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Universidad de Chile Departamento de Ingeniería de Minas Apuntes: MI4070 Fundamentos de Tecnología Minera Profesor de
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- Nicolas Eduardo Moraga Faundez
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Universidad de Chile
Departamento de Ingeniería de Minas
Apuntes: MI4070 Fundamentos de Tecnología Minera
Profesor de Cátedra: Raúl Castro R.
Profesor Auxiliar Diego Olivares B.
Versión 1.2
Resumen Este documento corresponde a la segunda versión de la recopilación de los apuntes generados durante los últimos años para el curso MI4070, Fundamentos de Tecnología Minera. Se agradecen correcciones ([email protected]) y sugerencias respecto a contenidos que se pudiesen agregar. El material es de uso exclusivo de los alumnos del ramo, con nes netamente académicos. Las referencias serán agregadas posterioremente en una nueva versión. Cabe destacar que gran parte del apunte fue extraído de las publicaciones del ramo MI47A Perforación de tronadura del Profesor Jaime Chacón F. Este apunte fue basado en el trabajo realizado por Carolina Bahamondez, Lorena Burgos, Francisco Armijo, María Elena Valencia y los equipos docentes del ramo de semestres anteriores.
Índice general I
Introducción a sistemas mineros
1
1. Métodos de Explotación 1.1.
1.2.
1.3.
1.4.
1.5.
1.6.
3
Room and Pillar
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
5
1.1.1.
Principio
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
5
1.1.2.
Aplicación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
6
1.1.3.
Operaciones Unitarias
6
1.1.4.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
7
Sublevel Stoping
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
9
1.2.1.
Principio
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
9
1.2.2.
Aplicación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
10
1.2.3.
Operaciones unitarias
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
10
1.2.4.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
12
Shrinkage Stoping
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
13
1.3.1.
Principios . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
13
1.3.2.
Aplicación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
14
1.3.3.
Operaciones unitarias
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
14
1.3.4.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
15
Cut and Fill . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
17
1.4.1.
Principio
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
17
1.4.2.
Aplicación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
18
1.4.3.
Operaciones unitarias
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
18
1.4.4.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
19
Sub Level Caving . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
21
1.5.1.
Principios . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
21
1.5.2.
Operaciones Unitarias
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
22
1.5.3.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
22
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
24
1.6.1.
Block Caving
Principios . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
24
1.6.2.
Aplicación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
24
1.6.3.
Operaciones Unitarias
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
25
1.6.4.
Ventajas y desventajas . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
26
i
II
Fragmentación y arranque de rocas
27
2. Fundamentos de perforación y tronadura 2.1.
2.2.
Perforación
29
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
2.1.1.
Métodos de perforación
2.1.2.
Campos de aplicación
29
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
31
Tronadura . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
31
2.2.1.
33
Principios de fragmentación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
3. Diseño de diagramas de disparo 3.1. 3.2.
3.3.
3.4.
37
Principales componentes de un diagrama de disparo
. . . . . . . . . . . . . . . . . .
38
Diagramas para voladuras tipo banco . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
38
3.2.1.
Metodología de U. Langerfors . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
39
3.2.2.
Metodología de R. Ash . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
41
3.2.3.
Metodología de Hustrulid
42
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
42
3.3.1.
Diagramas en minería subterránea
Avance . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
43
3.3.2.
Tipo Banco . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
43
3.3.3.
Chimeneas VCR - Voladura tipo cráter . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
43
Modelos de predicción de fragmentación 3.4.1.
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
45
Modelo de Kuz-Ram . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
45
4. Cálculo de ciclos en perforación y tronadura 4.1. 4.2.
4.3.
El ciclo
49
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
Velocidad de avance
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
4.2.1.
Perforación de impacto en función de la dureza de la roca
4.2.2.
Perforación rotativa
49 50
. . . . . . . . . .
51
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
52
E ciencia en perforación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
58
4.3.1.
Factores inherentes al sistema de perforación
. . . . . . . . . . . . . . . . . .
58
4.3.2.
Factores ajenos al sistema de perforación . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
58
5. Accesorios e iniciación de tronadura 5.1.
29
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
61
Accesorios . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
61
5.1.1.
Guía corriente . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
61
5.1.2.
Guía conectora
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
62
5.1.3.
Guía detonante . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
62
5.1.4.
Detonadores . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
62
6. Estimación de costos
65
7. Problemas
67
7.1.
Balance de oxígeno . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
ii
67
III Carguío y transporte
71
8. Introducción
73
9. Carguío y transporte en minería subterránea
77
9.1.
9.2.
Operación de carguío . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
77
9.1.1.
Equipos de carguío . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
77
9.1.2.
Selección de equipos
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
79
9.1.3.
Rendimiento de un equipo . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
80
9.1.4.
Otros cálculos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
81
9.1.5.
Costos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
83
Operación de transporte . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
83
9.2.1. 9.3.
Alternativas de transporte . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
83
Sistemas de traspaso . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
108
10.Carguío y transporte en minería super cial
122
10.1.1. Equipos de carguío . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
122
10.2. Operación de transporte . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
127
11.Servicios mina
131
11.1. Equipos en servicios mina 11.1.1. Bulldozer
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
132
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
132
11.1.2. Wheeldozer . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
132
11.1.3. Motoniveladora . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
134
11.1.4. Cargadores Frontales de servicio
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
134
11.1.5. Compactadores . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
134
12.Problemas 12.1. LHD-camiones
137 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
12.2. Disponibilidad de camiones
137
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
142
12.3. Ferrocarriles . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
145
12.3.1. Ferrocarriles - Problema 1 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
145
12.3.2. Ferrocarriles - Problema 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
147
12.3.3. Ferrocarriles - Problema 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
147
12.4. Rendimiento de un Skip
IV
121
10.1. Operación de carguío . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
Ventilación y drenaje
148
153
13.Introducción
155 iii
14.Gases 14.1. Nitrógeno
157 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
14.2. Anhídrido carbónico
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
157 157
14.3. Monóxido de carbono . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
158
14.4. Acido sul drico . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
158
14.5. Anhídrido sulfuroso . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
158
14.6. Oxidos de nitrógeno 14.7. Gas grisú
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
159
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
159
15.Ventiladores
161
15.1. Ventiladores de ujo radial . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
161
15.2. Ventiladores de ujo axial
162
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
16.Requerimientos de caudal 16.1. Temperatura
163
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
16.2. Dilución de un contaminante 16.3. Desprendimiento de gases
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
16.4. Caudal según Personal interior mina
163 164 164
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
164
16.5. Caudal según la Temperatura . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
165
16.6. Caudal según polvo en suspensión . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
165
16.7. Caudal según producción mina
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
16.8. Caudal según consumo de explosivos
165
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
166
16.9. Caudal según equipos diésel . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
166
17.Fuente de emisión de gases
167
18.Caídas de presión
169
18.1. Pérdidas por fricción (Hf ) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
169
18.2. Pérdidas por choque (HX ) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
170
19.Circuitos de ventilación
173
19.1. Primera Ley de Kirchho
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
173
19.2. Segunda Ley de Kirchho
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
173
19.3. Unión en serie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
174
19.4. Unión en paralelo . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
174
20.Ventilación auxiliar
177
21.Ejercicios
179
21.1. Hardy Cross . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
iv
179
Parte I
Introducción a sistemas mineros
1
Capítulo 1
Métodos de Explotación Para introducir las ideas iniciales, se comenzará con una revisión a los métodos de explotación más comunes en la minería actual. Considerando de forma somera, se hará una revisión de los conceptos relacionados con las operaciones unitarias. Temas que se tratarán de forma detallada en las siguientes partes del presente apunte. Los métodos de explotación son la estrategia global que permite la excavación y extracción de un cuerpo mineralizado del modo técnico y económico más e ciente, que de ne los principios generales según los que se ejecutan las operaciones unitarias y los criterios respecto al tratamiento de las excavaciones que deja la extracción. El objetivo de la explotación de un yacimiento es la extracción de minerales sistemáticamente, de tal manera que su comercialización proporcione las ganancias esperadas. Existen diversos factores que in uyen en la elección del método de explotación, los más relevantes se describirán a continuación:
Condición espacial:
Se re ere a la elección de método de explotación por medio de rajo o subte-
rráneo, el cual afectan aspectos como la tasa de producción, manejo de material, diseño, entre ellos esta: Tamaño (alto y ancho). Forma del Yacimiento (masivo, irregular, tabular). Disposición (inclinación, manteo). Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga).
Condición Geológica:
Este factor debe analizarse para roca caja y mineral, pues afecta direc-
tamente la elección de método (selectivo o no selectivo), se deben considerar el requerimiento de drenaje o bombeo, mineralogía, composición química, estructura del depósito (discontinuidades, fallas, pliegues), planos de debilidad, uniformidad, alteración, presencia de agua entre otros.
3
4
Condición Geotécnica:
Determina el método a partir del soporte requerido, dado por las condi-
ciones geotécnicas como; propiedades elásticas, comportamiento plástico o visco elástico, condición de esfuerzos y propiedades físicas en general.
Condición Económica:
Es elemental a la hora de evaluar el éxito de un proyecto, afecta direc-
tamente la inversión, ujos de caja, retorno, bene cios. Se deben tener en cuenta las reservas, tasa de producción, vida de la mina y productividad.
Condición Tecnológica:
Se debe buscar la mejor combinación entre las condiciones naturales y el
método, como lo son; porcentaje de recuperación, dilución, selectividad, concentración o dispersión de frentes de trabajo, capital, mano de obra y mecanización, entre otros.
Condición Medioambiental:
Se deben considerar aspectos económicos, políticos y sociales del
lugar donde se realizará el proyecto. Además, se deben considerar los efectos que el proyecto tendrá hacia sus alrededores, con tal de controlarlos, por ejemplo: Control de excavaciones para mantener condiciones de seguridad. Subsidencia y efectos de super cie. Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad) Fuerza Laboral (contratos, seguridad social, calidad de vida, incentivos)
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
5
1.1. Room and Pillar Conocido también como Caserones y Pilares, y como su nombre lo indica, consiste en la explotación de caserones separados por pilares que sostienen el techo. En ocasiones la recuperación de pilares puede ser parcial o total, acompañada por hundimiento controlado del techo y puede realizarse junto a la explotación nal de la mina. Inicialmente el método se realizaba de forma irregular en cuanto a las dimensiones y distribución de caserones y pilares, desarrollándolas sobre el avance de la explotación. Actualmente, teniendo en cuenta las condiciones de mecanización y los adelantos en técnicas de reconocimiento, se ha podido realizar plani caciones de explotación, permitiendo distribuir y dimensionar previamente las unidades de explotación.
1.1.1.
Principio
El método consiste en realizar una excavación en el cuerpo mineralizado dejando pilares de mineral que cumplen la función de sostener el techo, el cual es generalmente estéril. Las dimensiones de caserones y pilares son función de la estabilidad del techo (menor o mayor concentración de roca sobrepuesta) y de la condición de esfuerzos (estabilidad de pilares), de igual manera del espesor del manto y de las características del terreno.
Figura 1.1: Esquema general Room and Pillar
Generalmente los pilares tienen una arreglo regular, el cual puede tener una sección circular, cuadrada o rectangular, en cuanto a los caserones pueden variar de rectangulares a cuadradas. El control de leyes es primordial en el diseño minero y de ventilación, resultando en un diseño ad-hoc, irregular con pilares de baja ley. Se puede trabajar a frente completa (full face slicing) de hasta 8 a 10 metros de espesor o por tajadas (múltiple slicing) de más de 10 metros de espesor.
MI4070 - Fundamentos de Tecnología Minera
6
1.1. ROOM AND PILLAR
1.1.2.
Aplicación
Ha sido altamente aplicado los últimos años, lo que se ha visto re ejado en distintas técnicas para su aplicación. Debido al bajo costo de su explotación, permite, en algún grado, una explotación moderadamente selectiva. Room and Pillar se recomienda en yacimientos que presentan un ángulo de manteo relativamente bajo, aunque puede usarse en manteos entre 30y 40, donde el mineral no puede caer por gravedad. La estructura o forma del yacimiento debe ser favorable a un desarrollo lateral de la explotación, como por ejemplo; mantos o yacimientos irregulares con gran desarrollo en el plano horizontal.
Parámetro Potencia
Aceptable
Óptimo
>1 metro
>3 metros
500 cm2
Fracturas de Techo
Baja
Muy Baja
Resistencia-Techo
>300
km cm2
>500
Cuadro 1.1: Síntesis aplicación Room and Pillar El método ha sido aplicado exitosamente en yacimientos con potencia de entre 40 y 60 metros, y generalmente se aplica en yacimientos de baja potencia, destacándose espesores de 2 a 20 metros. La recuperación del yacimiento varía de un caso a otro y se basa en la técnica empleada y grado de mecanización alcanzado. Habitualmente la recuperación varia entre 80 % y 90 %, y en ocasiones resulta necesario realizar un estudio sobre la recuperación de pilares. Se puede desarrollar de diversas maneras: Recuperación con hundimiento controlado de techo. Recuperación de Pilares en forma alternada. Recuperación parcial de pilares; por hundimiento controlado de techo, arrancar pilares en forma alternada o ambos.
1.1.3.
Operaciones Unitarias
Cuando el yacimiento tiene una inclinación signi cativa, donde se considere que las pendientes no son aptas parar el tránsito de equipos de encargados de manejo de minerales, se hace necesario el desarrollo de niveles horizontales para cumplir con los requerimientos de la mina, los que deben ser espaciados con cierta regularidad de acuerdo a la vertical y tienden a tener orientación según el rumbo del manto. Los desarrollos tienden a se mínimos cuando el cuerpo mineralizado tiene una baja inclinación respecto a la horizontal. Generalmente es posible usar como vía de acceso y transporte de mineral los mismos caserones ya explotados. En los dos casos expuestos, los niveles son comunicados mediante rampas, o piques de traspaso cortos, que cumplen la función de conducir material hasta un nivel de transporte principal ubicado bajo el manto.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
Perforación y Tronadura:
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Esta operación unitaria se desarrolla se manera similar a las reali-
zadas comúnmente para avances en túneles y galerías. El nivel de mecanización puede variar desde manual hasta jumbos de gran tamaño, lo que depende principalmente del espesor del manto el que determina el espacio disponible entre niveles. Cuando el cuerpo mineralizado cuenta con una potencia considerable, el arranque debe realizarse en dos etapas, en la primera se extrae la parte superior del manto y posteriormente se recupera la tajada inferior mediante una operación de banqueo como en una mina a cielo abierto. Los equipos pueden ser montados sobre neumáticos u orugas dependiendo de la inclinación del manto. En cuanto a la forti cación, se requiere un control relevante en la estabilidad del techo, ante el riesgo de derrumbes o desplomes de material en el área de trabajo, por lo que se suele usar un patrón de pernos. En algunas ocasiones es necesario reforzar o forti car los pilares, lo que se puede realizar con perno- malla- shotcrete, o en algunos casos instalando cintas o arcos metálicos.
Manejo de Minerales:
El mineral previamente tronado se carga directamente en los frentes de
trabajo, preferiblemente con equipos LHD. El nivel de mecanización es determinado por el espesor del manto, dimensiones de espacios, accesos disponibles y la capacidad productiva de la mina. Cuando el manto cuenta con una potencia considerable, y no existe limitación en cuanto a espacios y movilidad del equipo, es posible usar cargadores frontales y camiones. En el caso de tener limitación en las dimensiones, conviene el uso de cargadores LHD junto a camiones especiales de bajo per l.
Ventilación:
El sistema de ventilación requerido en este método de explotación, suele ser de un
nivel importante de complejidad, debido a la gran extensión horizontal que puede alcanzar y el uso repetitivo de equipos a diesel. En la gran mayoría de casos, se hace necesaria al instalación de sistemas de ventilación secundaria, a través de ductos y ventiladores auxiliares, ubicados en las proximidades de los frentes de trabajo.
1.1.4.
Ventajas y desventajas
Ventajas Hasta cierto punto el método se puede considerar selectivo, ya que en las zonas mas pobres se puede elegir no explotarlas sin afectar mayormente la aplicabilidad del método. En yacimientos importantes puede llegarse a una mecanización completa, reduciendo considerablemente los costos de explotación. Permite la plena explotación de cuerpos mineralizados ubicados paralelamente y separados por zonas de estéril.
Desventajas Cuando el yacimiento presenta una mineralización bastante irregular en sus dimensiones, este hecho puede afectar a explotación, limitando la plani cación del método, y la perforación y generar problemas en el carguío, limitando la mecanización.
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1.1. ROOM AND PILLAR
Cuando el manteo es muy cercano a los 45 grados, tienden a existir problemas para el movimiento del mineral en los caserones y esto se vuelve aún más grave si se trata de mantos angostos. En mantos potentes hay problemas de mecanización en la etapa de perforación, traduciéndose en di cultades para la maniobra de equipos de perforación y posteriormente de carguío. La dilución tiende a ser signi cativa en casos donde se cuenta con techos débiles que pueden llegar a limitar la aplicación de Room and Pillar.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
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1.2. Sublevel Stoping Consiste en dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para la explotación, se basa en arrancar el mineral a partir de subniveles, mediante disparos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos y radiales, una vez va quedando vacío el caserón. El método se aplica preferentemente en yacimientos en forma tabular vertical o subvertical de gran espesor, por lo general superior a 10 [m], es favorable que los bordes con la roca caja sean regulares. Es de considerar que tanto la roca caja como el mineral deben contar con buenas condiciones de estabilidad, siendo su cientemente competentes.
1.2.1.
Principio
Es un método en el cual se excava el mineral por tajadas verticales dejando el caserón vacío, generalmente suelen ser de grandes dimensiones, particularmente en el sentido vertical. Una vez arrancado el mineral este se recolecta en zanjas ubicadas en la parte inferior del caserón donde se extrae de acuerdo al modelo de manejo de minerales desarrollado.
Figura 1.2: Esquema general Sub Level Stoping
El conocimiento riguroso y la interpretación adecuada del modelo geológico del yacimiento son factores claves para el éxito de la aplicación de este método, cuanto a un cuidadoso control del trazado de los diagrama de tronadura.
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1.2. SUBLEVEL STOPING
1.2.2.
Aplicación
El campo de aplicación varia para cuerpos macizos o vetas estrechas, las características de geotécnicas deben ser buenas, y poseer paredes y techos rmes y estables. La calidad del mineral debe ser competente y contar con ángulos de buzamiento mayores a 60, usualmente es aplicado en yacimientos verticales con formas y dimensiones regulares. Desde el punto de vista económico resulta barato ya que tiene diferentes variantes haciéndolo mas productivo.
