga lineal [kg/m]. H: Largo medio de perforación radial [m]. K: Factor de carga del explosivo [kg/m3]. D: Diámetro explosivo [m]. Los tacos de los tiros radiales se calculan según el siguiente esquema:

Figura 4: Diagrama de disparos radiales.

Donde las ecuaciones correspondientes a los tacos son:

Ecuación 30: Tacos para perforaciones radiales.

Y teniendo en cuenta las siguientes condiciones:

Ecuación 31: Condiciones para los tacos.

1.1.6. Rendimiento Para el cálculo de rendimientos es necesario establecer las siguientes definiciones: i.

Velocidad de Avance

En función de la dureza de la roca, se determina una velocidad de rotación para la perforadora, dada por la siguiente tabla: Tabla 1: Velocidad de rotación según resistencia de la roca.

Y con la siguiente fórmula se obtiene la velocidad de avance de la perforadora: 𝑚 𝐹𝑟𝑒𝑐𝑢𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑑𝑒 𝑅𝑜𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [𝑟𝑝𝑚] = 1,66 ∗ 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝐴𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 [ ] ℎ Ecuación 32: Velocidad de avance.

ii.

Tabla Asarco

Luego, para definir el rendimiento es necesario construir una tabla asarco, para obtener los factores operacionales. En el caso de este proyecto, esta tabla será: Tabla 2: Tabla Asarco.

24

Tiempo Cronológico

20

Tiempo Hábil Horas Operacionales Horas Operacionales Efectivas

12

Horas de Pérdidas Operacionales

16 4

Horas de Reserva

3

Horas de Mantención

1

Tiempo Inhábil

4

iii.

Rendimiento de la Perforadora 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 [

𝑚 𝑚 𝑚𝑖𝑛 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 ] = 𝑉𝑎 [ ] ∗ 𝐹𝑂 [ ] ∗ 𝑇𝐸 [ ]∗𝑓[ ] ∗ 𝐷𝑀 𝑑í𝑎 𝑚𝑖𝑛 ℎ𝑜𝑟𝑎 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 𝑑í𝑎 Ecuación 33: Rendimiento.

Donde, FO: Factor operacional. TE: Cantidad de horas trabajadas por turno. DM: Disponibilidad mecánica. f: Cantidad de turnos por día. Va: Velocidad de avance.

1.1.7. Flota de Perforadoras 𝑚 ] 𝑎ñ𝑜 𝑡 𝑅𝑖𝑡𝑚𝑜 𝑑𝑒 𝑃𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑐𝑖ó𝑛 [ ] ∗ 𝐿𝑎𝑟𝑔𝑜 𝑑𝑒 𝑃𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [𝑚] 𝑎ñ𝑜 = 𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑅𝑒𝑚𝑜𝑣𝑖𝑑𝑜 [𝑡]

𝑀𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑎 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑟 𝑒𝑛 𝑢𝑛 𝑎ñ𝑜 [

Ecuación 34: Metros a perforar por año.

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑛 𝑢𝑛 𝑎ñ𝑜 [

ℎ 𝑑í𝑎𝑠 ] = 360 [ ] ∗ 𝑈𝑇[%] ∗ 𝐹𝑂[%] 𝑎ñ𝑜 𝑎ñ𝑜

Ecuación 35: Tiempo efectivo por año.

𝑚 𝑎ñ𝑜 𝑀𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑎ñ𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑟𝑎 [ ] 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜 𝑚 ℎ = 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [ ] ∗ 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 [ ] ℎ 𝑎ñ𝑜 Ecuación 36: Metros a perforar por equipo.

𝑚 𝑀𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑎 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑟 𝑒𝑛 𝑢𝑛 𝑎ñ𝑜 [𝑎ñ𝑜] 𝑆𝑢𝑝 𝐹𝑙𝑜𝑡𝑎 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 = [ 𝑚 ] 𝑀𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑝𝑜 [ 𝑎ñ𝑜 ] 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜 Ecuación 37: Flota operacional.

𝐹𝑙𝑜𝑡𝑎 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 𝑆𝑢𝑝 𝐹𝑙𝑜𝑡𝑎 𝑃𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑑𝑜𝑟𝑎𝑠 = [ ] 𝐷𝑀 Ecuación 38: Flota de perforadoras.

1.1.8. Factor de Carga

Ecuación 39: Factor de Carga.

1.1.9. Kilos de Anfo a Utilizar

Ecuación 40: Kilos de Anfo.

1.2.

Carguío y Transporte

1.2.1. Determinar la producción requerida Los requerimientos de producción totales pueden verse afectados por una serie de factores externos al proyecto. Estos pueden incluir proyecciones de ventas, contratos, cantidad de reservas disponibles y otras operaciones de la compañía. En base a estos antecedentes se debe definir la cantidad total de mineral a producir. Requerimientos de producción se establecen, generalmente, para periodos de un año. La producción total anual debe entonces convertirse en tasas de producción diaria u horaria para cada operación. La tasa de producción de ciertas operaciones unitarias se verá afectada por variables como el porcentaje de recuperación y ley del mineral. Las tasas de producción de carguío y transporte deben considerar el mineral de interés, así como el estéril que es necesario remover para acceder a dicho mineral. 1.2.2. Determinar recorrido de transporte Equipos de base fija cargan en un punto y luego rotan en torno a su centro para descargar en otro punto. La máxima distancia horizontal sobre la cual un equipo puede cargar o botar el material se define como su alcance. La geometría del depósito a excavar es el factor primario para determinar el alcance requerido por el equipo. Los recorridos de transporte se refieren a las distancias y pendientes que deben recorrer equipos móviles. Tanto para las unidades de transporte como para aquellas que combinan el carguío con el transporte, hay cierta distancia que debe ser recorrida para llegar al punto de descarga. Sin embargo, esta distancia no es necesariamente una línea recta. En el caso de una mina subterránea, la configuración espacial de las excavaciones determinará la distancia total a recorrer, aunque esto también puede verse afectado por factores tales como la ventilación y la disponibilidad de energía eléctrica.

Ecuación 41: Tiempo de viaje vacío

Ecuación 42: Tiempo de viaje cargado

1.2.3. Calcular tiempo de ciclo El tiempo de ciclo para una operación unitaria puede dividirse en dos componentes principales. La primera componente la constituyen todas aquellas operaciones que tienen una duración relativamente constante de una aplicación a la próxima: virar, cambiar de posición, descargar y cargar. Valores estimados del tiempo necesario para realizar cada una de estas funciones pueden obtenerse generalmente de la documentación del fabricante del equipo. La componente variable del ciclo, está asociada con el tiempo de viaje para equipos móviles y con el tiempo de giro en el caso de equipos de base fija.

Ecuación 43: Tiempo de ciclo

1.2.4. Calcular capacidad La relación general entre tasa de producción, duración del ciclo y capacidad es bastante simple y puede establecerse como:

Ecuación 44: Capacidad del balde

Donde;

CLHD : Capacidad del LHD (ton) CBALDE : Capacidad de balde (m3) FLLENADO : Factor de llenado

ε: Factor de esponjamiento ρ : Densidad del material (ton/m3) El cálculo de la capacidad requerida es bastante directo cuando los requerimientos de producción han sido establecidos y se han estimado los tiempos de ciclo y los factores de eficiencia. Es importante recordar que los equipos están diseñados para manejar un cierto peso, por lo que en los cálculos finales se debe considerar la densidad del material, así como su esponjamiento, para asegurarse de que tiene la capacidad de manejar el material requerido.

1.2.5. Calcular el tamaño de la flota de equipos Hasta ahora, la discusión se ha centrado principalmente en la selección de un equipo específico de carga-transporte o en un equipo de carga asociado a otro de transporte, aunque en la realidad, se dispone de una flota de equipos que deben realizar esta labor (ya sea porque una unidad de carguío y una de transporte pueden no satisfacer los requerimientos de producción, o bien, porque no se quiere tener toda la producción dependiente de un solo equipo). La posible economía de escala que se realiza al tener un solo equipo de gran tamaño debe sopesarse respecto a la incertidumbre asociada a la disponibilidad de este equipo. Mientras una flota de equipos puede seguir trabajando si alguno de sus componentes no estuviera disponible por razones mecánicas, la producción debe esperar si el único equipo de carguío o transporte sufre algún imprevisto y debe detener su operación para solucionar un problema mecánico. Así, el número total de equipos necesarios para satisfacer una producción dada, puede calcularse en base a la disponibilidad.

Ecuación 45 : Ciclos por hora

Ecuación 46: Rendimiento

Ecuación 47: LHD´s operativos

Ecuación 48: Flota LHD´s

1.2.6. Correas Las cintas transportadoras permiten el traslado de material fragmentado y pueden ser utilizadas en la mina (resulta muy común encontrarlas en las plantas de procesamiento, una vez que el material ha sido reducido de tamaño). Los principales problemas de las correas para el transporte de material de mina es que éste generalmente incluirá colpas de gran tamaño que pueden dañar la correa o simplemente ser inmanejables para los sistemas de traspaso y carga. Otro problema es la poca flexibilidad que otorga al tener una posición fija en la mina. A pesar de ello, en casos donde el material extraído de la mina tiene una granulometría manejable, las cintas transportadoras ofrecen una alternativa económico y de buen rendimiento. i.

Dimensionamiento de correas transportadoras

Ancho [m] Ecuación 49: Ancho Correa

Donde: D100: Es el diámetro de la partícula más grande de la granulometría [m] Cabe notar que los valores posible del ancho son: 18”, 24”, 30”, 36”, 42”, 48” y 60”.

Velocidad Máxima [pies/min] Para calcular la velocidad máxima de la correa transportadora se hace uso de la siguiente tabla: Tabla 3: Velocidad Máxima Correa

Velocidad Real [pies/min] La velocidad real se aproxima como: V Real = Velocidad máxima – 50 Ecuación 41: Velocidad real.

Capacidad Correa [tc/h] Para la capacidad de correa hay que hacer uso de dos tablas, la primera indica el ángulo de acanalamiento del material según las características del mineral, luego se utiliza la segunda tabla para obtener la capacidad. Tabla 4: Ángulo de Acanalamiento y Sobrecarga

Tabla 5: Capacidad Correa

Esta capacidad está calculada para mineral con densidad aparente de 100

Esta capacidad está calculada para mineral con densidad aparente de 100 [lb/ft3] y velocidad de correa de 100 [ft/min], por lo que debe ser ajustada a la densidad aparente y velocidad presente un factor. Factor de Corrección

Ecuación 50: Factor de Corrección

Capacidad Efectiva [tc/h]

Ecuación 51: Capacidad Efectiva Correa

Número de Correas

Ecuación 52: Número de Correas

Potencia Motor [HP]

Ecuación 53: Potencia Motor Correa

Donde: Fx: Coeficiente adimensional que depende de la temperatura Lc: Largo correa [ft] W: Peso de partes móviles [lb/ft]

Tabla 7: Factor Fx

Tabla 8: Peso Partes Móviles Correa

Ecuación 53: Tensión para Mover Horizontalmente

Donde: Q: Peso del mineral [lb/ft]

Ecuación 54: Peso del Mineral

Ecuación 55: Tensión para Subir la Carga

Donde: H: Altura a subir/bajar [ft] Ecuación 57: Tensión Efectiva Ecuación 56 L Tensión por Roce

Ecuación 58: Potencia Motor Correa

Costos de Correa •Costos de Instalación: - Componentes mecánicos, estructura y construcción. - Preparación de terreno (16-32 [US$/m]). - Equipo eléctrico (15% costos correas). - Costos techo (2575-2950 [US$/m]) para condiciones extremas. •Costos de operación y mantención: - Costo mano de obra (~1 operador cada 800-1500 [m]). - Costo energía (potencia del motor). - Costo mantención y reparación (2-4% costo de inversión). - Además se tiene que para los costos de correa se utilizaron los siguientes gráficos en forma de referencia. •Estimación costos de instalación. •Estimación costo motor y accesorios.