Parámetro
Aceptable
Óptimo
Forma
Cualquiera
Tabular vertical
Potencia
>5 metros
>10 metros
Buzamiento
65
Cualquiera
>10 metros
Regularidad
Media
Baja
Resistencia-Techo
Media
Fracturas de Techo
Media
Tamaño
>500
km cm2
Baja
Cuadro 1.2: Síntesis aplicación Sublevel Stoping La altura del caserón de arranque no tiene limitaciones teóricas, debe amoldarse a las condiciones de esfuerzos del lugar, aunque se recomienda en la mayoría de los casos abarcar toda la altura de la mineralización a n de limitar el número de galerías bases de extracción a una sola en lugar de varias. El ancho del caserón, en el caso de vetas potentes o mantos de pendiente elevada debe abarcar todo el espesor de la mineralización. El método cuenta con diversas variaciones entre ellas la de relleno de caserones, realizado por razones medioambientales o de seguridad y se puede realizar con roca cementada, arena, roca cementada o colas cementadas.
1.2.3.
Operaciones unitarias
En cuanto al a preparación esta corresponde a los subniveles con sus respectivas comunicaciones con el nivel principal, las bateas o zanjas y el corte para generara la cara libre. Este se elabora como si se explotara una veta estrecha por Sublevel stoping, donde en cada subnivel se corre una galería perpendicular al eje longitudinal y a todo ancho del futuro caserón. Corresponden por lo tanto a los subniveles de perforación en este método una chimenea central que une a estas galerías que sirve a su vez de primer. Se requiere de un nivel de producción que consiste en una galería de transporte y estocadas de carguío que permiten habilitar los puntos de extracción. Igualmente el desarrollo de zanjas recolectoras es necesario; cuando se trata de zanjas continuas a los largo de la base del caserón se requiere el desarrollo previo de una galería a partir de la cual se excava la zanja. Es necesaria la elaboración de galerías o subniveles de perforación, que estén dispuestos en altura según diversas con guraciones de acuerdo a la geometría del cuerpo mineralizada. La presencia de una chimenea o rampa de acceso a los subniveles de perforación es elemental y debe ir emplazada
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
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Figura 1.3: Esquema general SLS Long Hole
en el limite posterior del caserón.
Perforación y tronadura
En el método convencional se perforan tiros radiales (en abanico) a
partir de los subniveles que se consideren necesarios para el n, consisten en tiros largos de hasta 30 metros de 2 a 3 pulgadas de diámetros, Las perforaciones se realizaron a partir de perforadoras de preferencia con jumbos radiales electro- hidráulicos y barras de extensión. En la versión Long Blast Hole (LBH) se pueden llegar a perforar tiros de gran diámetro entre 4 12 a 6 12 in, en los posible paralelos y de hasta 80 metros de longitud, usando equipos DTH. La perforación y tronadura en este método se pueden manejar de forma continua e independiente. Es posible barrenar con anticipaciñon un gran numero de abanicos los que posteriormente se van quemando según los requerimientos del programa de producción.
Manejo de minerales
En sus inicios el mineral tronado se cargaba directamente a carros a través
de buzones dispuestos en la base del caserón. En esta etapa es necesario tener en cuenta la presencia de rocas de gran tamaño que generen colgaduras en los sistemas de traspaso, en ocasiones este problema requiere de instalación de parrillas y de realizar una reducción secundaria en las cuales se facilite el manejo del mineral por medio de herramientas como martillos picadores o sizers. También es posible la utilización de scapers para extraer el mineral y luego arrastrarlo y cargarlo a carros de ferrocarril, en estos casos el manejo de bolones es mucho mas simple. Actualmente en la mayoría de los casos se usan equipos LHD para la extracción, carguío y transporte del mineral hacia estaciones de traspaso, donde es cargado a carros o camiones para su transporte nal hacia la
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1.2. SUBLEVEL STOPING
super cie.
Ventilación
El uso de equipos de carguío, transporte y perforación que funcionan a partir de diesel
exige de disponer de una adecuada ventilación del nivel de producción. Para este n se utilizan las galerías de acceso ubicadas en los limites del caserón, en este caso el aire es inyectado por una de estas galerías y luego de recorrer el nivel es extraído por otra. Los subniveles de perforación se ventilan desviando parte del ujo de aire hacia las chimeneas o rampas de acceso a dichos subniveles. Por otra parte la aplicación de este método al exigir buenas condiciones de estabilidad tanto de mineral como de roca caja, no requiere de una utilización signi cativa de elementos de refuerzo, sin embargo las galerías de producción en la base de los caserones se forti can mediante pernos y mallas (en algunas ocasiones de Shotcrete).
1.2.4.
Ventajas y desventajas
Ventajas Es económico y de alto rendimiento Generalmente no requiere de importantes desarrollos en forti cación Resulta un método bastante seguro para la realización de labores. Gracias a su diseño la ventilación es generalmente buena.
Desventajas Requiere de bastantes desarrollo y preparación para su arranque, lo cual se ve re ejado en la inversión. No es selectivo (vetas de gran potencia). La tronadura secundaria puede generar gases que vuelven al caserón.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
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1.3. Shrinkage Stoping Es un método de explotación vertical aplicable a vetas principalmente para explotaciones menores, consiste en utilizar el mineral quebrado como piso de trabajo para seguir explotando de manera ascendente. Este mineral también provee un soporte adicional de las paredes hasta que el caserón se completa y queda listo para el vaciado. Es un método que requiere alta mano de obra y de difícil mecanización. Los caserones se explotan ascendentemente en tajadas horizontales, sacando solamente el 35 % al 30 % que se esponja y dejando hasta el momento del vaciado del resto 65 % al 70 %.
1.3.1.
Principios
Consiste en excavar el mineral en tajadas horizontales en una secuencia ascendente partiendo desde la base del caserón. Una porción cercana al 30 % y 40 % del mineral quebrado, equivale al aumento de volumen o esponjamiento y es extraída continuamente por la base, el resto que almacenado en el caserón, con el n de servir como piso de trabajo para las operaciones de perforación y tronadura, como de soporte de las paredes del caserón.
Figura 1.4: Esquema general Shrinkage Stoping
Cuando el arranque alcanza el limite pres establecido superior del caserón, termina la perforación y tronadura, iniciando así el vaciado del caserón extrayendo el mineral almacenado cercano al 60 % al 70 %.
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1.3. SHRINKAGE STOPING
1.3.2.
Aplicación
Se aplica generalmente en vetas angostas de 1,2 a 30 metros o a cuerpo donde otros métodos resultan técnica y económicamente inviables. Para asegurar que el mineral uya, no debe haber presencia de arcillas o generación de cementación, el cuerpo mineralizado debe contar con una estructura simétrica con tal de evitar la dilución. El estéril debe extraerse como dilución o dejarse como pilares aleatorios. Este método es aplicable en cuerpos tabulares verticales o subverticales angostos o de poco espesor (1 a 10 m), con bordes o límites regulares. Su inclinación debe ser superior al ángulo de reposo del material quebrado, mayores a 55o. La roca mineralizada debe ser estable y competente, al igual que la roca caja debe presentar buenas condiciones de estabilidad.
Parámetro
Aceptable
Óptimo
Forma
Cualquiera
Tabular vertical
Potencia
Cualquiera
>3 metros
Buzamiento
60
Tamaño
Cualquiera
Cualquiera
Regularidad
Cualquiera
Irregular
Resistencia-Techo
>30 [MPa]
>50
Fracturas de Techo
Alta-Media
Media-Baja
Cuadro 1.3: Síntesis aplicación Shrinkage stoping
1.3.3.
Operaciones unitarias
El método requiere conocer las dimensiones del yacimientos, para eso se construyen dos niveles horizontales separados verticalmente por una distancia entre 30 y 180 metros, esto permite de nir la continuidad vertical, facilitando la ventilación y permitiendo el acceso de personas y equipo. Existen tres alternativas para el desarrollo; puntos de extracción cada 1- 10m en la base del cuerpo, Correr una galería paralela a la base del cuerpo a 7,5 1 15 en footwall y en cuerpos mas anchos corren dos galerías de base construyendo embudos.
Perforación y tronadura
Las condiciones descritas di cultan crean un ambiente de difícil acceso
y de piso de trabajo irregular limitan la utilización de equipos de perforación mecanizados. Por esta razón en la practica se deben usar perforadoras manuales como Jack- legs o stopers y barras integrales, Los tiros pueden ser horizontales entre 1,6 a 4 m o verticales de 1,6 a 2,4 m con diámetros del rango de 32 a 38mm. En pocos casos se utiliza perforación mecanizada a cargo de drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1,8 a 2,4 m. La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar mejor rendimiento en metros barrenados y explosivo, por otra parte tienen un inconveniente pues limitan el trabajo del perforista cuando se trata de vetas angostas, pues se debe esperar la eliminación del esponjamiento de un disparo para continuar con el trabajo, o trasladarse a otra grada.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
15
La tronadura se realiza con ANFO, hidrogeles, emulsiones y con iniciación no eléctrica.
Manejo de minerales
El sistema tradicional consiste en el carguío directo del esponjamiento por
el nivel de extracción mediante de pequeños carros de ferrocarril, y buzones instalados en la base de las zanjas recolectoras. Se requiere nivelar el piso para seguir perforando después de cada tronada, dentro del caserón, para lo que se pueden utilizar LHD pequeños o simplemente palas y realizar el trabajo manualmente. Después de tronar y extraer cada tajada vertical, se deben subir los accesos y agregar la forti cación adecuada. Entre los sistemas de carguío y transporte en el nivel de extracción, también se pueden encontrar palas de arrastre (scrapers) descargando directamente a carros de ferrocarril o camiones y equipos LHD saliendo directamente a super cie, o en combinación con piques de traspaso cortos, ferrocarril o camiones, y rampas o piques de extracción. El vaciado como se describió anteriormente es la etapa mas peligrosa por lo que inicialmente se debe evaluar la presencia de materiales arcillosos que puedan generar colgaduras o arcos, pues al tratar de eliminarlas mediante exceso de agua, explosivos o manualmente se generan condiciones inseguras y riesgosas para los trabajadores. El vaciado debe hacerse sistemáticamente y de manera pareja, evitando así la dilución.
Ventilación
La ventilación se generada en el frente de trabajo se realiza inyectando aire desde la
galería de transporte ubicada en la base y pasa a través de la chimenea de acceso ubicada en uno de los pilares que aquean el caserón. De esta manera el aire viciado se extrae hacia el nivel superior por la chimenea emplazada por el otro pilar correspondiente al caserón vecino.
1.3.4.
Ventajas y desventajas
Ventajas Gran parte del mineral arrancado se extrae por gravedad, 100 % en el caso que el esponjamiento se extraiga también por gravedad y 60 % si su extracción se efectúa por buitras arti ciales, esto permite disminuir de manera notable los gastos de explotación entre otros. Este método permite el sostenimiento provisional de las paredes laterales del caserón con el mismo material tronado, de esta manera el obrero puede controlar el techo del caserón. En algunos casos se puede disponer de una reserva de mineral tronado que se puede extraer de la mina rápidamente y con alto rendimiento.
Desventajas La seguridad es un aspecto relevante, en cierto casos este método resulta ser peligroso debido a la formación de bóvedas durante la evacuación por gravedad del esponjamiento, pues los trabajadores, puede empezar a trabajar y de un momento a otro ser victimas de derrumbes.
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1.3. SHRINKAGE STOPING
El método implica dilución de la ley, generada por la fase de vaciado del caserón donde se mezclan corrientemente zonas de estériles que se derrumban de las paredes. En ocasiones al nal de la fase de vaciado se hace necesario desechar capas de mineral de baja ley, disminuyendo aun las la recuperación del yacimiento. El mineral acumulado hace engorroso el control de costos y el rendimiento de este método.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
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1.4. Cut and Fill Es un método ascendente en que el mineral es arrancado por franjas horizontales y/o verticales empezando por la parte inferior de un tajo y avanzado verticalmente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen correspondiente con material estéril, que sirve de piso de trabajo a los operarios y a la vez permite sostener las paredes del caserón o en algunos casos del techo. El material de relleno puede ser roca estéril, proveniente de labores de preparación de la mina distribuidas en la super cie del caserón, también se pueden utilizar relaves o arenas mezcladas con agua, que son transportadas al interior de la mina y se transporta por medio de tuberías, drenando posteriormente el agua quedando un relleno competente.
1.4.1.
Principio
Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en un secuencia ascendente partiendo de la base del caserón, todo el mineral arrancado es extraído del caserón. Una vez se ha excavado una tajada completa, el espacio vacío se rellena con material exógeno que permita sostener las paredes y sirve como piso de trabajo para el arranque y extracción de la tajada siguiente. El mineral se extrae a través de piques emplazados en relleno, que se van construyendo a medida que la explotación progresa ascendentemente.
Figura 1.5: Esquema general cut and ll
Es un método bastante versátil con un rango de aplicación amplio, especialmente en condiciones de roca incompetente, permitiendo una buena recuperación y selectividad de las reservas, permitien-
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1.4. CUT AND FILL
do obviar sin mayor detalle las irregularidades del yacimiento. Los sectores con estéril suelen quedar como pilares o se pueden dejar en el mismo caserón de mineral tronado de baja ley. Existen algunas variantes para la aplicación del método
Overhand CF Stoping
Consiste en cortes horizontales de 1.8 a 4.6 m extraídos alejándose del
acceso, hacia arriba, de esta manera el mineral arrancado queda sobre el relleno o desarrollo se inicia en la base del cuerpo. En cuanto al techo este puede sostenerse con pernos ocasionales si el mineral es competente o con pernos en una malla regular, para que el personal trabaje bajo un techo controlado. Existen problemas en cuanto a la perforación para tronadura porque hay que sacar pernos a mano del material quebrado para que no inter era en el traspaso, y otros procesos de reducción de tamaño.
Under CF Stoping
Opera similar al Overhand CF Stoping, pero se procede en dirección descen-
dente.
DriftFill Stoping
Se basa en extraer por medio de galerías que son rellenas, permitiendo la
extracción de la galería adyacente.
1.4.2.
Aplicación
La explotación de corte y relleno puede utilizarse en yacimientos que presenten características como un fuerte buzamiento superior a los
50a
de inclinación y características físico mecánicas del
mineral y roca caja relativamente mala o incompetente, además de potencia moderada y limites regulares del yacimiento. El material de relleno como se describió anteriormente puede ser estéril, relaves, entre otras mezclas. Este método tiene aplicaciones bastante amplias, se recomienda especialmente en yacimientos donde la roca caja no es segura y las características mecánicas de la roca no son satisfactorias. Al trabajarse en una altura máxima equivalente a la altura de dos tajadas entre 2,5 a 3 metros es posible controlar mediante apernado o acuñadura cualquier indicio de derrumbe. La seguridad es bastante alta en cuanto a los trabajadores se re ere, siendo escasos los desprendimientos de roca en el techo o paredes. La recuperación es bastantes buena siempre y cuando se tomen las precauciones necesarias para evitar perdidas de mineral en el relleno. El rendimiento se considera satisfactorio, alcanzando valores de 4 a 8 ton/hombre en caserones sin mecanización, según su ancho. En caserones mecanizados este rendimiento se duplica alcanzando una cifra del orden de 14 ton/hombre, sin tener en cuenta el abastecimiento del relleno. En el caso del relleno hidráulico con caserones mecanizados se llegan a obtener rendimientos superiores.
1.4.3.
Operaciones unitarias
Una galería principal de transporte ubicada a lo largo de la base del caserón, dotada de las correspondientes instalaciones de carguío o buzones. Debe existir un subnivel de corte inicial, ubicado
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Parámetro
Aceptable
Óptimo
Forma
Cualquiera
Tabular
Potencia
Cualquiera
>3 metros
60
Tamaño
Cualquiera
Cualquiera
Regularidad
Cualquiera
Irregular
Resistencia-Techo
>30 [MPa]
>50
Fracturas de Techo
Alta-Media
Media-Baja
Buzamiento
Cuadro 1.4: Síntesis aplicación Cut and Fill
entre 5 y 10 metros sobre el nivel de transporte y sus correspondientes chimeneas de acceso. De igual manera se debe contar con piques o chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de relleno, comunicadas con la super cie o con un nivel superior.
Perforación y tronadura
Se puede realizar con perforación horizontal como también vertical
hacia arriba, tipo de tronadura de bancos invertidos, siendo esta una ventaja y desventaja en su aplicación. Las dimensiones del cuerpo mineralizado, espacios disponibles y capacidad productiva determinan la utilización de perforación manual a través de Jack- legs / stoper como también equipos como jumbos o wagon- drills. Teniendo en cuenta que la roca en la que se trabaja es poco competente, se suele usar una parando sistemático en paredes y techo, lo que incluye cerchas metálicas, mallas de acero y cables.
Manejo de minerales
El manejo del mineral arrancado en el caserón consiste en cargarlo y
transportarlo hasta los piques arti ciales de traspaso. Dependiendo de las dimensiones del caserón y de la capacidad productiva de la mina, esta operación puede ejecutarse con palas manuales y carretillas (minería artesanal), palas de arrastre o scrapers, y también con equipos cargadores sobre neumáticos LHD. En la base del caserón, los piques de traspaso descargan el mineral por intermedio de buzones a carros de ferrocarril o camiones.
Ventilación
Usualmente el aire es inyectado a los caserones desde el nivel de transporte a través
de chimeneas de acceso. En las frentes de trabajo en el interior del caserón, se utiliza ventilación secundaria mediante ventiladores y ductos auxiliares. Las chimeneas de ventilación y accedo hacia el nivel superior se encargan de extraer el aire viciado, donde una vez evacuado es incorporado en el circuito general de ventilación de la mina.
1.4.4.
Ventajas y desventajas
Ventajas La recuperación es cercana al 100selectivo lo que signi ca que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas de baja ley sin explotar.
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1.4. CUT AND FILL
Es un método seguro y puede alcanzar un grado signi cativa de mecanización. Es conveniente para yacimientos con propiedades físicas y mecánicas incompetentes.
Desventajas El manejo de rellenos eleva considerablemente el costo del método. Tiende a tener un bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno. Presenta un consumo elevado de materiales de forti cación.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
21
1.5. Sub Level Caving Se aplica en preferencia en cuerpos de forma tabular verticales o sub verticales de grandes dimensiones, tanto en espesor como en su extensión vertical, aunque también es aplicable en yacimientos masivos. El mineral debe presentar condiciones de competencia solo los necesarios para que las labores permanezcan estables con un mínimo de elementos de soporte. La roca caja debe ser de baja competencia con el n de que se derrumbe con facilidad ocupando el vacío dejado pro la extracción de la roca mineralizada. En el desarrollo del método se desea tener una condición donde el mineral y el estéril sean fácilmente diferenciables y separables, con el objetivo de minimizar su mezcla y por ende la dilución del mineral.
1.5.1.
Principios
El concepto de hundimiento implica que el material estéril se hunde y rellena el vacío que va dejando la extracción del cuerpo mineralizado, este fenómeno debe propagar hasta la super cie, creando así una cavidad o cráter. Se debe dividir el cuerpo mineralizado en subniveles donde se ubican entremedio y equidistantes de las galerías de los subniveles mas próximos, asi la sección mineralizada queda cubierta por una malla de galerías dispuestas en una con guración romboidal.
Figura 1.6: Esquema general sub level caving
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1.5. SUB LEVEL CAVING
1.5.2.
Operaciones Unitarias
Las operaciones de arranque carguío y transporte se realizan a partir de estos subniveles en una secuencia descendente. Adicionalmente se debe contar con una rampa que comunique el acceso a todos los subniveles. El desarrollo de galerías de cabecera en cada uno de los subniveles emplazadas en la roca adyacente, orientadas usualmente según el rumbo y siguiendo el contorno del cuerpo mineralizado. Las galerías de arranque y extracción son de gran sección, constituyendo la mayor parte de los desarrollos requeridos y su excavación puede llegar a representar hasta un 20 % de la capacidad productiva da la faena.
Perforación y tronadura
La operación se inicia en el subnivel superior, desde el limite mas
alejado del cuerpo mineralizado o hangingwall hacia el limite adyacente (footwall). Desde cada una de las galerías se perforan tiros hacia arriba, según el diagrama de disparo en abanico que debe cubrir toda la sección de roca en forma romboidal ubicada encima. En cuanto a la longitud de los tiros es variable alcanzando hasta 40 metros, el diámetro de perforación es de 50 a 90 mm y para este n se usan jumbos electrohidráulicos diseñados para perforaciones radiales. Estas perforaciones se realizan anticipadamente como una operación continua e independiente de la tronadura, cada tronadura involucra entre dos y cinco abanicos por galería.
Manejo de minerales
El manejo del mineral consiste en cargarlo y transportarlo hasta los piques
arti ciales de traspaso elaborados para comunicar subniveles. Dependiendo de las dimensiones del caserón y de la capacidad productiva de la faena, esta operación puede ejecutarse con palas de arrastre o scrapers, y también con equipos cargadores sobre neumáticos LHD. En la base del caserón, los piques de traspaso descargan el mineral por intermedio de buzones a carros de ferrocarril o camiones.
Ventilación
Generalmente el aire es inyectado a los caserones desde el nivel de transporte a
través de chimeneas de acceso. En los frentes de trabajo, al interior del caserón, se utiliza ventilación secundaria mediante ventiladores auxiliares y ductos. Mientras tanto el aire viciado se extrae por las chimeneas de ventilación y/o de acceso hacia el nivel superior, y luego es evacuado incorporándolo en el circuito general de ventilación de la mina.
1.5.3.
Ventajas y desventajas
Ventajas Es une método seguro pues las actividades se realizan dentro de las galerías debidamente forti cadas, mas no en caserones abiertos. Las características de la con guración y la operación permiten la adaptación de equipos y maquinaria, simpli cando los costos asociados a la operación. Es posible variar el ritmo de producción fácilmente debido a la exibilidad del método.
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
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Desventajas Existen perdidas de mineral llegando al punto limite de extracción, el mineral altamente diluido remanente se pierde además se pueden generar zonas pasivas es decir sin escurrimiento lo que implica perdidas. Se debe considerar un cierto grado de dilución del mineral. Se requiere un alto grado de desarrollos para su arranque.
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1.6. BLOCK CAVING
1.6. Block Caving 1.6.1.
Principios
El principio consiste en el hundimiento de una columna mineralizada, socavándola mediante la excavación de un corte basal, proceso que se realiza aplicando las técnicas convencionales de perforación y tronadura. Los esfuerzos internos pre-existentes en el macizo rocoso sumados a los inducidos por la modi cación de sus condiciones de equilibrio generan una inestabilidad en la columna de roca superior. Generando un desplome parcial que genera el rellenando el vacío creado y la situación de equilibrio tiende a reestablecerse. El mineral derrumbado se extrae por la base a través de un sistema de zanjas recolectoras excavados previamente, generando así nuevas condiciones de inestabilidad. El fenómeno continúa y el desplome o hundimiento de la columna se propaga así sucesivamente hasta la super cie, proceso que en la terminología minera se denomina subsidencia. Existe otra modalidad de aplicación en este método, que consiste en un hundimiento continuo de áreas o módulos de explotación de dimensiones mucho mas reducidas, conocido como Panel Caving. La malla de extracción también conocido como malla de tiraje, es el arreglo geométrico de los puntos por donde se extrae el mineral en el nivel de producción de un sistema por este método.
1.6.2.
Aplicación
Este método se aplica sin excepción en yacimientos masivos de grandes dimensiones, se basa en que la roca caja y el mineral estén fracturadas bajo condiciones mas o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la super cie por encima del yacimiento, por lo que es de relevante importancia establecer un proceso de fracturamiento continuo de la explotación, ya que las actividades subterráneas no soportadas generan factores de riesgo elevado en cuanto a desplomes y sus efectos en la operación.
Figura 1.7: Esquema general bllock caving
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CAPÍTULO 1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
25
Es necesario contar con la granulometría adecuada, además de las características del material (relativamente incompetente) frente al hundimiento que son necesarios para la ocurrencia de este fenómeno. En este método de explotación es conveniente minimizar las concentraciones de esfuerzos en el nivel de producción y pilar de protección, con el objetivo de mantener estables galerías de extracción, por lo que conviene maximizar la concentración de esfuerzos sobre el nivel de hundimiento para producir socavación y mejorar la fragmentación. Resulta conveniente que los limites del deposito sean regulares y quelas distribución de leyes sea uniforme, este método no permite la explotación selectiva o marginal de cuerpos pequeños o de gran tamaño, tampoco es posible dividir factores de baja ley incluidos dentro del yacimiento.
1.6.3.
Operaciones Unitarias
Los desarrollos para este método de explotación consiste en niveles de producción compuesto de galerías paralelas espaciadas entre 15 a 30 metros y niveles de hundimiento espaciados a la misma distancia que el nivel de producción en estos se realiza la socavación del cuerpo mineralizado. Las zanjas se encargan de recolectar el mineral, son excavaciones que conectan los niveles como los de producción y hundimiento, facilitando la extracción y carguío del mineral. Al igual que en otros métodos se debe contar con piques de traspaso para la conexión entre niveles, otro desarrollo relevante son los subniveles; conjuntos de galerías de 60 a 120 metros, ubicados bajo el nivel de producción. Incluye chimeneas para la inyección o extracción de aire.
Perforación y tronadura
Esta operación solo se requiere para cortar la base de la columna
mineralizada, y oscila entre 5 a 15 metros, esta etapa es conocida como hundimiento y se debe realizar a partir de tiros radiales en abanico de aproximadamente 50 a 75 mm de diámetro, la longitud puede variar de 5 a 20 metros, se debe contar con barrenados por jumbos electro- hidráulicos. Una vez realizada esta operación el resto de la columna se desploma y fragmenta gracias al efecto combinado de esfuerzos naturales e inducidos que actual sobre el macizo rocoso y el desequilibrio generado por el proceso de socavación basal.
Manejo de minerales
Este manejo puede ser de varias maneras una de ellas mediante extracción
mecanizada con scrapers, usada para condiciones de granulometría na a mediana, y cuando el nivel de transporte principal se encuentra cerca al nivel de producción. De esta manera se instala en cada galería un scraper que arrastra el mineral hasta piques a través de los cuales se carga al sistema de transporte. Otra forma es la extracción mecanizada con LHD, usada para macizos rocosos competentes y poco fracturados, donde se hunde generando fragmentos o colpas de gran tamaño, usando equipo de 5 a 8 yardas cubicas de capacidad. En este caso las mallas de extracción varían de 12x12 hasta 17x17. El rendimiento de los LHD varia entre 600 a 1200 toneladas por turno, donde estos equipos se encargan de extraer y cargar el mineral desde puntos de extracción hasta los piques de traspaso. Se debe contar con un sistema de reducción de tamaño en las parrillas o en un subnivel inferior en cámaras de picado especialmente elaboradas para este n, para estos casos se usan martillos picadores estacionarios o semi estacionarios de accionamiento hidráulico.
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26
1.6. BLOCK CAVING
Ventilación
El principio de este método requiere de un intensivo suministro de ventilación, espe-
cialmente en el nivel de producción al ser en este donde se concentran las operaciones que generan altos niveles de contaminantes, además de presencia de personal y equipos diesel. Usualmente se dispone de un subnivel de ventilación ubicado de 15 a 30 metros bajo el nivel de producción, este consta de un conjunto de galerías paralelas coincidentes y alineadas con las galerías de cabecera o cruzados de acceso a los bloques. Así el aire fresco es inyectado en las galerías de producción a través de chimeneas, el uido recorre estas galerías y vuelve al subnivel de ventilación por otras chimeneas similares ubicadas en la línea de bloques siguientes. Para esta operación se requiere disponer de túneles o piques principales de inyección y extracción de aire, dotados de los correspondientes ventiladores, este tipo de labores y su desarrollo hacen parte de la infraestructura general y operación de la mina.
1.6.4.
Ventajas y desventajas
Ventajas El método permite alcanzar una alta productividad al menor costo, lo cual lo hace aplicable en yacimientos masivos de baja ley. El diseño y principios de Block Caving permite diferentes variables, entre las cuales se encuentran aun a nivel conceptual o en experimentación, lo cual re eja que las posibilidades de mejoras no están agotadas. Se utiliza en numerosos yacimientos de grandes dimensiones en general de alto tonelaje que cubran áreas extensas, y puede llegar a tener un rango de producción ubicado de 10.000 a 100.000 toneladas por día.
Desventajas La preparación del área a hundir requiere de gran cantidad de desarrollos previos al inicio de la explotación, lo cual se ve re ejado en demoras en la puesta en marcha e inversiones para el arranque. Situaciones no previstas dentro de la operación, pueden llegar a causar el abandono o perdida de reservas, debido a la poca exibilidad del método, el cual no permite modi caciones una vez iniciada la explotación.
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Parte II
Fragmentación y arranque de rocas
27
Capítulo 2
Fundamentos de perforación y tronadura 2.1. Perforación En el proceso minero la perforación corresponde a una de las operaciones unitarias, pero cumple con varios propósitos a lo largo de la vida de un proyecto minero. Tales propósitos incluyen la exploración y reconocimiento de depósitos minerales, estudios geotécnicos, colocación de elementos de refuerzo y, también, para crear huecos en la roca destinados a contener cargas explosivas, cuya detonación provoca su fragmentación para así poder removerla desde la corteza terrestre. A lo largo del capítulo se estudiarán los conceptos respecto a la última aplicación mencionada, lo que se re ere a la explotación de minas. Especi cando en la operación de arranque con el propósito de extraer y procesar rocas mineralizadas; como así mismo para la excavación de labores subterráneas (galerías, túneles, piques y chimeneas) destinadas a esos mismos nes.
2.1.1.
Métodos de perforación
Con el objetivo de crear un hueco cilíndrico en un sólido es necesario aplicar energía. En un sentido amplio y según el principio físico utilizado para aplicar la energía requerida, un sólido puede ser horadado recurriendo a diferentes métodos. Los cuales se pueden clasi car en los siguientes:
Mecánicos: Percusión, rotación o una combinación de ambos. Calóricos: Fusión del sólido con chorros de gases a alta temperatura. Hidráulicos: Erosión mediante chorros de agua a alta presión. Vibratorios: Ondas sonoras de alta presencia, ondas luminosas. Basándose en la tecnología actual aplicada en la minería, es posible encontrar principalmente la
Mecánicos de perforación, los cuales pueden efectuarse principalmente dos acciones: percusión y rotación. aplicación de sistemas
29
30
2.1. PERFORACIÓN
Percusión
La herramienta horada la roca por el efecto de impactos sucesivos de alta frecuencia y
gran energía, combinados con un giro o rotación entre golpe y golpe de modo que la roca presente siempre una super cie nueva al impacto y evitar así que la herramienta se entierre o atasque. El sistema de perforación por percusión se compone en lo esencial por tres elementos funcionales:
Máquina perforadora
Corresponde a la que genera las fuerzas de penetración, vale decir,
convierte la energía desde su forma original en energía mecánica de impacto.
Barra o columna de barras Transmite la energía de impacto desde la máquina perforadora al macizo rocoso.
Herramienta de perforación Es el elemento o componente que aplica energía a la roca. En la terminología minera se le denomina
BROCA o BIT.
De acuerdo al tipo de energía utilizada y el orden en que se acoplan los componentes mencionados, es posible identi car en la tecnología actual tres sistemas de perforación por percusión.
Sistemas de percusión neumáticos
Son aquellos que utilizan como fuente de energía el
aire comprimido para el accionamiento de la máquina perforadora. Se distinguen básicamente dos sistemas o modalidades funcionales según el orden de acoplamiento de sus componentes esenciales:
Sistema Convencional o TOP HAMMER Es la modalidad más antigua, sus componentes se acoplan en el orden siguiente:
•
Máquina perforadora
•
Columna de barras
•
Herramienta
Sistema Down the hole o DTH
En este caso, el mecanismo de percusión o máquina
perforadora penetra junto con la herramienta al interior de la perforación. Sus componentes se acoplan en el orden siguiente:
•
Unidad de rotación
•
Columna de barras
•
Máquina perforadora o martillo
•
Herramienta
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CAPÍTULO 2. FUNDAMENTOS DE PERFORACIÓN Y TRONADURA
Sistema de percusión hidráulico
31
En este caso se utiliza como fuente de energía un uido
hidráulico (aceite a presión) para el accionamiento de la máquina perforadora. Su modalidad funcional es exclusivamente del tipo
Convencional o Top Hammer. Rotopercusión,
Otros textos designan este sistema como de
haciendo referencia a que el siste-
ma combina el efecto de los impactos con un torque de rotación más enérgico. Esta última acción contribuye parcialmente en el proceso mismo de ruptura y penetración de la roca. No obstante, el efecto del impacto sigue siendo predominante.
Sistemas de perforación rotativos Máquina Perforadora propiamente tal,
Los sistemas de perforación rotativos no poseen una si no que de preferencia utilizan directamente energía
eléctrica (motores) o combinaciones electro-hidráulicas para el accionamiento de los diferentes mecanismos que intervienen en el proceso: rotación, fuerza de empuje y otros. Asimismo, también es frecuente el uso de un motor diésel como unidad de potencia en combinaciones diésel-hidráulico y diésel-eléctrico.
Rotación
La herramienta penetra la roca por la acción conjunta de aun alto torque de rotación y
de una gran fuerza de empuje aplicada sobre la super cie rocosa.
2.1.2.
Campos de aplicación
Cada uno de los sistemas mecánicos de perforación mencionados, pueden ser aplicados en rangos de diámetros, diferenciándose también entre minería subterránea y minería a cielo abierto. El diagrama presentado en la imagen 2.1 resume los campos de aplicación de cada uno de los equipos presentados.
2.2. Tronadura La tronadura o voladura, como convencionalmente se llama en otros países, se re ere al proceso de fragmentación con nes de excavación de rocas, en relación principalmente con las operaciones mineras como también con obras civiles tales como túneles y cavernas subterráneas de proyectos viales, hidráulicos o de otra índole. Para fragmentar la roca con los nes señalados se requiere aplicar energía, la cual se obtienen -en casi todos los casos- a partir de una reacción química llamada detonación. Esta operación elemental o básica, de hacer detonar cargas explosivas insertas en un macizo rocoso, es lo que se conoce en la terminología con el nombre de
Tronadura o Voladura.
La cantidad de energía o en último término de materia explosiva requerida para una determinada tronadura, depende en lo esencial de las propiedades geomecánicas de la roca y de la granulometría del producto que se desea obtener. La energía de una detonación cubre los siguientes procesos:
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32
2.2. TRONADURA
Figura 2.1: Campos de aplicación perforadoras
Creación de nuevas super cies o fragmentación propiamente tal. Deformaciones plásticas y/o fricción entre super cies. Desplazamiento y proyección del material fragmentado. Deformaciones elásticas u ondas sísmicas que se propagan por el medio rocoso. Como todo proceso productivo, la operación de tronadura exige un alto grado de optimización. No basta con disponer de una gran cantidad de energía si no que también se debe considerar la e ciencia con que ella se utiliza. Dicho de otra manera, se trata -en la medida de lo posible- de optimizar la relación entre energía liberada por el explosivo con respecto a la energía requerida para obtener un grado de fragmentación (granulometría) esperado. En suma, el diseño de una tronadura implica una comprensión de los fenómenos o mecanismos
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CAPÍTULO 2. FUNDAMENTOS DE PERFORACIÓN Y TRONADURA
33
de transferencia de la energía liberada por el explosivo y de los efectos que se producen en el medio circundante. Asimismo, se requiere también un conocimiento y manejo adecuado de un conjunto de variables que dicen relación con las propiedades de la roca que se desean excavar, con las condiciones o restricciones locales de cada faena, con las características del explosivo a utilizar y con los parámetros geométricos inherentes al tipo de excavación.
2.2.1.
Principios de fragmentación
Como ya ha sido explicado previamente, cuando se hace detonar una carga explosiva inserta en un sólido, la energía liberada se trans ere al medio que la rodea produciendo básicamente dos efectos: Un impacto muy violento provocado por la repentina aplicación de la
presión por detonación
asociada a la onda de choque que acompaña a la reacción química. Depende de los parámetros del estado de detonación. Un efecto más retardado de empuje resultante de la expansión de los gases de alta presión y temperatura presentes en a cámara de explosión. Depende de los parámetros del estado de explosión. La e cacia de un explosivo se vincula a uno de estos efectos o a una combinación de ambos. Desde hace ya muchos años se han venido formulando diversas teorías o modelos que tratan de explicar los mecanismos según los cuales la roca se fragmenta. El problema, no obstante, es sumamente complejo, la roca es un sólido natural y por lo tanto aleatorio o caótico, de propiedades muy heterogéneas y cambiantes, imposible de simular con delidad dado las casi in nitas condiciones en que se presenta. En suma, no existen modelos y metodologías de análisis universalmente aceptados, y todavía persisten muchos aspectos del fenómeno no su cientemente conocidos y que dan lugar a interpretaciones diferentes.