Tabla 10: Tabla de costos de correas

Tabla 11: Tabla de costos de correas

1.2.7. Skips Para esta etapa, es necesario definir los parámetros de entrada; tales como: a: Tasa de Aceleración Skip [m/s2] r: Tasa de Desaceleración Skip [m/s2] Vmax: Velocidad máxima [m/s] Tcarga: Tiempo de carga Skip [s] Tdescarga: Tiempo descarga Skip [s] Luego se calcula el tiempo de ciclo con la siguiente formula:

Ecuación 59: Tiempo ciclo [s] del Skip.

A partir de ello, se calculan los ciclos por día:

Ecuación 60: Ciclos por día- Skip

La capacidad efectiva, es la capacidad real corregida por la densidad aparente en caso de estar en volumen y considerando el factor de llenado, todo esto dividido por el esponjamiento más uno esponjamiento valor aproximado del esponjamiento es 30%, finalmente la ecuación queda:

Ecuación 61: Capacidad efectiva- Skip

Donde: 𝜀: Esponjamiento Mineral [%] Luego se calcula el rendimiento teórico, en toneladas por día, que se tendría para cargar con un Skip. Ello, posteriormente, se debe corregir por la disponibilidad mecánica, utilización y factores operacionales.

Ecuación 62: Rendimiento Teórico- Skip

Ecuación 63: Rendimiento Real- Skip

Con esto, es posible calcular la flota de Skips necesarios, mediante la razón entre el ritmo de producción y el rendimiento real.

Ecuación 64: Flota –Skips

Para calcular la potencia del equipo es necesario calcular la carga del Skip la cual es:

Ecuación 65: Carga-Skip

El peso del Skip, para un tambor, se obtiene de la siguiente ecuación.

Ecuación 66: Peso-Skip

En relación al peso del cable, éste dependerá del largo del pique. Luego se tiene que: 5 𝑃(1 + ) 8 𝑥 1000, 𝑘𝑔 1370 − 𝐿𝑠 𝑊𝑐𝑎𝑏𝑙𝑒 [ ] = 5 𝑚 𝑃(1 + ) 8 { 𝐿𝑠 − 1 𝑥1000,

𝑠í 𝐿 < 1370[𝑚] 𝑠í 𝐿 > 1370 > [𝑚]

Ecuación 67: Peso Cable- Skips

Donde, Ls corresponde a un quinto del largo máximo del cable a ser suspendido y L corresponde a la distancia a recorrer por el Skip. Finalmente, la potencia del motor se calcula según la ecuación: 𝑓𝑡 × 2000 𝑚𝑖𝑛] 𝑘 × 33000 × 𝑛

𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎 (𝑡𝑜𝑛) × 𝑉 [ 𝐻𝑃 =

Ecuación 68: Potencia Motor- Skip

En dónde el valor de k se obtiene de la tabla. En cuanto al valor de n, éste corresponde a la eficiencia de la eficiencia de la máquina; pudiendo ser 0,9-0,8 o 0,75. A continuación se presenta la tabla para obtener k, para calcular la potencia en base de la profundidad que corresponde al largo de la cuerda L.

Tabla 12: Tabla de costos de skips.

A continuación se muestra el costo del motor en base a la profundidad en pies y la potencia en HP: Tabla 13: Tabla de costos del motor en base a profundidad.

1.3.

Ventilación y Drenaje

1.3.1. Sistema de Ventilación Una de las problemáticas que se estudiarán en este proyecto es el caudal de aire necesario para mantener de manera eficiente la producción de la mina, analizando los datos y encontrando la forma más adecuada de hacer llegar el aire desde la superficie hacia los frentes de trabajo. En un proyecto de ventilación, el análisis del flujo del Caudal (Q) está ligado principalmente a la cantidad de aire que los ventiladores harán fluir y a los problemas que pueden llegar afectar al personal, tales como la concentración de gases explosivos y tóxicos, polvo, altas ó bajas temperaturas, etc. Por lo tanto hay que cubrir éstas demandas y tomar en cuenta varios factores: i.

Caudal por cantidad de Aire a consumir.

El caudal que se requiere para consumo del personal. Se determina mediante la siguiente fórmula:

𝑸=𝑵∙𝒇 [

𝒎𝟑 ] 𝒎𝒊𝒏

Ecuación 69: Caudal requerido por personal.

dónde: 𝑓 = 𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑛𝑒𝑐𝑒𝑠𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑝𝑜𝑟 ℎ𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒. (𝐸𝑛 𝐶ℎ𝑖𝑙𝑒 𝑓 = 3 𝑚3 /𝑚𝑖𝑛. ) 𝑁 = 𝑁ú𝑚𝑒𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑠𝑜𝑛𝑎𝑠 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑎𝑛𝑑𝑜. ii.

Caudal de Aire para Mover.

En Chile la velocidad máxima permitida en galerías con circulación de personal es de 150m/min. Velocidad Mínima 𝑄𝑚𝑖𝑛 > 𝑉𝑚𝑖𝑛 ∙ 𝐴

Velocidad Máxima 𝑄𝑚𝑎𝑥 < 𝑉𝑚𝑎𝑥 ∙ 𝐴

iii.

Caudal según el equipo Diesel.

Con este caudal se determina la cantidad de aire necesaria para diluir un componente del gas de escape diesel y llegar a la concentración permisible. Se determina de la siguiente manera:

𝑸=

𝑽 ∙ 𝒄 𝒎𝟑 [ ] 𝒚 𝒎𝒊𝒏

Ecuación 70: Caudal requerido según equipo Diesel.

dónde: 𝑚3 ] 𝑚𝑖𝑛 𝑚3 𝑉 = 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑔𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑐𝑎𝑝𝑒 𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑝𝑜𝑟 𝑒𝑙 𝑚𝑜𝑡𝑜𝑟 [ ] 𝑚𝑖𝑛 𝑐 = 𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑑𝑒𝑙 𝑐𝑜𝑚𝑝𝑜𝑛𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑡ó𝑥𝑖𝑐𝑜, 𝑑𝑒𝑙 𝑔𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑐𝑎𝑝𝑒 (% 𝑒𝑛 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛) 𝑦 = 𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑚á𝑥𝑖𝑚𝑎, ℎ𝑖𝑔𝑖é𝑛𝑖𝑐𝑎𝑚𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑟𝑎, 𝑝𝑎𝑟𝑎 𝑒𝑙 𝑐𝑜𝑚𝑝𝑜𝑛𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑡ó𝑥𝑖𝑐𝑜 𝑠𝑒 𝑒𝑠𝑡á 𝑐𝑜𝑛𝑠𝑖𝑑𝑒𝑟𝑎𝑛𝑑𝑜 (% 𝑒𝑛 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛). 𝑄 = 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑛𝑒𝑐𝑒𝑠𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑝𝑎𝑟𝑎 𝑙𝑎 𝑣𝑒𝑛𝑡𝑖𝑙𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [

El máximo volumen calculado se multiplica por un factor de seguridad 2, para determinar el grado de ventilación segura en minas subterráneas. Cuando se trata de varias máquinas diesel trabajando simultáneamente, los requerimientos de cada máquina se manejan como una función acumulativa y se debe añadir a la ventilación necesaria para todos los demás elementos. Ahora, habiendo obtenido el caudal de aire necesario (Q), éste sufrirá pérdidas del 70 al 80% del volumen total, por lo que otro parámetro que hay que tomar en cuenta es el medio en la que circula el aire, analizando las diferentes condiciones para cada vía, galerías o caminos. Estas condiciones son estudiadas por el Teorema de Bernoulli – Teorema de Circulación Ideal que estableció el principio de conservación de energía, expresando que la altura de carga total de un fluido que circula por cualquier sistema se mantendrá constante siempre y cuando no ocurran pérdidas por rozamiento, compresión, incorporación o pérdidas de fluidos. Siendo la altura de carga igual a la suma de las alturas de cargas estáticas (altura de presión), cinética (alturas de velocidad) y de elevación (altura geodésica). 𝒉𝑻 = 𝒉𝒔 + 𝒉𝒗 + 𝒉𝒛 Ecuación 71: Altura de carga.

Reemplazando la altura de carga en función de las presiones en un lugar del movimiento del fluido, 𝒑𝑻 = 𝒑𝒔𝟏 + 𝒑𝒗𝟏 + 𝒑𝒛𝟏 Ecuación 72: Presión Total.

Considerando el movimiento del fluido dentro de un ducto donde hemos definido el punto "1" y determinamos otro punto "2", sin tener agregado ni pérdida de fluido en ese trayecto, Bernoulli dice:

𝒑𝒔𝟏 𝑽𝟐𝟏 𝒑𝒔𝟐 𝑽𝟐𝟐 + + 𝒁𝟏 = + 𝚽 𝟐𝒈 𝚽 𝟐𝒈 Ecuación 73: Diferencia de Bernoulli.

dónde: 𝑝𝑠1 𝑦 𝑝𝑠2 = 𝑝𝑟𝑒𝑠𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠 𝑒𝑠𝑡á𝑡𝑖𝑐𝑎 𝑒𝑛 𝑝𝑢𝑛𝑡𝑜 1 𝑦 2; 𝑉1 𝑦 𝑉2 = 𝑣𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑙 𝑓𝑙𝑢𝑖𝑑𝑜 𝑒𝑛 𝑝𝑢𝑛𝑡𝑜 1 𝑦 2; Φ = 𝑑𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑙 𝑎𝑖𝑟𝑒; 𝑔 = 𝑎𝑐𝑒𝑙𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑑𝑒 𝑔𝑟𝑎𝑣𝑒𝑑𝑎𝑑; 𝑍1 𝑦 𝑍2 = 𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 𝑔𝑒𝑜𝑑é𝑠𝑖𝑐𝑎 𝑑𝑒 𝑙𝑜𝑠 𝑝𝑢𝑛𝑡𝑜𝑠 1 𝑦 2. Al balance de este teorema se incluirá la pérdida de carga o pérdida de presión (H), ya que en una sistema ideal donde el punto 1 es el punto inicial y el punto 2 es el final, se debería tener que la sumatoria de las cargas en estos puntos debe ser las misma, pero en la realidad un flujo se mueve en un sistema real en el cual este sistema pondrá resistencias a su movimiento, generando pérdidas de energía causadas por las singularidades que encuentra en su recorrido, por las turbulencias que ellas provocan. Probablemente la sumatoria del punto 1 será mucho mayor que la sumatoria del punto 2. Estas pérdidas de carga son, básicamente, cuanto se está perdiendo en energía y cuanto se tiene que aplicar al sistema.

Luego, la ecuación de Bernoulli se transforma en: 𝒉𝒔𝟏 + 𝒉𝒄𝟏 + 𝒉𝒛𝟏 = 𝒉𝒔𝟐 + 𝒉𝒄𝟐 + 𝒉𝒛𝟐 + 𝑯 Ecuación 74: Transformación Bernoulli.

Es este término "H" el que nos interesa conocer y así entregar la energía equivalente que permita el movimiento del aire. Por lo tanto es de mayor importancia determinar la diferencia de presión entre dos puntos que la determinación de presión en ellos. Sabemos que el flujo de aire se origina porque existe una diferencia de presión entre dos puntos del sistema, para poder lograr esta diferencia es necesario agregar energía al sistema. Esta energía entonces, es consumida al superar las resistencias que los trabajos mineros ponen al paso de una cantidad determinada de aire. Estas resistencias originan entonces una caída o pérdida de presión que llamaremos "H" y está dada en [mm] de columna de agua o kg/m2. (Yañes) De acuerdo a lo anterior, las pérdidas de presión están formadas por dos componentes: pérdidas por fricción y pérdidas por choque.

𝑯 = 𝑯𝒇 + 𝑯𝒙 Ecuación 75: Pérdidas de Presión.

donde: 𝐻𝑓 = Pérdidas por fricción. Representan las pérdidas de presión en el flujo lineal a lo largo del ducto y es producida por el rozamiento del aire contra las paredes del ducto. 𝐻𝑥 = Pérdidas por choque. Representan las pérdidas por el choque originado por diferentes “accidentes” (cambio de área, bifurcaciones, uniones, obstrucciones, cambios de dirección, etcétera). De acuerdo a esto podemos calcular las diferentes resistencias o pérdidas de carga: 𝑯𝒇 =

𝜶 ∙ 𝑳𝒇 ∙ 𝑷 ∙ 𝑽𝟐 𝑨

Ecuación 76: Pérdidas de Carga.

donde: = Largo de la labor en m; A = Area de la labor en m2; P = Perímetro de la labor en m; V = Velocidad del aire en m/s; 𝐿𝑓

𝑘𝑔∙𝑠2

= Coeficiente de resistencias aerodinámica en [ = f *  / 8g f = Coeficiente de roce;  = Peso específico del aire en Kg/m3; g = Aceleración de gravedad en m/seg2.

𝑚4

];

Siendo que: 𝑽 = 𝑸/𝑨 𝑯𝒇 =

𝜶 ∙ 𝑳𝒇 ∙ 𝑷 ∙ 𝑸𝟐 𝑨𝟑

Ecuación 77: Pérdidas de carga en función de Caudal.

El flujo del aire lento se compone de movimientos separados y paralelos entre sí. Conforme se aumenta la velocidad estos flujos comienzan a mezclarse entre si formando un movimiento que se conoce como flujo turbulento. Re < 2000 = flujo laminar Re >2000 = transición Re ≥ 4000 = flujo turbulento

En ventilación de minas siempre tendremos un Re>4000, por lo tanto turbulento. Estos movimientos son estudiados mediante la siguiente función: 𝑹𝒆 =

𝑫∗𝑽 𝒗

Ecuación 78: Cálculo de Reynolds.

donde: D = dimensión fundamental del ducto (m) V = velocidad del fluido (m/s) v = viscosidad cinemática (m/s) Ahora, el coeficiente de resistencia  varía de acuerdo a Re, esta variación se hace insignificante a media que aumenta y asumiendo que en las labores mineras manejamos números Re altos, este coeficiente se considera constante. El coeficiente de resistencia es un valor muy importante en la evaluación de los factores en ventilación, para obtenerlo se debe recurrir a diferentes tablas que entregan este coeficiente (Tabla 1)

Tabla 14: Coeficiente de resistencia aerodinámico

Tipo de Galería

Irregularidades de la superficie

Valores básicos de α*10 Limpias

Obstrucción

Mínimo Promedio

19 29

Pequeña 29 38

Galerías enmaderadas

Máximo Mínimo Promedio Máximo Mínimo Promedio

38 57 105 133 152 181

48 67 114 143 162 190

67 86 133 162 190 209

Roca Ignea

Máximo Mínimo Promedio

200 171 279

209 181 285

220 200 304

Máximo

371

280

399

Superficie suave (forrada) Roca sedimentaria (carbón)

Moderada 48 57

Las pérdidas por choque son de origen local, producidas por “accidentes” dentro del circuito de ventilación 𝑯𝒙 =   V2   (mm de c.a. ó kg/m2) 2g Ecuación 79: Pérdidas de choque.

donde:  = coeficiente de resistencia local, e igual que  existen tablas que entregan estos valores. Una manera más precisa de calcular éstas pérdidas se consigue asimilando las pérdidas por choque en las pérdidas por fricción a través de los largos equivalentes. Porque mientras más larga sea la galería mayor será la pérdida por fricción, es decir; cuanto largo de la galería se representa en línea recta, que tan largo tendrá que ser para igualar esa pérdida de energía en ese codo.

El método para encontrar la fórmula que exprese los largos equivalentes es el de igualar las pérdidas por fricción con las pérdidas por choque: 𝑯𝒇 = 𝑯 𝒙 luego:

  𝑳𝒇 P  V2 A

=

  V2   2g

Asumiendo el largo 𝑳𝒇 igual al valor de largo equivalente 𝐿𝑒 y despejando: 𝑳𝒆 =     A (mm de c.a. ó kg/m2) 2gP Ecuación 80: Cálculo de Largo Equivalente.

Igual que para el coeficiente , para  existen varias tablas que entregan valores de acuerdo a la experiencia.

Tabla 15: Largos equivalentes de acuerdo al tipo de singularidad.

Tabla 16: Largos equivalentes de acuerdo al tipo de singularidad.

Tabla 17: Largos equivalentes de acuerdo al tipo de singularidad.

Tabla 18: Largos equivalentes de acuerdo al tipo de singularidad.

Considerando el reemplazo de 𝐻𝑥 por el largo equivalente. Se obtiene entonces, la fórmula para la caída de presión, siendo ésta la fórmula fundamental de ventilación:

H = (𝑳𝒇 + 𝑳𝒇 )P Q2 A3 Ecuación 81: Fórmula fundamental de Ventilación.

donde:

H = caída de presión (kg/m2) 𝑘𝑔∙𝑠2

 = coeficiente de resistencia aerodinámica [ 𝐿𝑓 = largo físico (m) 𝐿𝑒 = largo equivalente (m) A = área (m2) P = perímetro (m) Q = caudal (m3/s)

𝑚4

];

La facilidad o dificultad de ventilación de una labor depende del valor de "R". La resistencia puede reducirse disminuyendo el valor de "", el largo de la galería o el aumento del área. Tanto la disminución de "", como el aumento del área están supeditadas a limitaciones económicas y el largo de la galería, por lo tanto a la configuración del sistema. A continuación se muestra la tabla de fórmula fundamental de ventilación de minas dependiendo de los sistemas de unidades más comúnmente usadas.

Tabla 19: Fórmula Fundamental de ventilación de acuerdo a los sistemas de unidades más usados.

Parámetro H H R R  - ' - k

M.K.S. 𝑅 ∙ 𝑄2 Kg/m2 mm.c.a. (LP)/A3 k 9,806

Sistemas S.I. 𝑅 ∙ 𝑄2 Pascal N/m2 ('LP)/ A3 kg/m7 '

Inglés 𝑅 ∙ 𝑄2 Pulg. c.a. (kLP)/(5,2A3) Atkinson 1,85106 k

Habiendo determinado las resistencias se procede a determinar el tipo de ventilador que ayudará a mantener el flujo de aire requerido para la producción de la excavación minera. Existen fórmulas fundamentales que se deben considerar para determinar la potencia de los ventiladores: 𝑷𝒐𝒕 =

𝑸∙𝑯 𝟕𝟓 ∙ 𝜼 ∙ 𝑫𝑬 ∙ 𝑴𝑬

Ecuación 82: Cálculo de Potencia de Ventiladores.

Q H Pot  AHP BHP DE ME

= Caudal de aire en m3/s. = Presiones del circuito (presión estática) en mm.c.a. (Kg/m2). = Potencia del motor en HP. = Eficiencia del ventilador, según sea el tamaño, fabricación y el punto de trabajo del ventilador, su eficiencia varía normalmente entre 70 a 80%. = Potencia necesaria para mover el caudal Q en un circuito cuya depresión es "H", en HP. = Potencia al freno del ventilador, en HP. = Eficiencia de la transmisión, varía entre 90% para transmisión por poleas y correas, a 100% para transmisión directa. = Eficiencia del motor, varía entre 85 a 95%.

Existen diferentes tipos de ventiladores: ventiladores centrífugos radiales y ventiladores de flujo axial . Los ventiladores centrífugos radiales pueden generar presiones bastante más altas que un ventilador de flujo axial, por ellos muchas veces, se les prefiere en una ventilación auxiliar, su principal limitante es la forma de su carcaza. Ahora, con los ventiladores de flujo axial tienen poca capacidad de para producir presión respecto al ventilador radial, que se supera agregando más de una etapa, teniendo como inconveniente que se tiene que aumentar el largo entre las instalaciones. En el caso de los cálculos por medio del algoritmo de Hardy Cross, la fórmula de los ventiladores tendrá que colocarse con el signo contrario al que tenga la rama que lo contenga debido a que la caída de presión H de la galería se opone al movimiento del aire que es originado por el ventilador. 1.3.2. Sistema de Drenaje

Un sistema de drenaje tiene por objetivo proporcionar una recogida, transporte y vertido final de aguas de escorrentía superficial de modo que la integridad de los terrenos y las características de los cuerpos de agua receptores sean preservadas, garantizando el control de la erosión, la minimización de la colmatación y la conservación de la calidad física y química de los cuerpos de agua receptores. Pero, además, un sistema de drenaje debe ser capaz de funcionar satisfactoriamente todo el año y, particularmente, durante los periodos de lluvias intensas. La selección del Sistema de drenaje depende de los siguientes factores: A. B. C. D.

Geología e hidrogeología del área de explotación. Objetivos del desagüe. Su aprovechamiento. Método minero de explotación y su secuencia. Estudios de los costes.

En términos generales y desde muy distintos puntos de vista, es fácil comprender que las actividades mineras se encuentran muy estrechamente ligadas al agua: Como un problema a evitar, disminuir o corregir en la explotación. Como una necesidad de utilización del recurso para su aprovechamiento en la propia mina o fuera de ella.  

Uno de los puntos de partida de todo proyecto que contemple una excavación de cierta envergadura es, consecuentemente, empezar por llegar a alcanzar un profundo conocimiento de la realidad del entorno físico en el que se va a operar mediante la realización de los correspondientes estudios e investigaciones de tipo hidrológico e hidrogeológico y encaminados a permitir gestionar correctamente esa presencia de aguas de distinto origen. (Herrera, 2009) De acuerdo al análisis de la información, el flujo de agua recorre las calles de la mina por lo que el sistema de drenaje que se implementará será por canaletas que deben ser de cierto material y deben estar inclinadas a cierto ángulo para que por efecto de la gravedad produzcan el efecto deseado. Luego el líquido drenado es conducido en un punto específico de mayor hundimiento el cual es trasladado por ciertos tubos al colector. El sistema a utilizar es el de galería de drenaje un sistema muy caro pero que otorga la calidad y seguridad que permite implementar un procedimiento de drenaje que tiene baja probabilidad de fallar incluso en situaciones críticas. Se basa en la gravedad y tiene ventajas como: larga vida útil y gran capacidad de drenaje. Por lo general se requiere una inclinación de 1-2% para que por efecto de la gravedad los líquidos drenen. El sistema utilizará zanjas con relleno que son permeables y que además permitir el paso de camiones, maquinarias y personas al ser tapadas, en la siguiente figura se ilustra este método:

Figura 5: Zanjas con relleno permeable.

Por último del sistema de drenaje de la mina será conectado con tiros de drenaje que conducirán el líquido drenado hacia la piscina cuyas dimensiones dependerán de lo que se quiere juntar y el sistema de bomba a ocupar. A continuación se muestra una imagen donde se está construyendo la piscina o colector del drenaje y los tiros de drenaje.

Figura 6: Construcción de la piscina.

La piscina de recolección de los líquidos juntados por el drenaje por lo general se hace en profundidades menores al nivel freático del fondo de la explotación. Cabe recalcar que las piscinas o balsas recolectaran el fluido de toda la mina que incluirá no solo agua sino material disuelto, etc. Antes, se debe procede a calcular el caudal de líquido drenado para lo cual se requiere definir el área de interés de la zona drenada, el cual es el perímetro de las galerías sin la base (P) multiplicado por el largo equivalente de las calles (Le), finalmente este valor debe ser multiplicado por el factor del caudales de infiltración de cada zona (fz): 𝑳 𝑸𝑪𝑨𝑳𝑳𝑬𝑺 [ ] = 𝑷 ∙ 𝑳𝒆 ∙ 𝒇𝒛 𝒔 Ecuación 83: Caudal por drenar.