Descripción del fenómeno
Supongamos una carga explosiva concentrada (esférica) emplazada
en el seno de un macizo rocoso continuo, homogéneo, elástico, isótropo e in nitamente extendido. Su detonación produce un fracturamiento de la roca circundante pudiéndose observar los siguientes resultados:
1. Una primera aureola de roca triturada o pulverizada, inmediatamente vecina a la carga. 2. Una segunda aureola intensamente fragmentada, que se caracteriza por la presencia de fracturas entrecruzadas de cizalle. 3. Más a la periferia, una zona donde se observan las fracturas radiales, que se extiende desde 4 hasta 12 veces el diámetro de la carga.
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34
2.2. TRONADURA
4. Finalmente, una zona donde no se observan fracturas, denominada zona sísmica. Si el medio no es in nitamente extendido, o dicho en otra forma, si en las cercanías de la carga existe una cara libre, adicionalmente podría o no observarse también la presencia o formación de un cráter, de dimensiones variables según sea la distancia entre la carga y la cara libre, medida en sentido perpendicular (lo que comúnmente se reconoce como Burden). Si la experiencia descrita anteriormente se realiza suponiendo cargas con igual cantidad de explosivo y para una misma combinación explosivo-roca, de la observación de estos resultados se concluye que los efectos no sólo dependen de las características del explosivo y de las propiedades de la roca, si no que también de parámetros geométricos. En la situación simple que aquí se describe -una sola carga esférica- el único parámetro geométrico es la distancia de la carga a la cara libre y que, a falta de una expresión más apropiada en castellano, aquí en Chile se acostumbra a denominar a esta magnitud con la palabra inglesa
Burden (B ).
Por último, si los resultados de esta experiencia se llevan a un grá co, el cual represenra la evolución del volumen del crater (V ) en función de este parámetro geométrico, para una determinada combinación explosivo-roca, se obtiene una curva como la mostrada en la gura adjunta. Se denomina
Burden Crítico (BC ) a la distancia a la cual justamente deja de formarse el crater. Asimismo, Burden Óptimo (BO ), como aquel que genera un cráter de máximo volumen. Cada
se de ne el
combinación explosivo-roca da lugar a una curva diferente.
Mecanismos de fragmentación
Tal como fuera señalado en los párrafos introductorios, desde
hace ya muchos años se han venido formulando diversas teorías o modelos. Sin embargo, ninguna de ellas da una respuesta integral de todos los fenómenos que ocurren durante el proceso de fragmentación de la roca.
Modelo antiguo
El primer modelo, conocido desde el siglo pasado, postulaba que el crater
se forma por el efecto de la fuerza de empuje de los gases que comprimern la roca circundante. Así, en presencia de una eventual super cie libre, el volumen de la roca comprendido entre la carga y dicha cara libre queda sometido a una fatiga de compresión, que a su vez induce a fatigas de cizalle máximas en planos o elementos de super cie orientados en un ángulo de 45con respecto a la dirección de la fuerza. Por consiguiente -según esta teoría- si tales fatigas superan la resistencia al cizalle de la roca, se produce su ruptura generando un cráter límite con una abertura de 90cuyo vértice coincide con la carga. Se supone que la fuerza necesaria para generar este cráter está dada por la ecuación (2.1).
F = K · S · B · SCZ
[ton − p]
Donde:
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(2.1)
CAPÍTULO 2. FUNDAMENTOS DE PERFORACIÓN Y TRONADURA
F K S B SCZ
Fuerza necesaria para provocar la ruptura
35
[ton − p]
Constante empírica
[m] [m]
Perímetro de la cámara de explosión Distancia de la carga a la cara libre Resistencia al cizalle de la roca
[ ton ] m2
En este modelo hoy en día no resiste ningún análisis. El ángulo del cráter que se forma alcanza valores entre 110a 170, y su forma es más bien parabólica y no cónica. Tampoco explica la formación de cráteres cuyo vértice no alcanza la carga.
Teoría de K. Hino o Teoría de onda de choque
En contraposición al antiguo modelo
descrito anteriormente, a medidados de los años 50 el investigador japonés Kumao Hino presentó una nueva teoría, la cual le asigna a la onda de choque el protagonismo principal en cuanto a la formación del cráter observado por la detonación de una carga concentrada o esférica. Su proposición se puede resumir en el siguiente enunciado: La Detonación de una carga explosiva inserta en el seno de un macizo rocoso genera una onda de choque (compresión) que se trans ere a la roca como un impacto de gran violencia. Tal impacto tritura la roca circundante vecina a la carga e induce una onda de compresión que se propaga por el sólido hasta alcanzar una eventual super cie libre, donde se re eja como onda de tracción. Como la resistencia a la tracción (St ) de la roca es mucho menor que su resistencia de compresión (Sc ), se produce una fractura cuando la resultante de la onda re ejada supera la resistencia a la tracción de la roca. Se desprende así una primera placa y el fenómeno se repite sucesivamente en la nueva super cie libre. K. Hino respaldó su teoría con numerosos ensayos, utilizajndo primero modelos unidimensionales consistentes en testigos de roca cilíndricos de calidad muy homogénea, tales como mármol y granito. En las vecindades de la carga, la magnitud del impacto supera con largueza la resistencia a la compresión dinámica (Sc ) del sólido. La roca se tritura y en este proceso se consume una fracción importante de la energía asociada a la onda de choque, alrededor de un 30 %. Luego, la onda emerge de la zona de trituración con una amplitud (compresión) equivalente a Sc y continúa su curso propagándose por la roca perdiendo intensidad paulatinamente, según una Ley de Atenuación que Hino de ne mediante la siguiente ecuación (2.2).
Pr = Pd
a n r
Donde:
Pr Pd a r n
Fatiga de compresión para una distancia r de carga Presión de detonación del explosivo Radio de la carga esférica, representa la cantidad de explosivo Distancia recorrida por la onda de compresión Exponente empírico que depende de las propiedades de la roca (2.0 - 2.2)
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(2.2)
36
2.2. TRONADURA
Según la teoría de propagación de las ondas de fatiga en un medio elástico, cuando una onda incidente (σI ) alcanza una interfase entre dos medios, una fracción de ella se transmite al segundo medio (σT ) y la otra se re eja en el mismo medio (σR ) en una proporción de nida por las ecuaciones (2.3) y (2.4).
σR =
δ 2 · C2 − δ 1 · C1 σI δ 1 · C1 + δ 2 · C2
(2.3)
σT =
2 · δ 2 · C2 σI δ1 · C1 + δ2 · C2
(2.4)
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Capítulo 3
Diseño de diagramas de disparo Un diagrama de disparo corresponde a la con guración, o disposición geométrica de las perforaciones a realizar en determinada excavación. Son aplicados tanto para minería subterránea como en cielo abierto. Lo primordial al diseñar un diagrama de disparo es tener en cuenta el objetivo de la excavación que se está creando y no solo por la forma resultante. Entre otras cosas, también in uye por la estructura de los fragmentos resultantes post-tronadura, osea la granulometría. De esta forma, las excavaciones pueden ser clasi cadas como: de acceso, de traspaso y de producción.
Accesos y Traspaso
Es el tipo de excavación que permite llegar al sitio de interés, es decir,
el cuerpo mineralizado que se encuentra dentro de una envolvente económica. Si se trata de minería subterránea, generalmente serán galerías o excavaciones verticales, llamados piques o chimeneas. Por este tipo de desarrollos ocurre el transporte del mineral al exterior y el ingreso de los trabajadores al yacimiento. Su calidad de construcción la mayoría de las veces debe ser alta, debido a que es probable que se utilice durante toda la vida mina y tenga un alto ujo de personal. Generalmente este tipo de desarrollos tienen estrictos requerimientos de seguridad, tales como: Tronaduras de bajo daño y evitar sobre-excavaciones Forti cación de paredes y techo
Producción
Por otro lado, este tipo de excavación es la que se realiza al cuerpo mineralizado
que es necesario extraer. Su forma dependerá del método de explotación que se esté aplicando. El producto de esperado (granulometría) la mayoría de las veces tiene que ver con los procesos posteriores, tales como el carguío, el transporte y el procesamiento que se le dé al mineral. En minería a cielo abierto se reconoce el banqueo como principal tipo de perforación y tronadura, los diagramas de disparo en este caso, están ligados a los volúmenes que se desean explotar y el movimiento del material excavado. En minería subterránea, sin embargo, es posible encontrar más de una forma de perforar, tales como: avance, radial, vertical, banqueo.
37
38
3.1. PRINCIPALES COMPONENTES DE UN DIAGRAMA DE DISPARO
En el presente capítulo se espera hacer una revisión de los diferentes métodos que se encuentran actualmente documentados para el diseño de diagramas de disparo. El autor espera que el lector sea lo su cientemente crítico en la utilización de estos, ya que muchos de los métodos son empíricos y suelen adaptarse en la aplicación de diferentes condiciones.
3.1. Principales componentes de un diagrama de disparo Como ya fue comentado, un diagrama de disparo corresponde a la disposición geométrica de perforaciones para realizar una excavación. En la consideración de su diseño, al tener en cuenta su objetivo, la perforación en sí no es lo que de ne el cómo están dispuestos los ori cios, si no tiene más que ver con el explosivo a utilizar. El orden en que se realizará la tronadura y como es que se quiere que quede dispuesta la pila de material fragmentado también son factores de decisión en el diseño. A lo largo del capítulo de mencionarán diferentes conceptos, los cuales a pesar de las variaciones de diseño en la tronadura, se mantienen al menos en el sentido general. A modo de resumen, se de nirán en la siguiente sección.
Diámetro de perforación (∅)
Tal como su nombre lo indica, corresponde a la longitud
que tiene una perforación, la cual posteriormente será rellena con explosivo. El volumen de la perforación, será el limitante en el uso de explosivos por tiro.
Burden (B) Corresponde a la distancia de un tiro a la cara libre, medida perpendicularmente. Este concepto tiene que ver con el espacio que tiene el explosivo para detonar.
Espaciamiento (E) Distancia entre perforaciones contiguas de una misma hilera. Los tiros correspondientes a una misma hilera generalmente detonan de forma simultánea, por lo que el espaciamiento juega un papel en el producto esperado post-tronadura. Este parámetro es el que entrega la densidad de explosivo por metro cúbico a excavar.
Longitud de tiros (L) Longitud de la perforación que se realizará. Longitud de tacos Longitud de la perforación que no es llenada con el material detonante. Generalmente se rellenan con algún tipo de material para dar con namiento al explosivo. Otro uso que se da a los tacos es prevenir la sobre-carga de explosivo en perforaciones que varían sus distancias (radial). La forma grá ca de cada uno de estos componentes se indicarán de acuerdo a cada uno de los diseños en puntos posteriores. Si bien el concepto es el mismo para cada uno de ellos, la disposición en que se encuentren y la forma de interpretarlos puede variar un poco.
3.2. Diagramas para voladuras tipo banco Las tronaduras con una con guración tipo banco se de nen en general como aquellas donde la carga explosiva puede interactuar con respecto a dos caras libres. La situación convencional es la
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CAPÍTULO 3. DISEÑO DE DIAGRAMAS DE DISPARO
39
que se observa en las explotaciones del tipo minería a cielo abierto, con los bancos dispuestos en una posición normal, una carga geométrica cilíndrica y con un punto singular en el pie del banco que se denomina empotramiento. Es importante indicar, que en minería subterránea también se presentan situaciones con bancos horizontales o invertidos, como así mismo bancos sin empotramiento. A partir de los años 50 se han propuesto diversas formas y/o metodologías para el diseño de estas tronaduras. La más consistente es la metodología desarrollada por el profesor Ulf Langerfors de Suecia y posteriormente por Langerfors y Kihlstrom (1963), cuya con abilidad está respaldada por una larga serie de investigaciones y experiencias, tanto a escala real como también de ensayos a escala laboratorio o banco de pruebas. Se incluye, además una metodología o más bien un formulismo propuesto por Richard Ash de USA, basada en un análisis estadístico de un numeroso conjunto de faenas a rajo abierto en el mundo.
3.2.1.
Metodología de U. Langerfors
Enunciado básico
La cantidad de explosivo
Q[kg]
que es necesario colocar en cada una de
un conjunto de cargas cilíndricas en una voladura tipo banco, es función de numerosas variables dependientes de las propiedades de la roca, de las características del explosivo y de parámetros geométricos, tal como se representa en la ecuación (3.1).
Q = f1 (roca, explosivo, geometria)
(3.1)
Para determinar experimentalmente esta función es preciso minimizar el número de variables, lo que puede hacerse si los ensayos se realizan con una misma combinación explosivo-roca. De este modo, el diseño de la tronadura dependerá sólo de los parámetros geométricos indicados en la ecuación (3.2).
Q = f2 (B, H, E, h, ∅)
(3.2)
Donde:
B H E h ∅
Burden Altura del banco Espaciamiento entre los tiros Longitud de la carga explosiva Diámetro de perforación
Si el diseño se circunscribe a un solo tiro, se puede excluir por ahora el parámetro E, tal como se observa en la ilustración
??, luego la función se reduce a la expresión de la ecuación (3.3). Q = f3 (B, H, h, ∅)
(3.3)
Por otra parte, la cantidad de explosivo (Q) por tiro es función del diámetro de perforación (∅) y de la longitud de la carga (h). Esto signi ca que uno de estos parámetros se puede expresar en
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40
3.2.
DIAGRAMAS PARA VOLADURAS TIPO BANCO
función de los otros dos; vale decir que se puede excluir del análisis por ahora el diámetro de la perforación (∅), quedando la función expresada en (3.4).
Q = f4 (B, H, h)
(3.4)
Si las experiencias requeridas para determinar esta función se realizan manteniendo constante las proporciones geométricas entre la altura del banco (H) y la longitud de la carga (h), con respecto al burden (B); es decir, si H/B y h/B se mantienen constantes, se concluye nalmente:
Q = f5 (B, H/B, h/B)
(3.5)
Lo cual vendría a ser lo mismo que:
Q = f6 (B)
(3.6)
Siendo (3.6) una función positiva en función del burden B, esta se puede re-escribir como la ecuación (3.7)
Q = f (B) = K0 + K1 B + K2 B 2 + K3 B 3 + K4 B 4 + ... + Ki B i Si
[kg]
(3.7)
B = 0: f (0) −→ Q = 0
(3.8)
∴ K0 −→ 0
(3.9)
Si se considera ahora la cantidad de explosivo q por unidad de longitd de carga [kg/m], se tiene:
q=
Q 1 = (K1 B + K2 B 2 + K3 B 3 + K4 B 4 + ... + Ki B i ) h Cte · B
q=
Nuevamente, si
Q 1 = (K1 + K2 B + K3 B 2 + K4 B 3 + ... + Ki B i−1 ) h Cte
[kg/m]
[kg/m]
(3.10)
(3.11)
B = 0: f (0) −→ q = 0
(3.12)
∴ K1 −→ 0
(3.13)
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CAPÍTULO 3. DISEÑO DE DIAGRAMAS DE DISPARO
41
Langerfors de sus ensayos y experiencias concluye que los valores de los
Ki (i ≥ 4) tienden a cero,
y postula nalmente que la cantidad de explosivo Q necesaria para un tiro queda determinada por la siguiente expresión (3.14).
Q = K2 B 2 + K3 B 3 + K4 B 4
Donde las constantes
Ki ‘
[kg]
(3.14)
son función de la geometría de la tronadura y, más especí camente
de la relación H/B y h/B.
Ki = f (H/B, h/B)
(3.15)
Adicionalmente, Langefors le asigna a estas constantes un signi cado físico:
K2 −→
Representa la energía que se consume en deformaciones plásticas y/o roce entre su-
per cies de fractura pre-existentes.
K3 −→
Representa la energía aplicada a la creación de nuevas super cieso fragmentación
propiamente tal.
K4 −→ Toma en cuenta la energía consumida en el desplazamiento y/o proyección del material fragmentado.
Fórmula Final 3.2.2.
Metodología de R. Ash
La metodología propuesta por Ash se basa en la observación y en un registro exhaustivo de los parámetros geométricos aplicados en las tronaduras de un gran número de faenas mineras a rajo abierto en el mundo. A partir del procesamiento o análisis estadístico de estos antecedentes, obtiene una fórmula muy simple donde relaciona primero el burden (B) con el diámetro de perforación (∅), en función de la dureza de la roca y de la densidad del explosivo utilizado.
B=
Kb · ∅[pulgadas] 12
[pies]
(3.16)
La constante KB depende de la combinación explosivoroca y los valores propuestos por Ash se resumen en la tabla 7.2. Los demás parámetros gemétricos quedan determinados por su relación con el burden, según los rangos observados por Ash en la práctica minera. Estos se encuentran reunidos en la tabla 3.2. Esta metodología goza de bastante popularidad por su simpleza. No obstante cabe señalar que solo es aplicable al diseño de tronaduras en minas a rajo abierto.
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42
3.3. DIAGRAMAS EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Explosivo Roca Blanda Roca Mediana Roca Dura Baja densidad (0.8 a 1.0 gr/cm3 ) 30 25 20 3 Densidad media (1.0 a 1.2 gr/cm ) 35 30 25 Alta densidad (1.2 a 1.4 gr/cm3 ) 40 35 30 Cuadro 3.1: De nición constante de Ash Altura de banco Espaciamiento Taco Pasadura
−→ −→ −→ −→
H = KH · B E = KS · B T = KT · B J = KJ · B
KH KS KT KJ
−→ −→ −→ −→
1,5 1,0 0,7 0,2
a a a a
4,0 2,0 1,3 0,4
Cuadro 3.2: De nición parámetros geométricos según Ash
3.2.3.
Metodología de Hustrulid
3.3. Diagramas en minería subterránea Considerando los modelos de describen el fenómeno de detonación se han desarrollado diversas metodologías orientadas al mejor diseño de la voladura. Sin embargo su aplicación se reduce a los resultados buscados que efectivamente son observados en la práctica. En suma, la teoría y los modelos no son su cientes como para respaldar el diseño de una tronadura. Se recurre por tanto a metodologías empíricas o semi-empíricas. Los resultados de estos servirán en consecuencia desde el punto de vista conceptual y deberán validarse con los resultados en terreno. Finalmente la metodología escogida será aquella que se estime conveniente en función principalmente de los parámetros que se muestran en la gura 3.1.