2. Antecedentes 2.1.

Antecedentes del Método de Explotación

El método de explotación por hundimiento por bloques (block caving) es un sistema de explotación de minería subterránea en que la extracción se realiza gracias a la fuerza de gravedad. Consiste en dividir el cuerpo mineralizado en bloques rectangulares y quebrar cada uno de estos en forma separada siguiendo una secuencia mediante explosivos colocados en su base. El mineral derrumbado se extrae a través de un sistema de zanjas recolectoras que son previamente excavadas, generando así nuevas condiciones de inestabilidad. El fenómeno continúa y el hundimiento de la columna se propaga, así sucesivamente hasta la superficie. El proceso termina cuando se ha extraído toda la columna mineralizada. En este método el mineral es fracturado por sí mismo, como resultado de la fuerza gravitacional que actúa sobre la roca; se requiere mínima perforación y voladura. Sus mejores condiciones de aplicación se dan en cuerpos tabulares o masivos con una proyección en planta suficiente para inducir el hundimiento de la roca. El cuerpo mineral debe tener un alto índice de fracturas, ser relativamente de baja competencia, para qué se hundan con facilidad, quebrándose en fragmentos de tamaño reducido ya que el hundimiento de ésta es a través del corte basal que va desde los 4 a 12m. Sin embargo, la tecnología disponible hoy en día permite también su aplicación en macizos rocosos que presentan alta resistencia a fragmentarse, éste último caso es el que aplica para el proyecto descrito en el presente informe, donde el UCS es de 170 [MPa], lo que se traduce en roca dura. Dependiendo de su extensión vertical, el cuerpo mineralizado puede ser explotado a partir de uno o de varios niveles de producción que se hunden sucesivamente en una secuencia descendente. Las alturas de columna entre los niveles pueden variar entre 40 a 300 metros. La productividad de este método varía desde los 12.000 a 48.000 toneladas por día, con una recuperación aproximada del 75%, teniendo una dilución del ≈20% y el costo por tonelada es de ≈17USD. La explotación de cualquier mina re realiza mediante un conjunto de actividades, las cuales se conocen como operaciones unitarias, que son necesarias para separar físicamente el mineral de la roca encajonante y transportarlos hasta las instalaciones de procesamiento. Dentro de estas operaciones se encuentran: ventilación, perforación, tronadura, carguío y transporte.

Figura 7: Esquema del método de explotación de hundimiento por bloques. Block Caving.

A continuación se definirá cada elemento o desarrollo de este método: Nivel de Producción (NP): Conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 15 a 30 m donde se realiza la operación de extracción del mineral según diversas modalidades. Incluye las correspondientes galerías de acceso o cruzadas de cabecera. Nivel de Hundimiento (NH): Conjunto de galerías paralela espaciadas entre 15 a 30 m a partir de las cuales se realiza la socavación de la columna mineralizada. Se ubica a una cota entre 7 a 20m sobre el nivel de producción. Incluye las correspondientes labores de acceso o galerías de cabecera. Embudos o zanjas recolectoras de mineral: Se trata de excavaciones que conectan el nivel de producción con el nivel de hundimiento, y que permiten o facilitan la extracción del mineral. Son importantes para el manejo de materiales. Piques de traspaso: son labores verticales o inclinadas que conectan el nivel de producción con el nivel de transporte. Nivel de transporte: conjunto de galerías paralelas espaciadad entre 60 a 120 m, donde llega el minel desde el nivel de producción. Ahí se carga por intermedio de buzones a un sistema de transporte (correas o carros) que lo conducen a las etapas de conminución. Subnivel de ventilación: conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 60 a 120 m, y los correspondientes cruzados de cabecea, ubicadas bajo el nivel de producción (15 a 30m) Es relevante mencionar que las galerías utilizadas en los niveles de producción y hundimiento son de 5.0 x 5.5 m2 de sección transversal.

2.2.

Operaciones Unitarias

Dentro de la producción de una mina existen diferentes operaciones unitarias indispensables para su producción, tales como: Perforación - Tronadura, Carguío - Transporte y Ventilación. Dentro de este informe se hondará en los detalles de cada una de éstas operaciones. El proceso extractivo de una faena minera consiste en la ejecución secuencial de dos operaciones básicas: arranque del mineral o excavación de la roca y manejo del material. Se denomina arranque al proceso de separar y/o arrancar físicamente los minerales o rocas de la corteza terrestre. Esta operación es la que da inicio al proceso productivo en una faena minera. Salvo algunas excepciones, en la gran mayoría de los casos esta operación se realiza haciendo detonar cargas explosivas emplazadas en huecos cilíndricos perforados en el macizo rocoso. Se distinguen por lo tanto dos sub-operaciones: Perforación y Tronadura La perforación es la operación que tiene por objetivo generar espacios en la roca para colocar el explosivo. La tronadura o voladura produce al interior de la roca una onda de compresión la que al reflejarse en la cara libre se transforma en una onda de tracción provocando el quiebre de la roca. La etapa de carguío y transporte corresponde a la extracción y desplazamiento del material previamente fragmentado de la frente de trabajo. Este material puede ser: • Mineral que será tratado en la planta. • Mineral de baja ley que será depositado en stock para su posterior tratamiento. • Lastre que se está removiendo para acceder al mineral (durante desarrollos, por ejemplo). Existe una serie de propiedades físicas que son relevantes para el manejo de materiales: • • • • • • • • • • • •

Abrasión Adhesión Cohesión Ángulo de reposo Compresibilidad Densidad del material Densidad de las partículas Friabilidad Contenido de humedad Tamaño de fragmentos Forma de fragmentos Razón de esponjamiento

El carguío y transporte queda definido por el requerimiento de producción, dado por el plan minero (ton/año). Distintas combinaciones de equipos y secuencias de operación pueden satisfacer el requerimiento de producción. Los principales factores en la definición de los equipos para realizar esta labor son: Capacidad de los equipos Tiempo requerido para completar un ciclo de operación

La utilización generalizada hoy en día de equipos cargadores diesel (LHD) para el manejo del mineral, exige disponer de una adecuada ventilación del Nivel de Producción. Para tal propósito, se utilizan las galerías de acceso o de cabecera ubicadas en los límites del caserón: el aire es inyectado por una de estas galerías y luego de recorrer el nivel es extraído por la otra.
Los subniveles de perforación se ventilan desviando parte del flujo de aire hacia las chimeneas o rampas de acceso a dichos subniveles.

Figura 8: Aplicaciones de perforación y voladura en minería por hundimiento por bloques.

2.3.

Consideraciones

Para el hundimiento de roca y el desarrollo de galerías se requieren equipos de perforación radial en el Nivel de Producción (NP) para la creación de bateas y también para las perforaciones en el Nivel de Hundimiento (NH) para hundir la roca. Para el caso del desarrollo de galerías en ambos se usarán equipos de perforación frontal para la creación de las zanjas. 2.3.1. Equipo de Perforación Horizontal La perforación horizontal, realizada para el desarrollo de la mina, será realizado por el equipo Boomer 282, de la empresa Atlas Copco.

Figura 9: Equipo de Perforación Frontal Boomer 282 (Perfil) con unidades en mm.

Figura 10: Equipo de Perforación Boomer 282 de frente, con unidades en mm.

El presente equipo cuenta con un diámetro de perforadora de 45 [mm], con un largo de tiro de entre 4.6 y 6.5 [m]. En cuanto al martillo del Boomer 282 se utilizara el COP 1638, fabricado por Atlas Copco, un equipo cuya potencia de impacto es de 16 [kW] y tiene un rango de agujero entre 33 y 76 [mm].

Figura 11: Martillo COP 1638.

2.3.2. Equipo de Perforación Radial Para los tiros radiales en la producción, se utilizará el equipo de perforación Simba ME7 C, también fabricado por Atlas Copco.

Figura 12: Equipo de perforación Simba ME7 C de perfil, con medidas en mm.

Figura 13: Equipo de perforación Simba ME7 C con los posibles ángulos de perforación, y con las medidas en mm.

Este equipo cuenta con un diámetro de perforación de entre 51 y 89 [mm], además de un largo de tiro de 6.4 [m]. El martillo correspondiente al Simba ME7 es el COP 1838 ME, fabricado por Atlas Copco, y cuya potencia de impacto corresponde a 18 [kW] con un rango de agujero entre 38 y 89 [mm].

Figura 14: Martillo COP 1838ME

2.3.3. Explosivos Los explosivos a usar serán los ANFO, los cuales son una mezcla elaborada a partir de nitrato de amonio prill y combustibles. No tienen resistencia al agua, y poseen una densidad igual a 780 [kg/m3], y además se considerará el SANFO como 1, debido a que se utilizará este explosivo.

2.3.4. Equipos de Transporte y Carguío Los equipos se clasifican según la función que pueden satisfacer. Es así como se distingue entre equipos de carguío, equipos de transporte y equipos mixtos. Los primeros realizan principalmente la labor de carga del material desde la frente de trabajo hacia un equipo de transporte que llevará el material a un determinado destino (planta, botadero, stock). Alternativamente, estos equipos de carguío pueden depositar directamente el material removido en un punto definido. Los equipos de carguío pueden separarse a su vez en unidades discretas de carguío, como es el caso de palas y cargadores, o bien, como equipos de carguío de flujo continuo, como es el caso de excavadores de balde que realizan una operación continua de extracción de material. Los equipos de transporte tienen por principal función desplazar el material extraído por el equipo de carguío hacia un punto de destino definido por el plan minero. Pueden tener un camino fijo como es el caso de trenes que requieren el tendido de líneas férreas, o bien pueden desplazarse libremente por cualquier camino, como es el caso de los camiones. Además, se pueden dividir en unidades discretas, como es el caso de camiones y trenes, o equipos de transporte de flujo continuo. En esta última categoría califican las correas transportadoras, las que pueden trasladar material de granulometría bastante gruesa dentro de la mina. Finalmente, se pueden definir los equipos mixtos, que pueden realizar en una sola operación el carguío y transporte del material. El equipo de mayor interés en esta categoría corresponde al LHD, que es una pala de bajo perfil para minería subterránea, que tiene autonomía para realizar eficientemente traslados de hasta 300 metros de material. A continuación se especifican los equipos a utilizar:

Figura 15: Equipo de carguío SANVICK LH625E.

Tabla 6: Características generales del LH625E.

Características Generales del Carguío SANDVICK LH517 Altura (m)

2,75

Ancho (m)

3

Longitud (m)

11,12

Capacidad Balde [m3]

10

Factor de Llenado

0,85

Densidad Roca [t/m3]

2,7

Esponjamiento

0,3

Velocidad cargado [km/h]

10,5

Velocidad descargado [km/h]

16

Ritmo de Producción [t/d]

15000

Para minería subterránea, existen los camiones de bajo perfil, que permiten su acceso y operación en galerías de sección reducida. El material es descargado de la tolva hacia atrás. Sus capacidades van de 8 a sobre 30 toneladas.

Figura 16: Equipo de trasnporte CAT AD55.

Tabla 7: Características Técnicas principales

Transporte CAT AD55 Altura (m)

3,2

Ancho (m)

3,35

Longitud (m)

11,5

Capacidad Balde [m3]

36,6

Velocidad cargado [km/h]

16,8

Velocidad descargado [km/h]

30,7

2.3.5. Equipos de ventilación Según el modelo creado, los equipos a utilizar son un ventilador centrífugo Serie Turbo R de Airtec como ventiladores principales, con una caída de presión de 15 [kPa], y ventiladores auxiliares axiales Serie VAF de Airtec con una capacidad de 0,75 [kPa].

Figura 17: Ventilador Centrífugo - Serie Turbo R –Airtec.

Figura 18: Ventilador Axial - Serie VAF-Airtec.

2.3.6. Equipos de drenaje Para el drenaje se utilizarán bombas Warman WBH, que permiten drenar hasta 3000 y hasta 75 [m].

[m3/h]

Figura 19: Bomba Warman WBH 300.

3. Desarrollo 3.1.

Perforación y Tronadura

3.1.1. Diagrama de perforación y tronadura de producción y hundimiento Para el cálculo de los factores del diagrama de producción, se tomaron en cuenta los parámetros de la perforadora Simba ME7 C, los cuales eran un diámetro de perforación de 60 [mm] y el largo de los tiros será de 6.4 [m]. Además de esto se consideró el explosivo ANFO, el cual tiene una densidad de 780 [kg/m3] y un factor K de 1.2 [kg/m3]. Con estos datos, y utilizando las ecuaciones de la 26 a la 29, se obtuvieron los siguientes resultados: Tabla 8: Parámetros de producción y hundimiento.

B [m] S [m] Mc [kg/m] L [m]

1,072 1,393 2,205 5,200

Luego se procedió a calcular los distintos tacos a utilizar, que con el diámetro ya mencionado y las Ecuación 30 se llegó a: Tabla 9: Tacos en producción.

Tmín [m] Tmedio [m] Tmáx [m]

1,200 3,000 7,5

i.

Hundimiento Se propuso el siguiente diagrama de disparo de acuerdo a los parámetros obtenidos.

Figura 20: Diagrama de tiros de hundimiento

ii.

Producción

Para la producción se tuvo en consideración que el tiro hacia la esquina inferior de ambos lados tuviera un taco mínimo.

Figura 21: Diagrama de tiros de producción

3.1.2. Diagrama de perforación y tronadura de avance horizontal Para los cálculos del diagrama de avance horizontal, se tomó en cuenta los parámetros de la perforadora Boomer 282, la cual tiene un diámetro de perforación de 45 [mm], y un largo de tiro de 3.2 [m]. Se utilizó explosivo tipo ANFO, y para un mayor detalle de los valores utilizados, revisar la memoria de cálculo, donde estos están escritos explícitamente. Los resultados obtenidos para la rainura, techo, pared, zapatera y avance fueron los siguientes: Tabla 21: Diseño de la rainura.

Cuadrante 1 2 3 4

Rainura q [kg/m] 0,669 0,736 0,883 1,148

B [m] 0,173 0,278 0,464 0,723

A [m] 0,245 0,567 1,057 1,769

Tabla 22: Diseño del techo.

Techo S [m] B [m] N° Tiros

0,675 0,844 11

Tabla 23: Diseño de la pared.

Pared Bmáx [m] S [m] N° Tiros Heff [m]

0,423 0,529 8 2,919

Tabla 24: Diseño de la zapatera.

Zapatera Bmáx [m] N° Tiros S [m] Hb [m]

1,237 8 0,915 1,546

Tabla 25: Diseño del avance.

Avance Bmáx [m] S [m] Heff [m] Kilos Anfo [kg]

0,380 0,475 2,884 3,577

3.1.3. Rendimientos de Perforación Para el cálculo de los rendimientos de perforación, tanto para producción y avance horizontal, se trabajó con los siguientes supuestos operacionales y técnicos: Tabla 10 Datos técnicos para cálculo de equipos

Coef perdidas CRS Energia especifica [kgm/cm3] Area seccion transversal [cm2] F.O. Utilización DM

I.

0.7 0.8 18.72 28.26 0.75 0.8421 0.95

Producción y hundimiento

Dado el diámetro de perforación de 60 [mm] y teniendo en cuenta las características técnicas del equipo Simba ME7, se obtuvieron los siguientes resultados: Tabla 11 Rendimiento en producción y hundimiento

II.

potencia maquina [kgm/cm3]

97920

Velocidad de avance [m/mes]

55984.52

Rendimiento [m/mes]

39888.97

Avance horizontal

Con un diámetro de perforación de 60 [mm] y utilizando la perforadora Boomer 282, los resultados fueron: Tabla 12 Rendimiento en avance horizontal

Potencia maquina [kgm/cm3]

110160

Velocidad de avance [m/mes]

62982.59

Rendimiento [m/mes]

44875.10

3.1.4. Estimación del número de equipos de perforación Se impuso la necesidad de incorporar dos unidades de extracción por mes, es decir, la explotación de dos conjuntos comprendidos por cada batea y el material quebrado que se ubica sobre el nivel de hundimiento mensualmente. La estimación se basó en la cantidad de metros a perforar por hundimiento y producción y avance horizontal, de acuerdo a esto se obtuvieron los siguientes resultados: Tabla 13 flota de hundimiento

N° parada de tiros por zanja (x2)

14

N° tiros por zanja (x2)

602

Longitud total a perforar (todos los tiros por 2 zanjas) [m/mes]

1938.44

Numero perforadoras

1

Numero perforadoras solicitadas (1 adicional)

3

Debido a que las salidas de producción de las bateas se encuentran sobre las zanjas, se deben crear una zanja por cada unidad de extracción. Tabla 14 Flota de extracción

N tiros por batea Largo a perforar [m] Largo total a perforar requeridos (todos los tiros x 2 bateas) [m/mes]

16 70.8 2265.6

Numero perforadoras

1

Numero perforadoras solicitadas (1 adicional)

3

Para mantener la operación en continuo, como sólo se tendría un equipo por operación que si falla detiene el proceso mina, se propone la compra de dos equipos de perforación radial y dos de perforación horizontal.

3.1.5. Factor de carga explosiva Utilizando la Ecuación 39 se calculó el factor de carga del explosivo Anfo, para esto se tomó en cuenta el diámetro y largo de la perforadora Boomer 282. Con esto, el factor de carga quedó como: Tabla 29: Factor de carga.

Masa Tronar [t] Masa Explosivo [kg] Factor de Carga [kg/t]

25,803 11,468 0,444

3.1.6. Estimación de la dotación de personal Para el personal necesario, se estimó que con un operario por perforadora sería suficiente para cubrir con las necesidades de la mina, esto es, un operador para el Boomer 282, y uno para cada Simba ME7 C. Además de considerar a una persona para supervisión de los turnos. 3.1.7. Costos de perforación y tronadura Luego de los cálculos de anteriores es posible calcular los costos por operaciones de desarrollo y producción, que son parte importante al momento de tomar una decisión en torno al proceso de perforación y tronadura. Se calculan consumos de aire, agua y energía asumiendo que los equipos operan de forma continua y considerando consumos de insumo en Chile al momento actual. Tabla 30: Costos Energéticos y de Agua.

Energia Chile [U$/KWh]

0,14

Costos de Agua Chile [U$/L]

0,00224

Tabla 31: Costo Capital Equipos.

Simba 1250 Boomer 282 Total

Costo Unitario [US$] $ 500.000,00 $ 470.000,00 $ 970.000,00

Cantidad 4 2 6

Costo Total [US$] $ 2.000.000,00 $ 940.000,00 $ 2.940.000,00

Tabla 32: Costos Operacionales por Equipo.

Costo de Energiá de Equipos

Consumo de Simba ME7 C

Horas al mes

Consumo de Agua [L/mes]

Consumo de Energiá [kWh/mes]

Consumo de Aire [L/mes]

Costo Mensual [USD]

454,74

81.853.200

8.186

8.185.320

184.497

Dado que se tiene un solo equipo de desarrollo posee un culatin y una copla con tres brazos, lo que da tres barras y tres bit.

Tabla 33: Costos Perforación de Desarrollo.

Costo Perforación de Desarrollo Ítem Cantidad Costo por parada [U$] Barras 3 507 Bit 45 mm 3 345 Culatin 1 912 Copla 1 162 Total [U$/ton] 1926

Dado que se tiene 2 equipos de producción se poseen dos culatines y dos coplas con un brazo, lo que da 2 barras y 2 bit de cada uno. Tabla 34: Costos Perforación de Producción.

Costo Perforación de Producción Ítem Cantidad Costo por parada [U$] Barras 2 338 Bit 71 mm 2 260 Bit 45 mm 2 230 Culatin 2 1824 Copla 2 324 Total [U$/ton] 2976

A continuación se procede a calcular el costo de explosivos y tronadura para lo cual se ocupó explosivo ANFO con un precio de 1,45 USD/Kg.

Tabla 35: Costos de Explosivos.

Costo Explosivos Tronadura Operación

Kg Explosivo

U$

Tonelada Roca

Producción y Desarrollo

10560

15312

24000

Costo [USD/kg]

0,638

3.2.

Carguío y Transporte

3.2.1. Elección y cálculo de flota Para el cálculo de la flota de carguío, se tomó en cuenta un ritmo de producción de 15000 [tpd], con esto se decidió utilizar equipos de carguío Sandvik LH625E, los cuales cuentan con una capacidad de balde de 10 [m3]. Los parámetros de entrada utilizados fueron los siguientes: Tabla 36: Datos de entrada para la flota de carguío.

Capacidad Balde [m3] Factor de Llenado Densidad Roca [t/m3] Esponjamiento Velocidad cargado [km/h] Velocidad descargado [km/h] Ritmo de Producción [t/d]

10 0,85 2,7 0,3 10,5 16 15000

Sumado a estos datos, se consideraron los siguientes tiempos de operación, para la flota de carguío, destacando que en el tiempo de maniobras se consideró las dos maniobras necesarias en el ciclo: Tabla 37: Tiempos en carguío.

Tiempos [min] Tiempo de carga Tiempo de descarga Tiempo de maniobras

1 0,5 2

Con las características de velocidad de los equipos, se procedió a calcular los tiempos de viaje. Para esto, se necesitó una distancia media a recorrer, la cual se calculó en base a dos distintas zonas del yacimiento, la zona A, que comprende de las calles 6 a la 10, y la zona B, de las calles 1 a la 5. Las distancias medias y los tiempos obtenidos fueron los siguientes: Tabla 38: Tiempos de viaje.

Distancia Máxima [m] Distancia Mínima [m] Distancia Media [m] Tiempo de viaje cargado [min] Tiempo de viaje descargado [min]

Zona A 270 160 215 1,23 0,81

Zona B 270 180 225 1,29 0,84

Utilizando la Ecuación 33, se llegó a una capacidad de balde de 17.7 [t], y con esto se procedió al dimensionamiento de la flota de carguío, tomando en cuenta el ritmo de producción dado y los tiempos de ciclo que se mostrarán a continuación:

Tabla 39: Dimensionamiento de flota de carguío.

Tciclo [min] Nc [ciclos/d] RLHD [t/d] NLHD Op

Zona A 5,5 260 2901 6

Zona B 5,6 256 2852 6

De aquí cabe destacar, que los equipos de carguío de la zona A, llevarán el material a una galería de transporte ubicada en la calle 9, y en tanto los equipos de la zona B, se moverán hasta la calle número 2, donde realizarán la misma acción. Para el transporte del mineral desde las zonas indicadas anteriormente y los piques de traspaso, se utilizarán camiones CAT AD55, los cuales cuentan con una capacidad de 36.6 [m 3] y que se dimensionarán de igual manera que la flota de carguío, esto es por las zonas indicadas anteriormente. Los datos de entrada utilizados y dados por el catálogo del equipo, fueron los siguientes: Tabla 40: Datos de entrada de la flota de transporte.