Figura 3.1: Metodología diseño de voladura
En este sentido una pobre tronadura afectará directamente los costos de las operaciones mineras (fragmentación), así como también la generación de dilución de las reservas mineras y daño de la infraestructura aledaña. Acompañada a la voladura, deberá desarrollarse en consecuencia, un
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CAPÍTULO 3. DISEÑO DE DIAGRAMAS DE DISPARO
43
adecuado proceso de perforación tal que no proporcione inconsistencias respecto del diseño original (desviaciones, etc). Cabe recalcar que la mayor parte de los modelos de diseño de tronadura fueron realizados en faenas a cielo abierto bajo la geometría de banco siendo, en consecuencia, aplicables directamente a esta situación. Sin embargo, existen en minería subterránea algunos métodos que, producto de su naturaleza de extracción presentan geometrías similares al tipo banco tales como:
Sub Level Stoping con tiros paralelos Frentes de producción en overhand cut and ll Bancos en room and pillar (horizontal y vertical) Tronadura VCR
3.3.1.
Avance
3.3.2.
Tipo Banco
3.3.3.
Chimeneas VCR - Voladura tipo cráter
A modo de introducción general, y para el caso de las voladuras tipo cráter el fenómeno de la generación de un cráter a partir de una cantidad explosivo buscando la mayor e ciencia posible considerando las exigencias de una granulometría esperada está condicionada por la llamada Ley de Similitud la que postula que Para una determinada combinación explosivo-, los efectos producidos por la detonación de cargas concentradas diferentes en cuanto a cantidad comparando situación homólogas son geométricamente semejantes, y la razón de similitud para las magnitudes lineales está dada por la raíz cúbica de la cantidad de explosivo. La ecuación en consecuencia está dada por la expresión en (3.17).
Q = C · Bo3
(3.17)
Donde:
C Q Bo
Constante dependiente de la competencia de la roca y el explosivo utilizado Cantidad de explosivo a utilizar Burden óptimo
En ese sentido, y a partir de esta ley, se construyen algunas metodologías empericas tales como H.Hino y C. Livingstone. En este resumen revisaremos C. Livingston por sus alternativas de aplicación. Para mayor comprensión de este postulado, revisar apunte de perforación y Tronadura de Jaime Chacón. C. LIVINGSTONE (1962). EN BASE A CAP 11. ROCK BLASTING AND EXPLOSIVES ENGINEERING. R.HOLMBERG.
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44
3.3. DIAGRAMAS EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Teoría de Livingstone (1962)
A partir de una serie de ensayos para una determinada combina-
ción explosivo roca, Livingstone continúa con el desarrollo de la teoría para voladuras tipo cráter. Otros estudios fueron posteriormente desarrollados también en el mismo sentido por Lang (1983). La tronadura de cráter es la tronadura con una carga (1:6 diámetro:largo) que es detonada en una super cie baja que se extiende lateralmente en todas direcciones, donde el explosivo dañará el material que rodea.
Figura 3.2: Geometría de tronadura de un cráter
Donde la notación utilizada en la gura 3.2 es:
∅ 6∅ db do N r ro V W
Diámetro de perforación Largo de carga Profundidad del entierro - Distancia desde la super cie al centro de la carga Profundidad óptima del enterro - Profundidad donde se consigue el volumen máximo de la roca dañada Distancia crítica - Profundidad de entierro donde los efectos de la carga solo son notables en la super cie Radio del cráter Radio del cráter formado en la profundidad óptima del entierro Volumen del cráter Peso de la carga Se ha encontrado que hay una relación entre la energía del explosivo y el volumen de material
que es afectado por este. Esta relación es signi cativamente afectada por la ubicación de la carga. Livingston determinó que la relación esfuerzo energía existe, expresada por la siguiente ecuación empírica (3.18).
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CAPÍTULO 3. DISEÑO DE DIAGRAMAS DE DISPARO
1
N = Es · W 3
45
(3.18)
Donde N es la distancia crítica en cual el daño de la super cie sobre la carga esférica no excede el límite especi cado, Ee, es el factor de Energía-Esfuerzo (constante para la combinación de roca y explosivos dados), y W es el peso del explosivo utilizado.Así, la ecuación (3.18), puede ser reescrita de la forma (3.19). 1
d = δEs · W 3
(3.19)
Donde d es la distancia desde la super cie al centro de gravedad de la carga, es decir, la profundidad de entierro, y
es equivalente a el cual es un número adimensional que expresa la proporción
entre la distancia de entierro y la distancia crítica. Cuando d es tal que el máximo del volumen de roca es dañado a la fragmentación requerida, la distancia de entierro es llamada, distancia óptima, do.
3.4. Modelos de predicción de fragmentación La ingeniería de la fragmentación en los últimos años, ha pasado a ser un tema de relevancia en el control de las operaciones mineras. Fragmentar de forma intensiva la roca directamente en los bancos, tiene una directa in uencia en los procesos aguas abajo, los cuales de acuerdo a Chapman se enumeran:
Unidades de carguío y transporte Procesos de chancado Procesos de molienda Lixiviación de DUMPs (material Run of Mine) Material estéril
La siguiente sección desarrollará los fundamentos de los modelos predictivos desarrollados principalmente por Cunningham (1983, 1987).
3.4.1.
Modelo de Kuz-Ram
Desarrollado por Kuznetsov (1973), se plantea una relación entre el tamaño de partícula medio y la energía aplicada a un volumen unitario de roca, valor modulado por el tipo de roca que se desea fragmentar, tal como se observa en (3.20). Ojo con la consideración de las unidades a utilizar. Deben ser las que se encuentran indicadas, principalmente por la aplicación de los factores que modulan la ecuación.
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46
3.4. MODELOS DE PREDICCIÓN DE FRAGMENTACIÓN
X50 = A ·
Vo Qe
0,8
1 6
· Qe ·
SAN F O 115
−19 30
[cm]
(3.20)
Donde:
X50 A Vo Qe SAN F O
Diámetro de fragmentación medio [cm] Factor de roca
3
Volumen de roca por pozo de tronadura [m ] Masa de explosivo por pozo de tronadura [kg] Peso relativo al ANFO (ANFO=100)
El factor A, indicado en la (3.20), puede ser asumido por simplicidad como:
Tipo de roca
Factor de roca A
Mediana
7
Dura fracturada
10
Dura sin fracturas
13
Cuadro 3.3: Factor de roca A Otra forma, pero que requiere un estudio más detallado al macizo rocoso que se espera fragmentar, es la utilización de la fórmula de Lilly (1983), la cual de ne la Tronabilidad de la roca. Cunningham para aplicarla a las ecuaciones desarrolladas hasta este punto, la de nió como la ecuación (3.21). Cada uno de los valores se encuentran indicados en la tabla 3.4.
A = 0, 06 · (RM D + JF + RDI + HF ) Ahora, si se considera el factor de carga, K [
(3.21)
kg ] como: m3
Vo 1 = Qe K
(3.22)
La ecuación (3.20) puede ser re-escrita como:
X50 = A · K
−0,8
1 6
· QT ·
19
115
30
[cm]
SAN F O
(3.23)
De esta forma, es posible calcular la fragmentación media, para un factor de carga dado.
"
1 A K= · Qe6 · X50
115
19 #1,25 30
SAN F O
(3.24)
Resolviendo la ecuación (3.23) para K, se de ne el factor de carga necesario para un fragmentación requerida.
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CAPÍTULO 3. DISEÑO DE DIAGRAMAS DE DISPARO
47
Símbolo De nición A RMD
JF JPS
8 a 12
Rock Mass Description Fracturado
10
Blocoso
JF
Masivo
50
JPS + JA Espaciamiento de fracturas
M S
En contra del talud
20
Perpendicular al talud
30
A favor del talud
40
RDI
Densidad de in uencia
RD
Densidad de la roca [ton/m]
HF
Factor de dureza Si Si
25 · RD − 50
Y < 50[GP a] Y > 50[GP a]
HF = Y /3 HF = U CS/5
Y
Módulo de Young [GPa]
UCS
Resistencia a la compresión uniaxial [MPa] Cuadro 3.4: A según características del macizo rocoso (Cunningham)
Hasta ahora, solo se conoce el diámetro medio de un tamaño característico de la roca. Dado el enfoque inicial, se hace necesario conocer la distribución granulométrica resultante de la tronadura. De esta forma, se plantea un modelo de distribución granulométrica típico. Rossin-Rammler, corresponde a uno de ellos, el cual tiene la particularidad de adaptarse bien a distribuciones del tipo gruesas, tal como lo es la resultante de una tronadura. La fórmula para este modelo se indica en la ecuación (3.25), valor que está en función del tamaño pasante que se desea conocer (X).
R=e
−X Xc
n
Donde:
X Xc n R
Tamaño de partícula [cm] Tamaño de partícula característico (63.2 % pasante) Índice de uniformidad Proporción que se queda en la malla (sobre-tamaño)
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(3.25)
48
3.4. MODELOS DE PREDICCIÓN DE FRAGMENTACIÓN
X50 resultante de la fragmentación de roca. Para caracterizar el Xc . Re-distribuyendo la ecuación (3.25), se obtiene (3.26)
Ahora, según Kuznetsov se conoce el el modelo, antes es necesario obtener
Xc = Reemplazando a X, como
X50
X ln R1
(3.26)
1
n
R = 0,5;
y
X50
Xc =
(3.27)
1
(0,693) n El siguiente paso sería encontrar n, el cual fue desarrollado por Cunningham (1987), a partir de pruebas experimentales y operaciones existentes. Como resultante obtuvo la expresión representada en (3.28).
" 1+ B n = 2,2 − 14 · ∗ D 2
S B
#0,5
W 1− B
L H
(3.28)
Donde:
B S D∗ W L H
Burden [m] Espaciamiento [m] Diámetro perforación [mm] Desviación estándar Largo de carga [m] Altura del banco [m]
En este caso, solo se está considerando el diagrama de perforación, mas no la secuencia en que es detonado cada pozo. Otro punto importante, es que se está tomando en cuenta que se utiliza un solo tipo de explosivo en el pozo. en el caso contrario la ecuación considerada para el índice de uniformidad es la desarrollada en (3.29).
" 1+ B n = 2,2 − 14 · ∗ D 2
S B
#0,5
W 1− B
L H
0,1 abs(BCL − CCL) + 0,1 L
(3.29)
Donde:
BCL CCL
Largo de carga de fondo [m] Largo de carga de columna [m]
La combinación entre estos dos modelos, Kuznetsov y Rossin-Rammler, dan origen a lo que es más conocido como el modelo Kuz-Ram. El cual debe ser utilizado a discreción, dado que en su desarrollo se aplicaron solo condiciones de minería a cielo abierto, para un diagrama del tipo cuadrado. La aplicación en minería subterránea es limitada, solo solo para algunas con guraciones, similares al banqueo.
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Capítulo 4
Cálculo de ciclos en perforación y tronadura Cuando se considera la realización de un desarrollo minero, sea una galería para el transporte o una unidad de explotación, es importante tener en cuenta el procedimiento y los tiempos que son necesarios para que esta esté operativa o en ejecución. Una de las principales razones tiene que ver con la plani cación. Se debe saber con claridad cuanto demorarán y en qué momento estarán listas para su utilización las unidades, con el objetivo de cosntruir los programas de producción, es decir la agenda que decide de dónde y cuanto mineral se extraerá a lo largo del tiempo. Para ello, es necesario saber calcular o conocer una estimación de la duración de preparación de cada una de las operaciones unitarias a realizar. En el siguiente capítulo se revisarán los conceptos relacionados con los tiempos que implica realizar perforación y tronadura, anexando la consideración de las labores auxiliares necesarias para poner una mina en pie. Para etapas de ingeniería conceptual, la estimación de estos tiempos permite estimar costos de operación, valor que es indispensable para efectos de una adecuada evaluación económica
4.1. El ciclo Desde un comienzo se han estado revisando conceptos relacionados con la perforación y tronadura, casi de forma independiente. Lo cierto, es que en las operaciones, los procesos son lejanos de ser independientes y son tratados como un ciclo, una cadena de procedimientos que se van repitiendo a medida que se avanzan las obras o procesos de extracción a realizar. Un ejemplo claro y bastante común, son los túneles o galerías, tipo de construcción que puede abarcar diversas funciones en una mina tales como transporte, accesos, ventilación, unidades de explotación, etc. Su solo desarrollo implica varias etapas, tal como se explica a continuación y se gra ca en la gura 4.1.
Diseño de diagrama de disparo:
En la operación se re ere principalmente a marcar laz
zonas en dónde se realizará cada perforación. No es un proceso trivial, ya que de esto pue-
49
50
4.2. VELOCIDAD DE AVANCE
de depender la dirección resultante con que resulte el túnel. Extrapolando al caso del rajo, esta etapa de ne que tan bien se distribuirá el mineral y que tanto se mezcle con el estéril. Normalmente se utilizan herramientas como GPS y equipos topográ cos.
Perforación: Probablemente el proceso más largo de este ciclo, el cual depende principalmente del tipo de roca al cual se está enfrentando el equipo y el tipo de equipo que se está utilizando. Dependiendo de las condiciones iniciales, existen diversos métodos para cuanti car la demora que implica realizar la perforación. Además, existen diversas reglas de mano para operaciones típicas.
Carga de explosivos: Este paso considera lo que es la carga propiamente tal, la postura de tacos y la conexión entre los tiros o pozos de tronadura, según la con guración o el sistema de detonación aplicado. La posible demora se debe a la evacuación del sector. Se de ne un radio de seguridad, en donde no pueden ingresar más que los encargados de la tronadura.
Detonación de explosivos Ventilación: La fragmentación de rocas produce bastante polvo en suspención, el cual inter ere tanto en la respiración del operador, como en la visibilidad del sector en operación. Es por esto, que posterior a la tronadura, se debe dejar al menos un intervalo de tiempo. Está considerado tanto para minería subterrránea como para minería en cielo abierto.
Acuñadura: Considerado para minería subterránea, posterior a la tronadura es posible que se generen fracturas. El riesgo está en las cuñas que se formen con estas fracturas y queden fragmentos sueltos en el techo. La labor del acuñador, consiste en hacer caer las rocas sueltas, potencialmente peligrosas para los operadores que ingresen a la galería, el proceso se realiza tanto manual como mecanizadamente.
Carguío y transporte de marina: El siguiente paso es retirar el material fragmentado para seguir avanzando, generalmente se utilizan los mismos equipos de carguío y transporte, proceso a revisar en la siguiente parte del apunte.
Forti cación, Pernos, cables, malla y/o shotcrete: Según sean las condiciones del macizo rocoso o de la calidad de la tronadura, se instalan los refuerzos necesarios para mantener en condiciones seguras la galería o la unidad que se esté desarrollando.
4.2. Velocidad de avance En esta sección se describirán los métodos conocidos más comunes para el cálculo de velocidades de perforación en roca dura, los cuales generalmente toman en cuenta ámbitos como la capacidad del equipo y las condiciones de la roca a perforar. Es importante recalcar que la de nición de estos tiempos no es absoluta y es necesario, siempre, realizar pruebas experimentales para probar si los modelos se ajustan a los modelos presentados.
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CAPÍTULO 4. CÁLCULO DE CICLOS EN PERFORACIÓN Y TRONADURA
51
Figura 4.1: Ciclo de construcción de un túnel
4.2.1.
Perforación de impacto en función de la dureza de la roca
El método fue propuesto originalmente por Protodiakonov (1962) para medir la resistencia de la roca en función de la fragmentación por impacto. Luego investigadores del U.S Bureau of Minas (1969 y 1975) lo modi caron en función de las pruebas que realzaron con perforadores neumáticas. El primer paso requiere calcular la potencia de la máquina perforadora. La cual se obtiene por medio de la ecuación (4.1).
Wo = K2 · P · A · L · N
Kg · m min
(4.1)
Donde:
Wo K2
Potencia de la máquina perforadora Coe ciente que representa la relación entre la presión media y la presión del aire entrada del cilindro
K2 ≈ 0,5
Presión manométrica del aire a la entrada del cilindro (P
P
= 6[kgp/cm]
para perforadoras
neumáticas
A L N
Área de la cara frontal del pistón o área de la sección transversal del cilindro [cm] Carrera del pistón [m] Frecuencia de la perforadora [golpes/min]
Luego, tomando en cuenta las investigaciones del U.S Bureau of Mines, se propone el siguiente modelo de estimación de velocidad de avance (4.2).
Va =
Wo · C A · Eva
Donde:
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(4.2)
52
4.2. VELOCIDAD DE AVANCE
h
kg·m min
i
Wo
Potencia de la máquina perforadora
C A
Coe ciente de pérdidas por transmisión (Generalmente estimado 0,7)
Eva
Energía especí ca aparente
Área de la sección transversal de la perforación [cm]
h
kg·m cm
i
La energía especí ca aparente, esta de nida por la ecuación (4.3).
Eva = 9,77 · CRS + 10,9
Kg · m cm
(4.3)
Donde el CRS corresponde al coe ciente de resistencia de la roca. Su rango varía entre 0.5 y 2.5 desde roca menos competente a más competente.
4.2.2.
Perforación rotativa
Los sistemas rotativos son utilizados generalmente en la perforación de pozos de tronadura en minería a cielo abierto. La herramienta perforadora se llama trépano, la cual tiene tres modalidades: cortante, triturante y abrasiva. La primera modalidad fue utilizada en sus inicio para aplicaciones petrolíferas, con rodillos edentados que ruedan sobre el fondo de la excavación, ejerciendo una acción triturante sobre la roca. Hoy este sistema es lo que se menciona en terminología minera comúnmente como triconos. En tanto la perforación rotativa con herramienta abrasiva (más conocida como diamantina) se utiliza exclusivamente sondajes, destinados a la recuperación de testigos de rocas con nes de exploración.
Traslado de equipos
Si bien no tiene que ver con la velocidad de avance propiamente tal, la
magnitud de este tipo de equipos es mucho mayor que las de minería subterránea, por lo que su traslado se hace más complejo y lento. Reconociendo el dinamismo que hay en los procesos mineros, es necesario cambiar de lugar varias veces estos equipos, debido a las dimensiones de las mallas. Así, el tiempo que requiere mover estos equipos, tiene cierto peso en el ciclo. Dependiendo del tipo de montaje, la velocidad puede ir variando. Así se tienen:
Sobre oruga
Poseen una mayor fuerza de empuje. Se utilizan utilizan en gran minería a cielo
abiero. Tienen menor agilidad, se trasladan de 2 a 3
Sobre neumáticos
h
.