Capacidad Balde [m3] Velocidad cargado [km/h] Velocidad descargado [km/h]

36,6 16,8 30,7

Luego se determinaron los tiempos de ciclo de cada zona, para esto se consideró un tiempo de posicionamiento de 2 [min] en total. Para los tiempos de viaje, se tomó en cuenta las velocidades del equipo y las distancias a los dos piques. El primer pique de traspaso, estará ubicado a 260 [m] de la calle 9, y el segundo pique estará a 350 [m] de la calle 2, con esto, los tiempos de viaje quedaron como sigue: Tabla 41: Tiempos de viaje flota de transporte.

Distancia Media [m] Tiempo de viaje cargado [min] Tiempo de viaje descargado [min]

Zona A 260 0,93 0,51

Zona B 350 1,25 0,68

Con estos tiempos, y con los resultados obtenidos para la flota de carguío, se procedió a calcular los camiones para saturar las palas, obteniéndose el siguiente dimensionamiento: Tabla 42: Capacidad y baldadas por camión.

Ccamion [t] Baldadas para cargar

64,61 3

Tabla 43: Dimensionamiento flota de transporte.

Tciclo [min] Factor de Llenado Toneladas por Ciclo [t] Rendimiento [t/d] Número de Camiones

Zona A 4,94 81,97% 52,96 6,78 2

Zona B 5,43 81,97% 52,96 6,16 2

Con los resultados obtenidos en la Tabla 39 y Tabla 43, se llega a un total de 12 LHDs y 4 camiones, de los cuales son 10 LHD operacionales y 2 de repuesto, y 2 camiones operacionales y 2 de repuesto.

3.2.2. Ciclo de desarrollo horizontal Para el cálculo del desarrollo horizontal de la mina, se tomó en cuenta un explosivo tipo Anfo, y una roca dura. Los siguientes datos de entrada para determinar las distintas etapas de perforación y voladura: Tabla 44: Datos de entrada para el desarrollo horizontal.

σUCS [MPa] φh [m] φ [m] c [kg/m3] SAnfo H [m] Avance Real [m] Taco [m] α1 [m/m] α2 [m] s Carga Lineal [kg/m] ρExplosivo [kg/m3] γ [°]

150 0,102 0,045 0,4 1 3,218 3,057 0,45 0,01 0,03 0,84 1,241 780 3

Con estos datos de entrada, se procedió a calcular la rainura, zapatera, techo, pared y avance, los cuales dieron los siguientes resultados: Tabla 45: Rainura.

Cuadrante 1 2 3 4

Rainura q [kg/m] 0,669 0,736 0,883 1,148

B [m] 0,173 0,278 0,464 0,723

S [m] 0,245 0,567 1,057 1,769

Figura 22: Diagrama de la rainura.

Tabla 46: Zapatera.

Zapatera Bmáx [m] N° Tiros S [m] Hb [m] Carga Lineal [kg/m] ĉ [kg/m3] Hc [m]

1,237 8 0,915 1,546 1,241 0,453 1,222

Tabla 47: Techo.

Techo S [m] S/B B [m] N° Tiros Carga Lineal [kg/m3]

0,675 0,8 0,844 11 0,182

Tabla 48: Paredes.

Pared Bmáx [m] S/B S [m] N° Tiros Carga Lineal [kg/m3] ĉ [kg/m3] Heff [m]

0,423 1,25 0,529 8 0,182 0,549 2,919

Tabla 49: Avance.

Avance Bmáx [m] S/B S [m] Carga Lineal [kg/m3] ĉ [kg/m3] Heff [m] Kilos Anfo [kg]

0,380 1,25 0,475 0,182 0,565 2,884 3,577

Figura 23: Diagrama de avance.

3.2.3. Calles hacia los piques Debido a que los piques de traspaso están ubicados fuera del yacimiento, se tienen que construir calles hacia estos piques, por lo que tendrán un tiempo asociado y un costo determinado. Para esto se tomó en cuenta los siguientes datos iniciales: Tabla 50: Datos iniciales de la construcción de las calles.

Largo Perforación [m] Velocidad Perforación [m/h] Costo Perforación [USD/t] Área [m2]

2,88 30,12 1926 30,25

Con los siguientes datos se calculó el tiempo necesario y los costos asociados al tonelaje removido en cada calle, los cuales tienen distancias distintas. Se llegó a los resultados siguientes: Tabla 51: Tiempo y costos de la construcción de las calles.

Distancia a Perforar [m] Volumen a Remover [m3] Toneladas a Remover [t] Tiempo Requerido [h] Costo Perforación [USD]

Pique 1 260 7865 21235,5 8,63 $40.899.573

Pique 2 350 10587,5 28586,25 11,62 $55.057.118

El tiempo requerido indicado en la Tabla 51, es el tiempo de perforación en total, sin contar el proceso de cargado de explosivo, detonación, acuñamiento, limpiado, etc.

3.2.4. Selección y ubicación de chancadores Para la selección del chancador, se tomó en cuenta el ritmo de producción de 15000 [tpd] para determinar el flujo de entrada a los chancadores en [tc/h], además de la granulometría de entrada, la cual queda determinada por el tamaño medio de los fragmentos obtenidos en la etapa de perforación y voladura. Finalmente se consideró un índice de chancabilidad de 13 [kWh/tc], debido a que se tiene una roca dura con un UCS de 160 [MPa]. Con todo esto, los datos de entrada para dimensionar el chancador son: Tabla 52: Datos de entrada para el dimensionamiento del chancador.

F100 [cm] F80 [µm] P80 [µm] Wi [kWh/tc] Gs [t/h] F50 [cm] Eficiencia

26 220664,84 122000 13 568,18 15,62 90%

Tomando en cuenta un chancador giratorio, se obtuvo el siguiente chancador con las siguientes características: Tabla 53: Chancador giratorio.

Abertura [cm] Setting [cm] Potencia [kW] Potencia Motor [kW]

34,67 12,7 49,30 54,8

Debido a que el tamaño máximo es demasiado grande para una correa transportadora, se determinó que se necesitan dos chancadores giratorios, ubicado cada uno inmediatamente bajo cada pique de traspaso.

3.2.5. Nivel de transporte principal Es el nivel donde se realiza el carguío y posteriormente el transporte de mineral proveniente del nivel de acarreo hacia superficie. Este está compuesto por dos galerías de 5.0 x 5.5m, el cual corren desde las calles 9 y 2 hasta los piques de traspaso, ubicadas en el mapa de la labor minera en la Figura 10. En estas calles se tendrá un punto de vaciado generando la concentración del material, en el cual los equipos de carguío y transporte llevarán este material hasta los piques a llegar a un chancador, el cual trabajará la granulometría para poder transportar el material por correas hasta el Skip y de allí a superficie.

Figura 24: Mapa de la labor minera.

Las distancias recorridas desde el punto de vaciado de la calle 9 hacia el pique Norte es de 350m y desde el punto de vaciado de la calle 2 hacia el pique Sur es de 260m. En los puntos de vaciado o de transferencia de material, debido a las dimensiones de las galerías y equipos, se realizará un desquinche en el techo como se muestra en la Figura 11, ya que el levantar la pala de los equipos de carguío sería imposible sin esto. Esta zona se encuentra próxima a la descarga del punto de vaciado, facilitando los ciclos de traspaso de mineral. Este nivel de transporte principal, recorrerá en misma dirección que las calles hacia los piques, teniendo en la parte próxima al pique otra zona de desquinche en el techo.

Figura 25: Desquinche en el techo.

El material es retirado de las bateas, posteriormente es cargado y transportado por equipos LHD hasta los puntos de vaciado, aquí es donde se traspasa mediante palas y camiones a las estaciones de chancado por medio de piques de traspaso para ser conducido en correas transportadoras hasta el skip que llevará el material hasta superficie.

3.2.6. Correas transportadoras y skip El sistema de transporte que se empleará a partir de los chancadores rotatorios determinados con anterioridad, será por medio de correas transportadoras y por skips. Las correas transportadoras irán desde los chancadores hasta la planta que está ubicada a 4 km al norte del yacimiento. Al estar la planta a una cota 1000 msnm superior al yacimiento, se deberá elevar el material mediante skips para así llegar a la planta. Para el dimensionamiento de las correas transportadoras se utilizó como datos de entrada y supuestos los siguientes: Tabla 54: Datos de entrada para las correas transportadoras.

Ritmo de Producción [tpd] Largo Correa [m] Densidad Mineral [t/m3] F100 [cm] Angulo de Acanalamiento Ángulo de Sobrecarga Ángulo de Reposo Porosidad Densidad Aparente Tabla [lb/ft3] Velocidad Tabla [ft/min]

15000 4000 2,7 26 35 25 40 0,3 100 100

Con estos datos se obtuvo los siguientes resultados para las correas: Tabla 55: Dimensionamiento de correas transportadoras.

Ancho [m] Velocidad máxima [ft/min] Velocidad real [ft/min] Capacidad [tc/h] Factor de corrección Capacidad efectiva [tc/h] Número correas

36 450 400 318 5,49 1747 1

Tabla 56: Potencia de los motores.

Fx (>7.2°C) Largo correa [lb/ft] Peso partes móviles (W) [lb/ft] Peso mineral (Q) [lb/ft] Tensión para mover correa vacía (Tx) [lbf] Tensión para mover Hz. la carga (Ty) [lbf] Tensión por roce (Tr) [lbf] Tensión efectiva (Tef) [lbf] Eficiencia (%) Potencia motor [HP] Potencia motor [KW] Número de motores (500HP)

0,03 4000 38 57,24 4956,8 30036,6 2249,67 47243,07 85 674 502,8 2

Ubicadas a 4 [km] del yacimiento, estarán los skips que permitirán el traslado vertical del material, se utilizarán estos debido a la energía que se necesitaría para que una correa transportadora mueva mil metros de altura una cantidad de material. Para el dimensionamiento de estos skips, se utilizaron los siguientes datos de entrada y supuestos: Tabla 57: Datos de entrada para skips.

Largo [m] Tasa de Aceleración [m/s2] Tasa de Desaceleración [m/s2] Velocidad Máxima[m/s] Tiempo Carga [s] Tiempo Descarga[s] Capacidad Real [ton] Factor Llenado [%] Espaciamiento Dt [ft]

200 0,7 0,8 15 90 20 30 0,9 0,3 10

Dcable [pulg]

1

Con estos parámetros se obtuvieron los siguientes rendimientos, los cuales ayudarán a dimensionar la cantidad de skips a utilizar: Tabla 58: Rendimientos de skips.

Tciclo [s] Ciclos por día [ciclos/día] Capacidad efectiva [t] Rendimiento teórico, dos tambores [tpd] Rendimiento real, dos tambores [tpd]

196,76 439,12 20,77 18240,48 8171,74

Finalmente obteniéndose la cantidad de skips necesarios: Tabla 59: Dimensionamiento de skips.

Flota Tambores Carga (P) [lb] Wskip [lb] Wcable [lb] Potencia 1 Skip [HP]

2 2 77092,2 48182,62 236054173 6528,77

Con esto se ve que son necesarios dos skips para poder mover los 15000 [tpd] desde la mina hacia la planta de procesamiento.

3.2.7. Costos Los costos de capital utilizados en carguío y transporte son los siguientes: Tabla 15: Costos de capital de CyT.

Sandvik LH625 CAT AD55 Correas Skips Total

$ $ $ $ $

Costo Unitario [US$] 870.000,00 1.180.000,00 15.000.000,00 5.800.000,00 22.850.000,00

Cantidad 12 4 1 2 19

Costo Total [US$] $ 10.440.000,00 $ 4.720.000,00 $ 15.000.000,00 $ 11.600.000,00 $ 41.760.000,00

A continuación se presentan los costos operacionales de las operaciones de carguío y transporte: Tabla 16: Costos operacionales de CyT.

LHD Camiones Correas Skips Total

Costo [US$/t] $ 0,79 $ 0,51 $ 0,20 $ 0,25 $ 1,75

Costo Total [US$/año] $ 4.284.000 $ 2.736.000 $ 1.080.000 $ 1.332.000 $ 9.432.000

Finalmente, se presentarán los costos capitales y operacionales del chancador primario a utilizar: Tabla 17: Costos de capital del chancador.

Chancador Primario

Costo Unitario [US$] $ 2.100.000

Cantidad Costo Total [US$] 2 $ 4.200.000

Tabla 18: Costos operacionales del chancador.

Energía Operación Total

Costo [US$/t] $ 0,02 $ 0,42 $ 0,44

Costo Total [US$/año] $ 88.381,33 $ 2.266.666,67 $ 2.355.048,00

3.3.

Ventilación

A continuación se presentan los datos de perímetro y área de la galería, donde para efectos de simplificación se consideró el área como si fuera una galería cuadrada: Tabla 60: Dimensiones Galería.

Perímetro Área

22 [m] 30.25 [m2]

Además se consideró una densidad de aire de 1.2 [Kg/m3] y para el coeficiente de fricción, considerando que la galería estará enmaderada, con irregularidades en la superficie promedio y con un nivel de obstrucción moderado, se obtiene un K equivalente a 0.00209 [kg/m3] según la tabla adjunta del apunte de Yañes. Para el modelamiento del nivel de producción se considera que las zanjas no pasa aire, dejando solo las calles, y en cuento a las perdidas por choque, las singularidades fueron simplificadas como rectas para efectos de cálculos de resistencias, por lo que para el circuito se consideraron perdidas de choque por codos rectos y por uniones o derivaciones en forma de “T”. Para los codos rectos se utilizó un coeficiente de choque equivalente a 3.2 y para las singularidades de unión o derivación en “T” se utilizaron largos equivalentes según la siguiente tabla, considerando que es el equivalente a una galería de 4.5x4.5 [m]. El circuito ya montado en el software VnetPC se presenta a continuación:

Figura 26: Circuito Ventilación.

El nivel de inyección se implementó a nivel de la calle 8, mostrándose en la Figura 26 como el nodo 26, y el otro portal de inyección se puso en el nodo 22, y el nivel de extracción en la calle 10, ubicada en el nodo 24. En los portales de extracción se utilizó un ventilador principal en cada uno, y para suplir las faltas de aire se implementaron dos ventiladores auxiliares en los nodos 8 y 20. El portal de inyección de aire tiene una extensión de 1,5 [km], a 100 [m] de profundidad con respecto al nivel de producción, en cambio el portal de extracción tiene una extensión de 1,2 [km] y está ubicado a una profundidad de 200 [m] con respecto al nivel de producción, los cuales no se mostraron en la Figura 26 para que no se viese muy desordenada la figura.

3.3.1. Requerimientos de caudal Para la determinación del caudal necesario para la mina se debe determinar de acuerdo a la norma vigente según D.S. 132 y D.S. 594 y los cálculos respectivos son mostrados en la sección siguiente:       

Caudal requerido para personas Caudal requerido para dilución de gases Caudal requerido por temperatura Caudal requerido por polvo en suspensión Caudal requerido por producción Caudal requerido por explosivos Caudal requerido por los equipos Diésel

3.4.

Drenaje

Figura 27: Esquema de las dimensiones de la galería.

En la figura anterior se pueden notar las medidas del túnel seleccionado según las especificaciones que presenta el LHD a utilizar en la explotación, tomando en cuenta también las distancias de seguridad necesarias. Por lo que el perímetro a considerar en los cálculos será de 16 metros (recordar que no se considera el piso). Luego, se continúa calculando el largo equivalente de las calles. El proyecto consta con 10 calles horizontales y 2 verticales (límites del yacimiento). Pero, hay que recordar que existen dos zonas (A y B) las cuales tienen distintos caudales de infiltración. La zona B tiene 5 calles horizontales, todas de 160 metros de longitud, las cuales tienen una separación vertical de 34.64 metros entre ellas. Por lo tanto, la longitud equivalente de la zona B será de 938.56 metros. La zona A también constará de 5 calles separadas por 34.64 metros entre ellas, pero las longitudes horizontales de dos de ellas será de 140 metros, mientras que las tres restantes tendrán una longitud de 160 metros cada una. Luego, la zona A tiene una longitud equivalente de 933.2 metros.

Tabla 61: Caudales de Infiltración por Zona.

Zona A Zona B

Área (L*P) 15891.2 15017.0

Caudal 0.31 0,025

Caudal total 4928.1 (L/s) 375.4 (L/s)

Con el caudal total se procede a calcular el volumen de la piscina para ello se convierte [L/s] a [m3/s], por lo que se obtiene: Tabla 62: Volumen Total.

Volumen total [ m3]

9546.3

Luego se procede escoger las dimensiones de la piscina las cuales se presentan a continuación:

Figura 28: Dimensiones de la piscina.

Ya calculado el caudal total que debe ser drenado para el buen funcionamiento de la mina y teniendo las dimensiones de la piscina, es necesario encontrar la forma de expulsar toda el agua hacia la superficie para deshacerse de ella. Como corresponde a una mina profunda y el caudal a desechar es grande, es necesario instalar más de una bomba. Estas bombas deben ser capaces de soportar la corrosión y la abrasión, esto ya que es muy probable que el fluido contenga sólidos en suspensión que desgasten los revestimientos y el impulsor de la bomba. Es por esto, que se ha seleccionado la bomba Warman WBH 300 de Weir Minerals, que permite el transporte de flujos, lodos máximos de 3000 [m3/h] y para cabezas mayores a 75 metros. Por lo tanto, son necesarias 7 bombas en el nivel de la piscina las cuales estarán conectadas en paralelo. Además cada bomba estará conectada en serie con dos bombas más de manera de lograr el flujo de agua hasta la faena, lo que da un total de 21 bombas que operen a tiempo completo para poder drenar las aguas subterráneas innecesarias del yacimiento. Con un costo de US$600.000 cada una, la inversión total será de US$ 12.6 millones de dólares.

Luego al bomba opera con una potencia de 1810 HP o 1350 KW, lo que implica un costo diario de 32.400 KW por día, que corresponde a 11.826.000 KW por año cada bomba, luego para un proceso que requiere de 21 bombas el total de KW al año será de 248.346.000. El precio de KW está cercano a los $75 pesos, lo que implica un gasto de energía operacional de US$ 26.000.000 anuales en energía, esto sin tomar en cuenta mantenciones o repuestos necesarios para que las bombas trabajen efectivamente. Finalmente otras vías o salidas para el agua junto con las partículas que contiene podría ser recircularla y tratada para poder ser ocupada en las diferentes partes de la explotación minera o equipos como: jumbos material de fortificación, etc. También luego de ser recolectados los líquidos se podría tratar y volver a utilizar para otros fines mineros o no. También dado que el agua es producto del drenaje y no de las operaciones mineras dependiendo de su estado y si no es peligrosa tanto para el ambiente o personas se puede verter en alguien rio o napas subterráneas, etcétera. La piscina será colocada al nivel de la cota inferior, más un o dos metros para poder ocupar la gravedad, es decir, que el sistema de canaleta conducirán el agua hacia la piscina usando esta fuerza, además la piscina estará ubica en el lado derecho del plano, en la mitad de la zona A y B. Las bombas se colocaran alrededor de la piscina para que puedan bombear el agua hacia la superficie donde esta será conducida para los diferentes fines (tratarla, reutilizarla, etc.) A continuación se mostrarán los costos de las operaciones de ventilación y drenaje: Tabla 19: Costos capitales de ventilación y drenaje.

Ventilador 1 Ventilador 2 Bombas Total

$ $ $ $

Costo Unitario [US$] 93.400 329.900 600.000 1.023.300

Cantidad 1 1 21 23

Costo Total [US$] $ 93.400 $ 329.900 $ 12.600.000 $ 13.023.300

Tabla 20: Costos operacionales de ventilación y drenaje.

Costo [US$/t] Energía Ventiladores $ 0,3 Energía Bombas $ 0,1 Mantenciones $ 0,1 Total $ 0,5

Costo Total [US$/año] $ 1.620.000 $ 540.000 $ 540.000 $ 2.700.000

3.5.

Costos Totales

A continuación se mostrarán los costos de la operación como un todo, separando los costos capitales de los costos operacionales. 3.5.1. Costos Capitales Tabla 21: Costos capitales.

Costo Total [US$] Porcentaje Perforación y Tronadura $ 2.940.000 4,7% Carguío y Transporte $ 41.760.000 67,4% Ventilación $423.300 0,7% Drenaje $12.600.000 20,3% Chancador primario $4.200.000 6,8% TOTAL $ 61.923.300

COSTOS CAPITALES 7% 5% Perforación y Tronadura

20%

Carguío y Transporte Ventilación

1%

Drenaje 67%

Chancador primario

Figura 29: Gráfico de distribución de costos capitales.

3.5.2. Costos Operacionales Tabla 22: Costos Operacionales.

Perforación y Tronadura Carguío y Transporte Ventilación Drenaje Chancador primario TOTAL

Costo Total [US$/t] 0,93 1,75 0,3 0,2 0,44 3,62

Porcentaje 25,7% 48,3% 8,3% 5,5% 12,2%

COSTOS OPERACIONALES 12% 26%

6%

Perforación y Tronadura Carguío y Transporte

8%

Ventilación Drenaje Chancador primario 48%

Figura 30: Gráfico comparativo entre costos operacionales.

4. Análisis 4.1.

Perforación y Tronadura

4.1.1. Diagrama de perforación y tronadura de producción y hundimiento De la Tabla 3 y 4 se ve que los valores del burden y espaciamiento están dentro de los valores típicos en la minería subterránea, por lo tanto el diseño realizado es aceptable. Pero, se puede apreciar que el taco máximo no sería aplicable, ya que el largo de éste excede al largo de la perforadora, por lo que solo se usarán alternadamente los tacos mínimos y medios. 4.1.2. Diagrama de perforación y tronadura de avance horizontal Se ve de las tablas de la sección 4.2, que debido al mayor largo en el arco de las galerías, en el techo se necesitará la mayor cantidad de tiros de tronadura. También se ve que en la pared y el avance los tiros estarán más juntos, por lo que se necesitará un mayor factor de carga.

4.1.3. Rendimientos de Perforación En primer lugar, vemos que los factores operacionales, utilización y disponibilidad mecánica, calculados mediante la tabla Asarco que se planteó para este proyecto, están dentro de los rangos comunes estudiados en clase. Además que con el rendimiento, se perforan aproximadamente 39889 [m/mes] para el hundimiento y 44875 [m/mes] para el avance horizontal, lo que indica un rendimiento óptimo para las unidades de producción. 4.1.4. Estimación del número de equipos de perforación Por lo calculado en la sección 3.1.4, se llegó a que se necesitarán 2 perforadoras en total, pero esto es tomando en cuenta la disponibilidad mecánica, la cual no considera el tiempo de mantención. Debido a esto, se considerarán cuatro perforadoras más de repuesto en total, para así no tener pérdidas en la producción debido a la mantención de estas. 4.1.5. Factor de carga explosiva De la Tabla 29, se ve que el factor de carga de 0.44 [kg/t], es un valor bajo, el cual denota que no va a haber tanto explosivo por perforación, que además sumado a los tacos mostrados en la sección 5.1, no debiese haber problema con flyrocks o con daños debido a que se tiene una tronadura controlada y segura. 4.1.6. Estimación de la dotación de personal Como se indicó anteriormente, se necesitará un operador capacitado para cada equipo de perforación, y a pesar de que se agregarán dos perforadoras más, este número se mantendrá, ya que los otros equipos no serán utilizados durante la mantención, y no será necesario contar con más personal. 4.1.7. Costos de perforación y tronadura

4.2.