Tienen mayor agilidads, pero menor magnitud, son utilizadas en meidana
minería de cielo abierto. Su velocidad de 20 a 30
Unidad de potencia
km
km h
.
La funete primaria de potencia puede ser eléctrica o motores diesel. Para
los equipos de gran tamaño (que perforan diámetros superiores a 9 pulgadas) por lo general se alimentan por energía eléctrica suministrada por cables conectados a una sub-estación eléctrica. Se
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CAPÍTULO 4. CÁLCULO DE CICLOS EN PERFORACIÓN Y TRONADURA
53
les denomina full electric. Prácticamente todos los equipos montados sobre oruga funcionan bajo este sistema. Para perforadoras de menor tamaño, las cuales son montadas sobre un camión, su suministro de energía se produce por la existencia de uno o dos motores diesel. Sin perjuicio de lo anterior también es posible encontrar equipos diesel eléctricos asociadas a minería de gran producción que no cuentan con suministro eléctrico.
Sistema de barrido
El detrito generado por la perforación, es barrido con aire comprimido, para
lo cual se dota al equipo de uno o dos compresores ubicados en la sala de máquinas. Dependiendo de la longitud de los tiros, la presión requerida se unica en un rango de 2 a 4 [bares].
Triconos
El efecto de penetración de un tricono se obtiene por la combinación de dos acciones.
Indentación Los dientes o insertos del tricono, al rodar sobre el fondo, penetran o se entierran en la roca por la aplicación de una gran fuerza de empuje. Esta acción es la que produce la trituración de la roca. Corte Por efecto de un desplazamiento lateral de los rodillos se consigue una acción de corte o desgarre de la roca. Esta acción se incorpora cuando se trata de triconos diseñados para perforar rocas blandas a medianas de menor resistencia a la compresión.
Variables de operación en sistemas rotativos
Aquellas que inciden en la e ciencia (velocidad
de penetración) se identi can: Velocidad de rotación Fuerza de empuje Diametro de perforación Velocidad y caudal de aire de barrido Desgaste de trépanos También depende directamente de la competencia (resistencia) de la roca. En ese sentido ensayos han mostrado que existe una correlación signi cativa entre la resistencia a la compresión y la velocidad de penetración.
Velocidad de rotación
De esta forma, para el cálculo de velocidad de rotación, se han asig-
nado los rangos de nidos en la tabla 4.1.
Fuerza de empuje
Según la dureza de la roca, la fuerza de empuje mínima necesaria para
vencer la resistencia a la compresión está dada por la siguiente fórmula indicada en (4.4).
Fmin = 28,5 · U CS · ∅
[lbp]
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(4.4)
54
4.2. VELOCIDAD DE AVANCE
Tipo de roca Muy blanda Blanda Mediana Dura Muy dura
UCS [MPa]
Frecuencia de rotación [rpm]
y
LU [m]
P (1 + Wskip ) · 1000 kg [ ] LS − 1370 m
es el largo máximo del cable que puede ser suspendido.
1370 [m]
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(9.23)
92
9.2.
Wcable =
Tamaño de tambor
OPERACIÓN DE TRANSPORTE
P (1 + Wskip ) · 1000 kg [ ] LS − 1 m
(9.24)
Figura 9.10: Tambor
Para seleccionar el diámetro del tambor se sigue el siguiente criterio: Si
Si
DC
(diámetro del cable)
DC >
60DC
(9.25)
DT > 80DC
(9.26)
DT > 100DC
(9.27)
25 [mm]
Si el cable es del tipo locked colled
Potencia del motor Para calcular la potencia del motor se pueden desarrollar dos formas: Potencia del motor: Aproximación simple
HP =
Carga [t] · V elocidad [pies/min] · 2000 k
(9.28)
El parámetro k se saca calcula de la gura en función de la profundidad que alcanzará el skip: Potencia del motor: Aproximación compleja
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
93
Figura 9.11: Grá co para determinar k
Esta aproximación considera las distintas etapas de aceleración/ desaceleración del sistema de arrastre y corrección por e ciencia. En este caso, se debe aproximar la carga dinámica (EEW) mediante:
Figura 9.12: Estimación carga dinámica
Si el sistema consiste en dos skips en contrapeso, dónde uno está cargado y el otro vacío:
T SL = EEW + SL + 2 · SW + 2 · R Donde:
EEW SL SW R
Peso equivalente [lb] Carga del skip [lb] Peso del skip [lb] Peso del cable [lb]
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(9.29)
94
9.2.
OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Si por el contrario el skip está balanceado (un sólo skip):
T SL = EEW + SL + SW + R
(9.30)
Las diferentes potencia que se necesitan en cada etapa se muestran a continuación: Potencia para acelerar
HP 1 =
T SL · v 2 32, 2 · Ta · 550
(9.31)
HP 2 =
T SL · v 2 32, 2 · Tr · 550
(9.32)
HP 3 =
(SL + R) · v 550
(9.33)
Donde:
v Ta
Velocidad [pies/s] Tiempo de aceleración [s]
Potencia para desacelerar:
Donde:
v Tr
Velocidad [pies/s] Tiempo de desaceleración [s]
Potencia a velocidad constante:
Potencia al nal de proceso de aceleración a velocidad máxima:
HP 4 =
Con
SLB · v 550
(9.34)
SLB = (SL + R) − (v · Ta · r)
Potencia al principio y al nal de proceso de desaceleración a velocidad máxima:
HP 5 =
SLB · v 550
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(9.35)
CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Con
95
SLB = (SL − R) − (v · Tr · R)
Potencia al nal de la desaceleración:
HP 6 =
(SL − R9) · v 550
(9.36)
Potencia por corrección de e ciencia en el motor:
HP 7 =
SL · v · 0, 176 550
(9.37)
Potencia peak durante la aceleración:
A = HP 1 + HP 7 +
HP 4 + 2 · HP 3 3
(9.38)
Potencia a velocidad máxima al nal del periodo de aceleración:
A = HP + HP 7
(9.39)
Potencia a velocidad máxima al principio del periodo de desaceleración:
C = HP 5 + HP 7
(9.40)
Potencia total durante el frenado:
D = HP 2 + HP 7 +
HP 5 + 2 · HP 6 3
(9.41)
Potencia para acelerar el motor:
HP 8 =
0, 72 · A TA
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(9.42)
96
9.2.
OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Potencia para desacelerar el motor:
HP 8 = −
0, 72 · A TA
(9.43)
Potencia total para acelerar el sistema:
E = A + HP 8
(9.44)
F = D + HP 9
(9.45)
Potencia total desacelerar el sistema:
Finalmente la potencia se calcula como sigue para motores de corriente continua 9.46 y alterna 9.47:
s PCC =
s PAC =
2
2
E 2 · TA + B +C3 +B·C · T F S + F 2 · Tr 0, 75 · TA + Tf s + 0, 75 · Tr + 0, 5 · Treat
2
2
E 2 · TA + B +C3 +B·C + F 2 · Tr 0, 75 · TA + Tf s + 0, 5 · Tr + 0, 25 · Treat
Donde:
Tfs Treat
(9.46)
Tiempo a velocidad máxima Tiempo del resto (ejemplo, cargar y descargar)
Tiempo de mantención Corresponde a las mantenciones requeridas de manera semanal, mensual y trimestral.
Semanal (3,5 horas): 1,5 pique/skip/cable, 0,5 poleas, 1,5 tambor. Mensual (4 horas): Mantención del cable.
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(9.47)
CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
97
Trimestral (4 horas): Incluye tests electromagnéticos a cables, cables y accesorios, test de caída del skip. Para los cálculos de tiempo de ciclo, considerar que el skip se encuentra en funcionamiento el 70 % del tiempo (16,8 hras/día) es conservador. En algunas faenas este ha alcanzado el 90 %.
Cables de acero Los cables corresponden a alambres torcidos o trenzados que proporcionan resistencia tensora. Se componen por alambres, alma y torones.
Figura 9.13: Componente de un cable de acero
Torones existen en formas circulares, triangulares y ovalados. Alma es diseñada para resistir esfuerzos de compresión interna. Corresponde a la base del cable de acero, y por tanto, soporta las cargas de compresión sobre los torones y la exión normal. El alma se fabrica de bra (propileno) o acero.
Alambres Existen alambres de hasta 2480 Mpa, de mayor resistencia y diferentes formas. Estos son hechos de acero de alto carbono, erro, acero inoxidable y bronce. Pueden ser diámetro uniforme o combinación de tamaños; de distintos grados (arado suave, mejorado, extra mejorado y extra extra mejorado) y de distintos tipos de trenzado. Existen distintos tipos de trenzado para los cables. Por ejemplo, el tipo lang, que tiene una mayor resistencia a la abrasión y mayor exibilidad y es utilizado para cables de tracción. El trenzado regular tiene resistencia a la distorsión y golpes y es utilizado para cables de contrapeso.
Características de un cable minero Resistencia a la abrasión: Resistencia al desgaste y pérdida de metal debido al roce con otros materiales como tambores, poleas y rocas. A mayor diámetro de cables, mayor la resistencia a la abrasión. Resistencia a la fatiga: Es la capacidad de aguantar dobleces repetidos durante un periodo de tiempo. A mayor número de cables, mejor la resistencia a la fatiga. Resistencia al aplastamiento o impacto: Este desgaste ocurre cuando la super cie exterior del cable es aplanada al golpearse.
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98
9.2.
OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Resistencia a la tensión: Se entrega la resistencia cuasi estática.
Ferrocarriles El sistema de transporte por ferrocarril, ha sido utilizado como equipo de transporte básico desde los inicios de la minería, pero hoy en día se ha dejado un poco de lado por las innumerables restricciones que deben cumplirse para su operación, de hecho se considera al ferrocarril un equipo de transporte horizontal, por su poca capacidad para trabajar en pendientes (0-2 % de pendiente, obviamente dejando de lado los ferrocarriles de cremallera), otra restricción muy importante es su alto valor en su inversión inicial, por lo que hoy en día el desarrollo de la tecnología, en cuanto a otros sistemas de transporte, han hecho que los ferrocarriles se consideren para proyectos de prolongada vida y con ciertas características o condiciones que hagan factible su utilización. El ferrocarril, es un equipo de grandes capacidades de transporte, puede ser eléctrico (menores costos y no requiere mucha ventilación) o diésel. El sistema está constituido de carros, vías, una unidad de potencia (locomotora) y del aspecto dinámico del transporte (diseño de sus componentes). La capacidad requerida de un ferrocarril se obtiene en función del ritmo de producción, distancias de transporte, sistema de carguío, restricciones dimensionales, número y características de carros, puntos de carguío y descarga. Algunas diferencias entre las locomotoras diésel-eléctricas y eléctrica se muestran en al tabla 9.4: El sistema de ferrocarriles tiene ventajas y desventajas: Ventajas Alta productividad Con abilidad Seguridad Bajo costo operacional y de mantención Es posible usar el sistema como transporte de mineral y como suplidor de insumos Desventajas Alta inversión inicial Altos costos de instalación Se requieren talleres de mantención especializados Flexibilidad Los principales componentes de los ferrocarriles son:
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
99
Locomotora Carros (convoy de carros) Sistema de descarga de carros Vías Empalmes y cruces Sistemas de control Equipos de apoyo: Locomotora de servicio, de limpieza y de limpieza de vías. Taller de mantención
Dimensión de los carros Altura, ancho y longitud de carros Estas dimensiones vienen dadas por las capacidades de transporte requeridas, y determinarán el radio de curvatura. Se ha tenido mayor capacidad con carros de 50 [t] y una capacidad de convoy de 320-1200 [t]. Ruedas Estas se fabrican en acero fundido, y es necesario determinar la distancia entre los ejes. Las ruedas se deben mover sobre llantas, donde estas últimas son cónicas para evitar el movimiento lateral del tren. Las pestañas deben actuar sólo en las cuervas, agujas en vías y peligro de descarrilamiento. La gura 9.14 muestra un esquema de una rueda.
Sistema de descarga de carros Sistema de vaciado rígido En este sistema se requiere voltear la unidad completa con un sistema de volteo. Los carros son de fondo plano y de mayor capacidad, menor relación tara con carga útil, pero no permite la descarga continua ya que es necesario separar el carro del convoy para su vaciado. Sistema de vaciado lateral En este sistema el carro pivotea mediante una rueda o bien accionado por medio de cilindros hidráulicos. Los carros con vaciado lateral han sido ocupados en niveles intermedios de transporte.
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100
9.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Figura 9.14: Componentes de una rueda de ferrocarril
Sistema de vaciado en el fondo
Este sistema es apropiado cuando existen restricciones de espacio. Puede ser descarga de 1 o 2 puertas.
Vías Las vías están compuestas por una base, que es una excavación en el piso en la que se sentará el a rmado y vías, el cual estará conectado a un sistema de drenaje. Además están compuestas por un a rmado que lo compone una capa de grava granular y nalmente las vías incluyen rieles y durmientes. La gura 9.18 muestra un esquema de las vías de un ferrocarril. Los durmientes tienen como objetivo transmitir el peso del ferrocarril a la infraestructura. Los rieles tienen como objetivo mantener la dirección del movimiento del ferrocarril, tienen radios de curvatura mínimos de 25-30 [m], y un peso lineal de 14/24 [kg/m].
Los rieles se unen a durmientes por medio de clavos rieleros (durmientes de madera) o pernos rieleros (durmientes de concreto). Los rieles se unen entre si por medio de eclisas, el ori cio de este es ovalado para evitar corte de los pernos por cizallamiento.
A rmado El a rmado se fabrica de grava uniforme para permitir el escurrimiento de aguas. El viaje continuo de los trenes produce el quiebre de la grava con el tiempo, disminuyendo la resistencia del material y también la permeabilidad frente al agua.
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
101
Figura 9.15: Sistema de vaciado rígido
Figura 9.16: Sistema de vaciado lateral
Diseño de locomotoras El diseño de locomotoras está dado por de nir el tonelaje de al locomotora y la potencia requerida. Se debe calcular además, las fuerzas que actúan contrarias y a favor de la dirección de movimiento de la locomotora y carros, llenos y vacíos. Los esfuerzos a vencer son:
Resistencia a la rodadura o friccional Resistencia a la curvatura Resistencia a la pendiente Resistencia a la aceleración o frenado
Resistencia a la rodadura
Resistencia especí ca: es la resistencia medida en [lb/t] que se debe vencer para mover 1 [t] de carga.La ecuación 9.48 representa la resistencia a la rodadura de la locomotora y la ecuación 9.49 la
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102
9.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Figura 9.17: Sistema de vaciado en el fondo
Figura 9.18: Esquema de las vías de un ferrocarril
resistencia a la rodadura del convoy (carros):
RL = 1, 3 +
0, 0024 · AV 2 lb 29 + 0, 03V + [ ] W WN t
(9.48)
RL = 1, 3 +
29 0, 0005 · AV 2 lb + 0, 045V + [ ] W WN t
(9.49)
Donde:
W N V A
Peso por eje [t] Número de ejes Velocidad [mph]
2
Área frontal [pies ]
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
103
Figura 9.19: Partes de las vías
Figura 9.20: Uniones riel-durmiente, riel-riel
Resistencia por pendiente Cuando un tren se mueve en una pendiente se genera una fuerza adicional debido al peso del tren y la pendiente.
P endiente =
metros de subida en 100 [m] [ %] 100 [m]
(9.50)
1 [t] · 2000 [lb/t] · sen(α) = 2000 · sen(α) Se asume por lo general que
α
es pequeño por lo que se tiene que:
sen(α) = tan(α) Si expresamos la pendiente en % la resistencia a la pendiente (Rp) queda expresada como sigue:
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104
9.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Figura 9.21: A rmado
RP = 2000 ·
G 100
(9.51)
RP = 20 · G G = pendiente
Resistencia por curvas RC =
225(B + K) r
(9.52)
Donde:
B K r
Distancia entre ejes de vagones [pies] Trocha [pies] Radio curva [pies]
Una curva también puede estar de nida por el grado, el cual está de nido por:
Grado =
5,730 [pies] radio de la curva [pies]
(9.53)
Y así la resistencia a la curva se calcula como sigue:
lb RC = 0, 8 · grado de la curva [ ] t
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(9.54)
CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
105
Fuerza para acelerar Un tren en movimiento consiste de partes que se mueven linealmente y partes que rotan. La fuerza para sobrepasar la inercia de un cuerpo, es decir, acelerar o desacelerar, puede ser calculada como sigue:
F =m·a
(9.55)
2
m = [ lb·seg pies ] pies a = [ seg 2] La fuerza requerida para alcanzar una aceleración lineal de 1 [mphs] de un peso de 1 [t]:
masa = 1 [t] ·
2,000 [] lb t
32,2[ pies2 ] seg
2
= 62, 11 [ lb·seg pies ]
peso g pies g = 32, 2 [ seg2 ] pies 1 [milla]·5,280 [ milla ] Aceleracion de 1 [mphs] = 1 [h]·3,600·[ seg ]·[seg] h pies 1 [mphs] = 1, 47 [ seg 2]
masa =
Entonces la fuerza requerida para acelerar 1 [t] en 1 [mphs] es:
F uerza = 62, 11 [
lb · seg 2 pies ] · 1, 47 · [ ] = 91, 3 [lb] pies seg 2
(9.56)
Para considerar los requerimientos de las partes de rotación, este está dado por 5-10 % adicional, así multiplicando 91,3 [lb] por 1,1 se obtienen 100 [lb] como la fuerza requerida para acelerar en 1 [mphs] 1 [t]. De esta forma si T es el peso de tren en [t] y a es la aceleración lineal en [mphs], la fuerza para acelerar el tren sería:
RA = 100 · a · T [lb]
(9.57)
Adhesión La adhesión mantiene las ruedas de los carros y la locomotora adherida a los rieles. La fuerza de arrastre que la locomotora puede entregar dependerá del coe ciente de fricción entre ruedas y rieles.
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106
9.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
La adhesión depende del material de ruedas y vías, condición de las vías y del centro de gravedad de la locomotora.
%Adhesion =
f uerza de arrastre disponible · 100 peso total en driving wheel [lb]
(9.58)
Los driving wheel de un tren son los que se muestran en al gura 9.22:
Figura 9.22: Driving wheel
Fuerza neta de empuje F N E = Esf uerzo de arrastre − (RL + RP + RC + RA )
(9.59)
Esta fuerza es la que crea aceleración. Velocidad de balance es la velocidad a la cual FNE es cero, de esta forma no hay fuerzas disponibles para acelerar el tren.
Frenado: distancia y tiempo de frenado La fuerza retardante se calcula como:
FR = f uerza de f renado + RL ± RP
Si se conoce
FR ,
(9.60)
se puede determinar la distancia de frenado y el tiempo de frenado. La energía
cinética al momento del frenado es:
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
1 1 wv 2 · vm2 = cdot 2 2 g
107
(9.61)
Donde:
w v g
Peso del tren [lb] Velocidad [pies/seg]
2
32,2 [pies/seg ]
Sea S la distancia de frenado [pies] y
FR
[lb] la fuerza retardante, entonces el trabajo se calcula
como sigue:
T rabajo = FR · S
(9.62)
1 wv 2 FR · S = cdot 2 g
(9.63)
S = 66, 8 ·
wv 2 FR
(9.64)
Asumiendo que las partes rotativas también tienen una componente lineal (5 %):
S = 70 ·
wv 2 FR
(9.65)
También se puede expresar S en función de la velocidad durante el frenado (promedio) V y el tiempo que toma frenar T [seg]:
S=
V ·T 2
FR · S = FR ·
1 wV 2 · 2 g
(9.66)
(9.67)
1 wV 2 V ·T = · 2 2 g
(9.68)
wV 2 g · FR
(9.69)
T =
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108
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
Usando [t] y [mph] y el componente lineal de las partes rotativas:
T =
95, 6 · wV FR
(9.70)
9.3. Sistemas de traspaso Los principales componentes del sistema de traspaso son:
Chimenea de traspaso Dos o más niveles en la mina para observación/ reducción secundaria Infraestructura de carga de mineral: Para el control de tamaños y volumen de vaciado (parrilla, chancador) Infraestructura de descarga: Para controlar el ujo de material y carguío (buzón, pila)
Figura 9.23: Sistema de traspaso
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
109
Chimeneas Las chimeneas de traspaso son construcciones verticales a subverticales cuyo objetivo es el transporte de mineral, estéril y/o relleno desde un nivel a otro en una mina subterránea. Estas también
2
sirven de almacenaje. Históricamente han sido de 5,6 [m ] en área pero recientemente deben transportar tamaños mayores a 1,5 [m]. En cuanto a los largos de la chimenea van de 18 a 180 [m]. Parámetros de diseño Para el diseño de chimeneas es necesario de nir los siguientes parámetros:
Angulo de la chimenea Largo Diámetro Angulo de quiebre
Figura 9.24: Chimenea
El diseño de chimeneas de traspaso requiere que el material uya en la totalidad del área disponible cuando esta se extrae por medio de buzones, donde el ujo del material es un proceso de falla por corte de los contactos entre las partículas. Las fuerzas que producen las fallas son gravitacionales o los pesos de las partículas que componen el sistema. Las fuerzas contrarias al ujo natural por gravedad son la cohesión y fricción entre partículas (interna y con las paredes). El diseño debe
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110
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
evitar condiciones de no ujo como colgaduras (trancamiento total) y piping (parcial), y considerar la estabilidad del pique de traspaso. La causa principal de la formación de arcos es la presencia de nos ( 5D100
Ahora para la altura (h) y diámetro
Dchimenea
para evitar arcos cohesivos y piping:
Dchimenea = (1 + 1/r)(
h>
C cos(φ) )( ) r 1 − sen(φ)
2C·cos(φ) 1−sen(φ)
γ
Donde:
r r C γ φ
h
(9.71)
=1 para piques circulares L/D para piques rectangulares Cohesión Peso especí co Ángulo de fricción interno Altura crítica a la cual se rompe el equilibrio
En caso de existir problemas de colgaduras:
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(9.72)
(9.73)
CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
111
Figura 9.25: Solución a colgaduras
La inclinación de las chimeneas va desde los 30 hasta los 90 . Existen diferentes métodos para la construcción de chimeneas que son detallasdos en la tabla 9.3:
Parrillas Las parrillas son harneros que sirven para controlar la granulometría máxima que pasa por un pique/chimenea de traspaso. Las parrillas se construyen de acero, rieles, vigas T, tubos vacíos y con hormigón y barras de molino. Comúnmente no son estructuras soldadas y deben resistir la reducción del sobre tamaño sobre ella.
Figura 9.26: Parrilla, punto de descarga y chimenea
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112
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
La forma de la parrilla se obtiene de un análisis del comportamiento del material descargado sobre ella, de modo que se pueda aprovechar la energía del material de una forma u otra. Si la parrilla se dispone horizontalmente se observa que el material descargado se acumula en la orilla más próxima de la descarga, lo cual no permitiría aprovecharla completamente
?? (1), sin embargo
una solución que aprovecha la gravedad es darle cierta inclinación a este sector, para que el material se desplace hacia la zona más alejada del punto de descarga, aprovechando toda el área disponible
?? (2).
Figura 9.27: Diseño de parrilla
De la gura
??, se puede observar que la zona x recibe el impacto de la descarga del material y
a su vez la zona x' el impacto de los bolones (el cual dependerá de la energía con la que lleguen). La energía con que llega el sobre tamaño a la zona x' , dependerá del ángulo de quiebre (usualmente
o
25 ). Para evitar el daño producido por ambos impactos se disponen en los extremos bolones de material similares a las pircas, los que absorben el impacto prolongando la vida útil del punto de descarga (cajas de la chimenea y soportes de la parrilla). El diseño de la parrilla debe determinar la distancia de los barrotes y el largo de la parrilla.
Figura 9.28: Componentes de la parrilla
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
113
Reducción secundaria La reducción secundaria se lleva a cabo por la necesidad de cumplir restricciones granulométricas en el traspaso y en el transporte de materiales. Uno de los problemas con los cuales debemos enfrentarnos es la aparición de material con sobre tamaño, el cual puede generar otros problemas tanto en el traspaso del material como en las instalaciones relacionadas (buzones por ejemplo). La reducción de tamaño sobre una parrilla se puede realizar principalmente de tres formas:
Parche:
carga explosiva que se aplica en la super cie de la colpa y que al detonar provoca la
fragmentación de ella. Se considera como una mala práctica, ya que el explosivo debe tener con namiento para su buen aprovechamiento y en este caso no ocurre por lo que la e ciencia de la tronadura es muy baja y la proyección de material es alta, provocando daños en los alrededores (cables, tuberías, caja, etc.).
Cachorreo: consiste en perforar la colpa con un equipo manual o mecanizado, de modo que el explosivo quede con nado como corresponde. En este caso la e ciencia del explosivo es mayor, pero debe considerarse el tiempo que demora la perforación y además se necesita personal (cuadrilla) que realice la perforación.
Martillo rompedor, picador o demoledor:
equipo diseñado para demolición por impacto,
puede ser neumático o hidráulico, manual o mecanizado. Las ventajas que presenta son su e ciencia y su independencia (no requiere paralizar la faena o el sector, sólo el punto donde se encuentra el problema). El monto de la inversión es mucho más signi cativo en comparación de los anteriores métodos.
Figura 9.29: Reducción secundaria
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114
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
Buzones Los buzones corresponden a sistemas de carguío estacionarios que se ubican en el extremo inferior de las chimeneas, controlando el ujo del material. Los buzones reemplazan al sistema tradicional de carguío mediante cargadores frontales, permitiendo obtener: Menor tiempo de carguío Menor costos de operación Menores requerimientos de ventilación Mayor seguridad en la operación Elementos jos: Corresponde a socucho, tolva y a la estructura de soporte. Estos elementos se encuentran anclados al cerro. Elementos móviles: Estos elementos son accionados por cilindros hidráulicos o neumáticos. Corresponde a cortina de cadenas y al buzón de descarga. Unidad de fuerza y control: Son instalaciones requeridas para el accionamiento de los cilindros hidráulicos y en ocasiones ventiladores auxiliares y semaforización.
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Figura 9.30: Buzón
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115
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
LHD Diésel Flexibles y fáciles de mover no
Otros
Automatización Ventilación Reducción secundaria
Ítem Flexibilidad
116
sólo para cambiar el equipo en un nivel sino para usarlo en otras actividades como limpieza de calles y barro
Se puede realizar reducción secundaria detrás de las máquinas
Requieren de aire fresco en la frente
LHD Eléctrico Están limitados a la zona de producción. Limita el acceso a las zonas de trabajo. Se limita el uso de las unidades a otras tareas lo que es bueno par ala producción
Se debe tener cuidado con los cables eléctricos
Operan bajos mínimos requerimientos de aire (se debe considerar polvo) Es posible automatizar estos
Es posible automatizar estos
equipos. Se pueden hacer co-
equipos. No se pueden hacer
nexiones con barreras de segu-
conexiones con barreras de se-
ridad eléctrica y la unidad que
guridad eléctrica
permite el apagado del equipo en condiciones de emergencia Carga mejor. Alta disponibilidad. Menor costo capital. Silencioso. Mas frío
Cuadro 9.1: Comparación LHD diésel y eléctrico
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Tipo
Características Los cables soportan la estructura de los rodillos. En términos de costos de capital son un 20 % menores que correas convencionales. La correa descansa en los cables sin n mientras la
Soportadas por cables
tension requerida para el movimiento de la correa se transmite a los cable. Este tipo de correa es económico en largos sobre los 4-8 km: los cables requieren una polea motriz de gran diámetro por lo que no son económicas en distancias cortas Tienen el mismo diseño que las correas convencionales y sobre cables. Se pueden reposicionar con el uso de equipos de
Móviles
apoyo. Las bases poseen rieles en la base. Generalmente son horizontales y se elevan para transferencia, se ocupan principalmente en minería a rajo abierto La correa es soportada por medio de una capa delgada de
Levantadas por aire
aire, que se suple mediante una bamba que inyecta aire a presión al sistema, no se usan rodillos. La correa retorna usando rodillos convencionales Esta compuesto de murallas transversales y laterales insertas
Cleat
en la correa. Las laterales son plizadas para adaptarse al cambio de radio cerca de las poleas motrices. Las murallas transversales permiten conducir carga verticalmante Usa una correa especial que se puede amoldar como un circulo o ducto. Se usan 6 rodillos para mantener la forma circular.
Tipo ducto
Este tipo de correas es limpio (polvo), compacto en sección vertical, no requiere recubrir la correa, y tiene menores radios de giro que correas convencionales
Tipo sandwich
curvadas
Tiene dos correas una sobre otra con la carga al medio. Se puede ocupar para fuertes inclinaciones Puede ir a través de obstáculos sin necesidad de puntos de transferencia. Usan un menor radio de curvatura Cuadro 9.2: Tipos de correa
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117
118
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
Tipo
Características
Tambor simple
Mejor sistema para alta carga a transportar y poca profundidad Se puede operar con dos compartimientos
Doble tambor
desde distintos niveles de la mina. Mejor sistema para la construcción de piques Los sistemas Koepe con múltiples cables tienen mayor capacidad en [t/h] que los tambores dentro de un rango de profundidad 460 a 1520 [m]. La operación es sim-
Koepe
ple, menor inercia y rotación más económica. Pueden operar con un menor gasto de electricidad/potencia Cuadro 9.3: Comparación sistema de tracción en extracción vertical
Diésel-eléctricas
Eléctricas
30.000-3.600 HP
6.000 HP
Disponibilidad 85 %
Disponibilidad 95 %
Menor costo capital
Mayor costo capital
Vida útil 15-20 años
Doble de vida útil Mayor adhesión, 4-6 ejes, 25-50 [kV], 60 [Hz], Menor costo de mantención (1/2 a 1/4), no hay almacenaje de diésel ni problemas de congelamiento, operación limpia y sin contaminación
Cuadro 9.4: Comparación tipo de locomotoras
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CAPÍTULO 9. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA
Método
Descripción Arranque es generado por métodos
Convencional
de
construcción
de
piques
de perforación y tronadura. Requiere infraestructura de apoyo super cial, con el objetivo de mover la plataforma de trabajo e izar el balde de extracción de marina Ascenso y descenso a la frente de trabajo por medio de escaleras, ha-
Construcción
de
chimeneas
cia una plataforma de trabajo en donde el operador realiza las operaciones de excavación, que consta de perforación manual con equipos livianos tipo stoper El arranque se realiza con métodos
Jaula
trepadora
Alimak
convencionales, mientras que el acceso a la frente de trabajo se lleva a cabo mediante un ascensor de construcción Se basa en el concepto de la tronadura tipo cráter, y es utilizado amplia-
VCR
mente en faenas mineras, en excavaciones tanto de producción como desarrollo consiste en un método de construcción de chimeneas, en el que se aplica una plataforma colgada por me-
Jaula Jora
dio de un cable de acero, que pasa por el centro de la chimenea a través de un sondaje, previamente ejecutado
Cuadro 9.5: Métodos de construcción de chimeneas
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119
120
9.3. SISTEMAS DE TRASPASO
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Capítulo 10
Carguío y transporte en minería super cial Para extraer el mineral es necesario extraer estéril. La relación estéril/mineral, dependerá de cada yacimiento e irá en aumento con la profundidad. Por tanto, esta minería mueve grandes volúmenes y requiere equipos de mayor capacidad que los vistos en minería subterránea.
Figura 10.1: Frente de excavación minería super cial
121
122
10.1. OPERACIÓN DE CARGUÍO
10.1. Operación de carguío La operación de carguío en minería super cial requiere de equipos de mayor capacidad porque el tonelaje de mineral más estéril que se mueve en un día en una faena puede llegar a ser 8 veces el que se mueve en una faena subterránea.
10.1.1.
Equipos de carguío
Palas hidráulicas Son máquinas especialmente diseñadas para la excavación en super cie. Utilizan motores diésel
3
o eléctricos y tienen capacidades que van desde las 28 a 46 [yd ]. Tienen aproximadamente una vida útil de 7 años con un costo en promedio de MUS$ 7. Las palas tienen poca movilidad debido a la manera en como se desplazan, sobre orugas, de esta forma las velocidades que alcanzan son del orden de 2 a 2,5 [km/h].
Figura 10.2: Pala hidráulica cargando un camión
Las palas hidráulicas tienen diferentes componentes que son mostrados por al gura 10.3. La pala hidráulica genera fuerzas de excavación a través del cilindro del brazo (rompimiento) y los cilindros de inclinación del balde (empuje). Un tercer componente de la fuerza de la excavación es la fuerza de la pluma. La fuerza neta disminuye a la mitad del banco porque parte de la fuerza está dirigida a soportar el peso del aditamiento. Una pala hidráulica puede consumir hasta 10.000 [l] de combustible al día, requiriendo abastecimiento de 20 a 30 minutos diarios. Para el combustible se requiere un centro de almacenamiento y
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CAPÍTULO 10. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUPERFICIAL
123
Figura 10.3: Componentes de una pala hidráulica
Figura 10.4: Fuerzas ejercidas por una pala hidráulica
camiones pipa.
Ciclo de trabajo El ciclo de una pala hidráulica consiste en las siguientes fases:
Fase de excavación consiste en mover el balde en el banco llenándola para levantarlo y liberar el banco.
Fase de giro comienza cuando el balde está lleno hasta llegar a la posición del camión. Esta comprende acelerar suavemente marcha de inercia y desaceleración (60 % del tiempo).
Fase de descarga de balde
comienza desde que el balde pasa sobre el extremo del camión y
termina cuando el movimiento de giro para regresar al banco.
Fase de retorno
incluye girar la estructura superior de regreso al banco y bajar el balde a la
posición de excavación.
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124
10.1. OPERACIÓN DE CARGUÍO
Figura 10.5: Ciclo de una pala hidráulica
Fase de posicionamiento involucra el uso de la función de propulsión para mover la máquina más cerca del frente de trabajo para mejorar la posición de excavación. El tiempo del ciclo de una pala dependerá del arco de giro que recorre desde que excava el material hasta que lo descarga en la tolva de un camión. A menor arco de giro la pala será mas productiva, mientras que a mayor arco de giro la pala tendrá menor productividad. El tiempo que la pala demora en girar es el mayor tiempo del total de su tiempo de ciclo.
Figura 10.6: Productividad de acuerdo al arco de giro
Palas eléctricas Son conocidas como palas de cables en minería. Utilizan motores eléctricos, reductores de engranaje, tambores y cables, chasis superior y aditamiento. Su precio rodea los MUS$ 10-12 con una
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CAPÍTULO 10. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUPERFICIAL
125
vida útil en promedio de 20 años o más. Las velocidades que alcanzan van desde 1,3 a 1,7 [km/h]. Sus principales componentes son mostrados en al gura 10.7:
Figura 10.7: Componentes de una pala eléctrica
Se observan dos fuerzas aplicadas simultáneamente constantes durante el llenado del balde: Fuerza de Levante (cable o aro) y un mecanismo de empuje accionado mediante piñón o cable (depende del fabricante).
Las palas eléctricas requieren de cable de alimentación, el cual debe poder resistir los rigores de los cambios climáticos y condiciones de la minería.
El ciclo de trabajo de este tipo de palas está dado por la gura 10.9:
A Baja de balde B Se mueve el balde hacia delante usando el empuje (piñón) C Sube el balde y extiende el empuje D Sube el balde sacándolo del banco hasta llegar a la altura de carguío del camión La gura
??
muestra el carguío de una pala hidráulica cargadon un camión (izquierda) y una
pala eléctrica cargando otro camión.
Los baldes utilizados en las palas eléctricas son como los muestra la gura 10.11:
Dependiendo del tipo de material el balde tendrá diferentes factores de llenado.
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126
10.1. OPERACIÓN DE CARGUÍO
Figura 10.8: Cable que alimenta con corriente a la pala eléctrica
Facilidad de carga Excavación fácil Excavación media
Ejemplo
Factor de llenado
Granulares
1,05 - 1,2
Tierra seca y barro, grava de
1 - 1,15
barro, carbón Materiales que requieren tro-
Excavación difícil
nadura liviana; piedra caliza,
0,9 - 1
gipsita, arcilla y grava cementada Materiales que requieran tro-
Excavación muy difícil
nadura pesada: taconita, gra-
0,8 - 0,9
nito, desmonte conglomerado
Draglines 3
Son equipos de gran capacidad de extracción (30-180 [yd ]) y alcance. Estos son utilizados en minería de carbón para extraer el mineral tronado por cast-blast. Estas pueden ser montadas sobre orugas o sobre cilindros.