Carguío y Transporte

4.2.1. Elección y cálculo de flota Como se calculó en la sección 3.2.1, se llegó a que en total se operaría con un total de 10 LHD y 2 Camiones, además de contar con 2 LHD y 2 camiones de repuesto para evitar las pérdidas de producción y de esta manera cumplir con los requerimientos por calle tanto en en nivel de producción como las calles a los piques. 4.2.2. Ciclo de desarrollo horizontal

4.2.3. Calles hacia los piques Para la perforación de las calles para llegar a los piques, con los rendimientos de perforación y tomando en cuenta el volumen a remover, se obtuvo un total de 8.63 horas para hacer la calle al pique 1 y 11.62 horas para la calle al pique 2, esto solo considerando tiempo de perforación, lo que nos da un ritmo óptimo para la construcción de estos caminos. 4.2.4. Selección y ubicación de chancadores Dadas las especificaciones en la sección 3.2.4, se obtuvo que el chancador a utilizar tendría una abertura de 34.67 [cm] y un 12.7 setting de [cm], además de contar con una potencia de 49.3 [kW]. Además se precisó que se contará con dos chancadores, cada uno debajo de cada pique considerando que no se puede transportar material grueso en correas para que llegue al chancador o al skip. 4.2.5. Nivel de transporte principal En lo que respecta a transporte en el nivel de producción solo se contara con LHD para mover el mineral hasta los puntos de transferencia. Se determinó que en los puntos de cargado y transferencia de material a camiones, se realizara un desquinche con el fin de posibilitar al LHD para hacer las maniobras de cargado. Desde este punto hasta el pique se dejara la labor de transporte a los camiones en sus calles respectivas, de esta manera se tiene un transporte optimo y sin interferencias desde la extracción hasta el chanchado. Posteriormente el transporte queda basado en una correa que llevara el mineral hasta los skips, para luego subirlo a la planta. 4.2.6. Correas transportadoras y skip Para los requerimientos dados, se determinó que para mover el mineral hasta el skip se necesitaría una correa. Para el posterior transporte vertical hacia la planta se precisó que con un numero de dos skips funcionando se lograría mover el mineral de forma óptima y adecuada. 4.2.7. Costos Para este caso, se puede observar que el menor costo lo tiene el chancador debido a que el proceso de chancado para el mineral tratado no requiere de una faena extensa. Se tiene que el costo correspondiente a equipos de transporte equivale a 41270000 US$, siendo la correa el equipo más costoso y el cual se buscó minimizar en su utilización acotándolo a una sola correa.

4.3.

Ventilación y Drenaje

Para efectos de este nivel de producción se considerará ausencia de polvo en suspensión ni gases a diluir, tampoco tronadura ni explosivos, y tampoco caudal requerido por temperatura ya que no se considerarán temperaturas extremas. Por ende se buscará suplir el caudal mínimo necesario para suplir las necesidades de aire para persona y equipos diésel para efectos de esta primera instancia.

4.3.1. Caudal requerido por personas Considerando que para el nivel de producción se contará con un número de 13 persona en total, utilizando la ecuación 1 se obtiene que: 𝑄𝑝 = 0.65 [

𝑚3 ] 𝑠

4.3.2. Caudal requerido por equipos Diésel Como se explicó anteriormente, la elección del LHD para nuestra mina corresponde al TORO 0011 de Sandvik cuya potencia corresponde a 475 HP según proveedor. Para determinar el caudal requerido por LHD se utilizó la ecuación 2, entregando: 𝑄𝐿𝐻𝐷

𝑚3 = 23.75 [ ] 𝑠

Con estos datos, y considerando que el caudal mayor es el requerido por los LHD, solo se considerará este para cumplir con los requerimientos mínimos para el nivel de producción. 𝑚3 𝑄𝑚𝑖𝑛 = 23.75 [ ] 𝑠 Ya con estos datos se ingresan al software VnetPC entregando los siguientes resultados.

Tabla 23 Resultados por Branch

R [Ns 2/m8]

Q [m3/s]

P [Pa]

Air Power Loss [kW]

Costo [$/year]

1

0.00236

29.28

2

0.06

23

4

3

0.0004

100.43

4

0.4

156

3

6

5

0.0004

148.32

8.8

1.31

508

4

8

7

0.0004

275.71

30.4

8.38

3263

5

10

9

0.0004

538.94

116.2

62.62

24382

6

4

2

0.0002

29.28

0.2

0

0

7

6

4

0.0002

129.71

3.4

0.44

172

8

8

6

0.0002

278.03

15.5

4.31

1678

9

10

8

0.0002

553.74

61.3

33.94

13216

10

12

10

0.0002

1092.69

238.8

260.93

101590

11

1

3

0.00215

29.28

1.8

0.05

21

12

3

5

0.00008

129.71

1.3

0.17

66

13

5

7

0.00008

278.03

6.2

1.72

671

14

7

9

0.00008

553.74

24.5

13.57

5282

15

9

11

0.00008

1092.69

95.5

104.35

40628

16

12

11

0.00041

-779.99

-249.4

194.53

75737

17

13

14

0.00037

199.81

14.8

2.96

1151

18

18

17

0.00025

-211.69

-11.2

2.37

923

19

20

19

0.00025

-342.62

-29.3

10.04

3908

20

23

22

0.00232

-206.79

-99.2

20.51

7987

21

15

12

0.00215

312.7

210.2

65.73

25591

22

14

15

0.00017

312.7

16.6

5.19

2021

23

14

18

0.0002

-112.88

-2.5

0.28

110

24

18

21

0.00008

556.83

24.8

13.81

5376

25

21

20

0.00213

556.83

660.4

367.73

143170

26

20

23

0.0002

899.45

161.8

145.53

56660

27

22

19

0.00215

-206.79

-91.9

19

7399

28

19

16

0.00008

-549.41

-24.1

13.24

5155

29

16

17

0.00213

-549.41

-642.9

353.22

137519

30

13

17

0.00008

112.88

1

0.11

44

31

11

13

0.00008

312.7

7.8

2.44

950

32

24

18

0.00226

458.02

474.1

217.15

84543

33

25

17

0.00226

648.21

949.6

615.54

239650

34

24

25

0.00232

-458.02

-486.7

222.92

86790

35

26

25

0.00431

1106.24

5274.4

5834.75

2271664

36

23

27

0.00242

1106.24

2961.5

3276.13

1275507

37

27

28

0.00405

1106.24

4956.2

5482.75

2134616

Branch ID

From

To

1

2

2

Fan

F

F

4.3.3. Ventiladores Según el modelo creado, se requiere de un ventilador principal en la entrada de inyección y uno auxiliar con las siguientes especificaciones: 

Ventilador Principal Presión: 15 [kPa] Caudal: 1106.24 [m3/s] Potencia: 16593.6 [kW] Costo energético: 8075552 [$/año]

Figura 31: Ventilador Centrífugo - Serie Turbo R -Airtec



Ventilador Auxiliar Presión: 0.7 [kPa] Caudal: 1092.71 [m3/s] Potencia: 764.9 [kW] Costo energético: 372250 [$/año]

Figura 32: Ventilador Axial - Serie VAF-Airtec.

4.3.4. Energía Eléctrica consumida y Costos De la Tabla 11 se pueden ver tanto los consumos eléctricos y costos operacionales. De aquí se ve que el mayor consumo eléctrico y por lo tanto el mayor costo de operación está dado por el ramal 35, precisamente donde se ubica el ventilador principal, el cual consume 5.834,75 [kW] de potencia y con un costo total de 2.272.664 [$/Año]. Además, a este costo de operación hay que sumarle los costos operacionales de los ventiladores, dando un total de 10.720.466 [$/Año]. 4.3.5. Sistema de Drenaje El destino del agua dependerá de muchos factores tales como: su calidad, su necesidad en la mina y principalmente de los recursos económicos disponibles. Los caminos pueden ser muchos pero dado que el gasto de extraer todo el agua es altísimo conviene extraer una parte y dejar que la demás siga su camino natural que es hacia las napas subterráneas, esto por supuesto bajo el supuesto de que el agua no está contaminada o no se contamina es su paso por las instalaciones mineras cosa que se debería analizar más en profundidad, el agua recirculada podría ser ocupada para varios fines: equipos, maquinarias, procesos mineros, alguna comunidad que requiera de ella, etc.

5. Conclusiones Para iniciar la preparación de la mina se presenta el arranque de mineral: perforación y tronadura Esto es fundamental para los procesos posteriores debido a con éste se obtiene un tamaño medio que servirá de input para el procesamiento de minerales, ya que un resultad negativo en la granulometría produce un decaimiento en la producción anual. Para esto se diseñaron diagramas de disparo tanto para avance (galerías de acceso) como para producción (creación de bateas en el nivel de producción y hundimiento), teniendo como objetivo dos unidades al mes. Asociado a los cálculos obtenidos en los diagramas de disparo se obtuvo que, para cumplir con las 2 unidades de producción solicitadas mensualmente se utilizarán 2 equipos Boomer 282 de perforación frontal y 4 equipos Simba 1250 de perforación radial, estos cálculos se realizaron con los rendimientos de perforación de ambos equipos y metros barrenados necesarios para las operaciones. Los costos totales de esta etapa fueron de 0.93 US$/ton. Las operaciones de manejo de materiales, como segunda etapa en la explotación de un yacimiento incluye los costos asociados a 4 camiones, 12 LHDs, 1 correas, 2 skips y una correa, que llevan el mineral desde el NTP a la superficie. Para el cálculo de estos equipos se consideraron varios supuestos y consideraciones como los tiempos de carga y descarga, disponibilidad mecánica, factores operacionales, etc. Lo cual entregó un costo total de 1.75 US$/ton. Respecto a los costos de manejo de materiales, se puede notar que el mayor gasto son los LHD´s teniendo un gasto aproximado de 0.79 US$/ton, por lo cual debe ser el activo que mejor se debe utilizar, y en general, esta etapa en la explotación es la más cara del sistema minera. Para el desarrollo de una mina subterránea es fundamental aplicar un sistema de ventilación por el poco aire natural que circula en la mina, por lo que debe tener un buen diseño que cumpla con la legislación y que sea capaza de inyectar aire necesario y a la vez extraer polvos presentes, para proteger la salud del personal que trabaja y su buena productividad. Se requerirán 2 ventiladores principales y 2 ventiladores auxiliares debido a la lejanía de las primeras calles al sector de inyección de aire, lo que generaría un déficit de aire en esas calles, no cumpliendo con la cantidad mínima requerida para el funcionamiento de los LHD que son el requerimiento que domina en esta situación. Como costos operacionales se tiene 0.3 US$/ton. El sistema de drenaje es muy importante en muchos aspecto de la mina ya que el correcto funcionamiento de la mina dependerá en gran medida del buen sistema de drenaje, por lo que se diseña un sistema de recolección de agua. Sin embargo, el agua recuperada no será completamente pura, por lo cual en su totalidad no puede ser utilizada en los equipos mineros. Este sistema de drenaje funciona mediante canaletas en el piso de las galerías para su posterior almacenamiento en una piscina y de ahí podrá ser bombeado por medio de 21 bombas. Teniendo como resultado un costo operacional de 0.44 US$/ton Finalmente se obtiene un costo total mina de 3.62 US$/ton donde un 8.3% corresponde al costo total de ventilación, un 5.5% al drenaje, 25.7% al costo total de perforación y tronadura y un 48.3% al costo total de carguío y transporte, añadiendo 12.2% de chancadores primarios.