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CAPÍTULO 10. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUPERFICIAL
127
Figura 10.9: Ciclo de una pala eléctrica
Figura 10.10: Palas cargando un camión
10.2. Operación de transporte Dentro de los procesos productivos de mayor costo se encuentra el carguío y transporte de material, debido a que es el proceso con mayor cantidad de equipos involucrados ( ota), alto grado de mecanización, menor rendimiento productivo por equipo y constituye un proceso de operación prácticamente continuo y lento.
El objetivo del proceso es retirar el material tronado de la frente y transportarlo adecuadamente a su lugar de destino, lo cual se puede resumir en la siguiente secuencia:
Preparación de la zona de trabajo, Posicionamiento de equipos,
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128
10.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
Figura 10.11: Balde de una pala eléctrica
Retirar el material tronado desde la frente de trabajo (Carguío), Traspaso del material al equipo de transporte dispuesto para el traslado, Transporte del material a su lugar de destino (Planta, acopio, botaderos, etc.), Descarga del material, Retorno del equipo de transporte al punto de carguío (si es que se requiere su retorno). Esta secuencia se cumple hasta que haya sido retirado el material requerido de la frente. Como se menciona anteriormente, este proceso productivo es el más in uyente en los costos de operación (45 % al 65 % del costo mina), por lo que es de gran importancia garantizar un ambiente de operación apto para lograr los mejores rendimientos de los equipos involucrados, tanto en la parte física (material, equipos, mantención, disponibilidad, insumos, etc.), como en la parte humana (operadores, mantenedores, jefes de turno, etc.). El proceso productivo de carguío y transporte se puede esquematizar de la siguiente forma:
¾Cuándo se lleva a cabo? Una vez que el material ha sido tronado y que se ha revisado el área veri cando que la operación será segura (tiros quedados, colpas muy grandes, derrumbes, etc.), se procede a preparar la zona de carguío (sello), para lo cual se requerirá (si es necesario) de equipos de apoyo como bulldozers, wheeldozers, cargadores de servicio, camiones de riego, que dejen expedito el sector para la operación de los equipos de carguío y transporte. Cumplido con esto se posiciona el equipo de carguío con su correspondiente ota de equipos de transporte para iniciar la operación. En minas de rajo abierto
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CAPÍTULO 10. CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUPERFICIAL
129
Figura 10.12: Dragline
la preparación del sello no constituye una operación unitaria para el ciclo de carguío y transporte, ya que por lo general es más de una la zona a cargar y mientras los equipos de carguío y transporte operan en un sector, los equipos de apoyo están preparando otro.
¾Qué se hace? Fundamentalmente lo que se hace es extraer el material quebrado (tronado) desde la frente de operación por el equipo de carguío, para luego ser depositado en el equipo de transporte, lo cual se logra posicionando el equipo (cargador frontal o pala) frente al material cargado, en un área donde tanto el equipo de carguío como los equipos de transportes puedan operar sin problemas. El equipo de carguío penetra el material tronado con su balde, llenándolo y desplazándolo hacia el punto de descarga, donde el balde es vaciado sobre la tolva del equipo de transporte (o recipiente). Esto se repite hasta que el equipo de transporte alcance su llenado operacional y sea reemplazado por otro equipo de transporte para continuar cíclicamente hasta agotar el material de la frente de trabajo. Los equipos de transporte trasladarán el material a su destino parcial o nal, ya sea a botaderos (estéril), acopios de mineral con baja ley, acopios de lixiviación, acopios de mineral de alta ley, chancado, etc., donde procederán a descargar el material y retornar a la operación (carguío, reserva o mantención).
¾Con qué se hace? La operación de realiza con equipos adecuados, según la descripción del proceso, es decir dependiendo de la continuidad del proceso y los equipos involucrados. Para el carguío se cuenta con variados equipos como Cargadores frontales, Palas hidráulicas de excavación frontal o retro exca-
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130
10.2. OPERACIÓN DE TRANSPORTE
vadoras, Palas cable, Dragalinas, Rotopalas, etc., para el caso del transporte se cuenta con equipos como Camiones convencionales (carreteros), Camiones articulados, Camiones fuera de carretera, Ferrocarriles, Correas transportadoras, Mototraillas (auto cargadoras), etc. La ota seleccionada tendrá relación directa con las características de la mina, tanto físicas, geométricas y operacionales (rendimientos exigidos). (Ver texto Maquinarias y Equipos Mineros para la Explotación de un Rajo Abierto).
¾Cuál es el costo de cargar y transportar? En función de los rendimientos exigidos y alcanzados, las características de la explotación, los equipos, la operación y el mercado, se pueden obtener costos de operación que uctúan entre un 45 a un 65 % del costo global de la operación de la mina, pudiendo ser mayores o menores dependiendo de las condiciones de operación en la faena. El carguío oscila entre un 10 y un 20 % del costo y el transporte entre un 35 y un 45 %. En cuanto a inversiones, también podemos apreciar que los montos involucrados respecto a las otras operaciones unitarias, son mucho mayores ya que un camión de 240 Ton cortas cuesta más de US$ 2.000.000, un cargador frontal adecuado para este camión tiene un valor similar y una pala hidráulica para este tipo de camiones tiene un valor superior a los US$ 5.000.000. Existen otros equipos de carguío y transporte de menores capacidades, lo cual se verá re ejado en un valor menor. Debemos notar que la capacidad de los equipos incide directamente en el rendimiento de éstos. Para el transporte se utilizan camiones mineros de grandes capacidades y correas transportadoras.
Figura 10.13: Camiones Komatsu con diferentes capacidades
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Capítulo 11
Servicios mina El objetivo del proceso es mantener la faena en condiciones operativas, garantizando que las operaciones unitarias se realicen con el mejor rendimiento y el mínimo riesgo, lo cual se puede resumir en la siguientes actividades:
Preparación de sellos para carguío, Construcción, habilitación y mantención de caminos y accesos (y otros), Mantención de Botaderos, Limpieza en sectores especí cos, Manejo de materiales (no mineros), Apoyo directo a operaciones (carguío, traslado de equipos, etc.), Este proceso productivo complementario se puede esquematizar de la siguiente forma:
¾Cuándo se lleva a cabo? Permanentemente en la mina y alrededores de ella se realizan tareas de mantención, construcción y apoyo, por lo que se puede decir que estas actividades se realizan rutinariamente.
¾Qué se hace? Fundamentalmente lo que se hace es prestar apoyo a las operaciones unitarias productivas (directas), con el n de mejorar el rendimiento de dichas operaciones.
¾Con qué se hace? 131
132
11.1. EQUIPOS EN SERVICIOS MINA
La operación de realiza con equipos adecuados, según la necesidad. (Ver texto Maquinarias y Equipos Mineros para la Explotación de un Rajo Abierto).
¾Cuál es el costo de esta operación? En función de las actividades a realizar y realizadas, las características de la explotación, los equipos, la operación y el mercado, se pueden obtener costos de operación que uctúan entre un 12 % a un 20 % del costo global de la operación de la mina, pudiendo ser mayores o menores dependiendo de las condiciones de operación en la faena.
Figura 11.1: Servicios mina: bulldozer moviendo material tronado
11.1. Equipos en servicios mina 11.1.1.
Bulldozer
El número de bulldozers en una faena, tiene estrecha relación con el número de palas (o equivalente pala), botaderos en operación, accesos por abrir, presencia de nieve, etc., es así que:
N o Bulldozers = f (N o P alas, N o deBotaderos, Accesos, Caracteristicas especif icas)
11.1.2.
(11.1)
Wheeldozer
El número de wheeldozers en una faena, tiene relación con el número de palas (o equivalente palas) en operación y la distancia que hay entre ellas, botaderos, nieve, accesos, etc. Se recomienda
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CAPÍTULO 11. SERVICIOS MINA
133
Figura 11.2: Bulldozer
que un wheeldozer visite a una pala cada media hora, es así que:
N o W heeldozers = f (N o P alas y distancia entre ellas, Botaderos, caminos)
Figura 11.3: Wheeldozer
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(11.2)
134
11.1. EQUIPOS EN SERVICIOS MINA
11.1.3.
Motoniveladora
El número de moto niveladoras dependerá de las características de los caminos de la mina (calidad y cantidad). Se puede expresar como:
N o M otoniveladoras = f (Calidad y N o de Caminos)
(11.3)
Figura 11.4: Motoniveladora
11.1.4.
Cargadores Frontales de servicio
El número de cargadores frontales de servicio (no de producción), dependerá de la cantidad de trabajo que haya que realizar para mantener una faena en condiciones deseadas, por lo general se tiene:
N o CargadoresF rontales = f (M antencion y tareas generales, Calidad y N o de Caminos) (11.4)
11.1.5.
Compactadores
El número de compactadores de camino, deberán satisfacer las necesidades para la mantención de los caminos, en función del ancho de caminos, índices de compactación deseados, etc., es decir por la calidad y cantidad de los caminos relacionados con la faena. Por lo general se puede expresar como:
N o Compactadores = f (Calidad y N o de Caminos a Compactar)
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(11.5)
CAPÍTULO 11. SERVICIOS MINA
Figura 11.5: Cargadores Frontales de servicio
Figura 11.6: Compactador
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135
136
11.1. EQUIPOS EN SERVICIOS MINA
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Capítulo 12
Problemas 12.1. LHD-camiones Enunciado Se requiere calcular la ota de equipos de carguío y transporte para el diseño conceptual de una faena subterránea explotada mediante el método de Sub Level Caving.La extracción
3
de mineral se realizará mediante equipos LHD de gran capacidad (13yd ). En un comienzo, para los primeros niveles del SLC se utilizarán camiones para el transporte de mineral, esto antes de tener listo el sistema de extracción vertical de mineral que se realizará mediante un pique operado con un skip, que permitirá transportar mineral de los niveles más profundos. Los camiones tendrán que recorrer una rampa de 3 [km] y pendiente 10 % . Se pide determinar la cantidad de equipos LHD y camiones necesarios para satisfacer la producción de 15.000 [tpd], y calcular el costo operacional que tienen los camiones y LHD. Considerando los siguientes costos para cada equipos:
Equipo
Costo operacional
Unidad
Costo operacional LHD
180
[US$/h]
Costo operacional camión
200
[US$/h]
Cuadro 12.1: Costo operacional por hora equipos
Además se conocen los siguientes parámetros del mineral:
A continuación se muestra una vista en planta del diseño conceptual de la faena:
Las características de los equipos LHD se encuentra en la tabla 12.3 y las características de los camiones se encuentra en la tabla 12.4.
Solución
La manera en que se desarrollará la solución en mediante una serie de pasos donde
resulta más fácil entender la forma en que se resuelve el problema.
137
138
12.1. LHD-CAMIONES
Característica
Valor
Unidad
Esponjamiento (ε)
30
[ %]
Densidad (ρ)
3
[t/m ]
3
Cuadro 12.2: Características mineral
Figura 12.1: Vista en planta SLC
1 Capacidad efectiva LHD Capacidad ef ectiva LHD =
Capacidad LHD · ρ · F actor llenado 1+ε
(12.1)
3
Capacidad ef ectiva LHD =
t 13 [yd3 ]·3 [ m3 ]·70 [ %]·0,75[ m 3 ] yd
1+30[ %]
Capacidad ef ectiva LHD = 15, 8 [t]
2 Distancia media que recorre el LHD Dmax + Dmin 2 130+0 Distancia media = 2
Distancia media =
(12.2)
Distancia media = 65 [m]
3 Velocidades LHD V elocidad LHD cargado = 8 [
m km ] = 133, 3 [ ] h min
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(12.3)
CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
139
Característica LHD
Valor
Unidad
Tiempo descarga
0,25
[min]
Tiempo carga
0.5
[min]
Tiempo maniobras
0,5
[min]
Vel. cargado
8
[km/h]
Vel. vacío
12
[km/h]
Disponibilidad mecánica (D.M)
80
[ %]
Factores operacionales (F.O)
90
[ %]
Factor de llenado
70
[ %]
Cuadro 12.3: Características LHD
Característica camión
Valor
Unidad
Tiempo descarga
1
[min]
Tiempo maniobras
3
[min]
Vel. cargado
30
[km/h]
Vel. vacío
40
[km/h]
Factor de llenado
100
[ %]
Capacidad nominal
30
[t]
Disponibilidad mecánica (D.M)
80
[ %]
Factores operacionales (F.O)
90
[ %]
Cuadro 12.4: Características camión
V elocidad LHD descargado = 12 [
m km ] = 200 [ ] h min
(12.4)
4 Tiempo viaje cargada y descargado LHD T iempo viaje LHD cargado =
Distancia media 65[m] = = 0, 48 [min] m V elocidad cargado 133, 3 [ min ]
T iempo viaje LHD descargado =
65[m] Distancia media = = 0, 32 [min] m V elocidad descargado 200 [ min ]
(12.5)
(12.6)
5 Tiempo de ciclo LHD El tiempo de ciclo del LHD es la suma de los tiempos de cada operación que este realiza, estos tiempo se enumeran a continuación:
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140
12.1. LHD-CAMIONES
Tiempo descarga Tiempo carga Tiempo maniobras Tiempo cargado Tiempo descargado Sumando los tiempos anteriores se obtiene un tiempo total de 2,1 [min].
6 Número de ciclos por hora LHD N umero de ciclos por hora =
60 [min] = 29 ciclos 2, 1 [min]
(12.7)
7 Rendimiento efectivo LHD Rendimiento = N umero de ciclos por hora · Capacidad ef ectiva · DM · F O
(12.8)
t Rendimiento = 29 [ ciclo h ] · 15, 8 [ ciclo ] · 90[ %] · 80[ %]
Rendimiento = 331 [ ht ]
8 Costo operacional LHD Costo operacional LHD = Costo operacional LHD =
Costo por hora Rendimiento
180[ UhS$ ] 331[ ht ]
(12.9)
= 0, 54 [ U S$ t ]
9 Producción en tph P roduccion =
15000 [tpd] = 625 [tph] 24 [ hd ]
(12.10)
P roduccion mina Rendimiento LHD
(12.11)
10 Número de LHD N umero LHD =
N umero LHD =
625 [tph] 331 [tph]
N umero LHD = 2 LHD Universidad de Chile - Departamento Ingeniería de Minas
CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
141
11 Capacidad efectiva camión Capacidad ef ectiva camion =
Capacidad camion 1+ε
Capacidad ef ectiva camion =
(12.12)
30 [t] 1+30[ %]
Capacidad ef ectiva camion = 23 [t]
12 Velocidades y tiempos viajes cargado y descargado camión La distancia que recorren los camiones ya sea en el viaje cargado o viaje descargado son 3.000 [m]
V elocidad cargado = 30 [
km m ] = 500 [ ] → T iempo viaje cargado = 6 [min] h min
V elocidad descargado = 40 [
(12.13)
km m ] = 666, 7 [ ] → T iempo viaje descargado = 4, 5 [min] h min (12.14)
13 Ciclos de un LHD para llenar camión Ciclos =
Capacidad ef ectiva camion 23[t] = = 1, 4 [ciclos] ∼ 2 [ciclos] Capacidad ef ectiva LHD 15, 8[t]
(12.15)
Si aproximamos a 2 ciclos para llenar el camión, su factor de llenado será 100 %.
14 Tiempo de llenado del camión T iempo de llenado camion = Ciclo para llenar un camion · T iempo ciclo LHD
(12.16)
T iempo de llenado camion = 2 [ciclos] · 2, 1 [min] T iempo de llenado camion = 4, 2 [min]
15 Tiempo de ciclo camión El tiempo de ciclo del camión es la suma de los tiempos de cada operación que este realiza, estos tiempo se enumeran a continuación:
Tiempo llenado
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142
12.2. DISPONIBILIDAD DE CAMIONES
Tiempo viaje cargado Tiempo maniobras Tiempo descargado Tiempo viaje descargado Sumando los tiempos anteriores se obtiene un tiempo total de 18,7 [min].
16 Número de ciclos por hora camión N umero de ciclos por hora =
60 [min] = 4 ciclos 18, 7 [min]
(12.17)
17 Rendimiento efectivo camión Rendimiento = N umero de ciclos por hora · Capacidad ef ectiva · DM · F O
(12.18)
t Rendimiento = 4 [ ciclo h ] · 23 [ ciclo ] · 90[ %] · 80[ %]
Rendimiento = 66, 2 [ ht ]
18 Costo operacional camión Costo operacional camion = Costo operacional camion =
Costo por hora Rendimiento
200[ UhS$ ] 66,2[ ht ]
(12.19)
= 3, 02 [ U S$ t ]
10 Número de camiones N umero de camiones =
T iempo ciclo camion Capacidad ef ectiva LHD · +1 T iempo ciclo LHD Capacidad ef ectiva camion
N umero de camiones =
18,7[min] 2,1[min]
·
15,8[ton] 23[t]
(12.20)
+1
N umero de camiones = 10 camiones
12.2. Disponibilidad de camiones Enunciado Dada la disponibilidad de un solo camión de un 80 % y conociendo que la ota de camiones es de 20 equipos. Calcule la probabilidad de que exactamente 16 camiones estén disponibles y de que al menos 16 camiones estén disponibles.
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CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
143
Solución El ciclo de un camión se puede calcular como sigue (Suboleski, 1975): T CT = T P P + T C + T V C + T P V + T V + T V V + R
(12.21)
Donde:
TCC tiempo de ciclo de una unidad de transporte TPP tiempo de posicionamiento frente a la unidad de carguío TC tiempo de carguío TVC tiempo viaje cargado TPV tiempo de posicionamiento en el lugar de descarga TV tiempo de vaciado TVV tiempo de viaje vacío R retrasos Además se tiene que para TC:
TC = (
CU T ∗ ) · T CC CU C
(12.22)
Donde:
CUT capacidad de la unidad de transporte CUC capacidad de la unidad de carguío TCC tiempo de ciclo de la unidad de carguío * entero superior Además conociendo las velocidades del equipos de transporte cuando está cargado está vació
Vv se tienen las relaciones 12.23 y 12.24:
Vc y cuando
TV C =
Dc Vc
(12.23)
TV C =
Dc Vv
(12.24)
Donde:
Dc distancia recorrida equipo cargado Dv distancia recorrida equipo vacío Para calcular el número de camiones se calculan de tal forma que la pala no tenga tiempo ociosos, es decir, que la pala se encuentre trabajando todo el tiempo, para eso se plantea la fórmula siguiente:
N c1 = (
T CT )∗ TPP + TC
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(12.25)
144
12.2. DISPONIBILIDAD DE CAMIONES
Donde:
Nc1 número de camiones que satisfacen una pala TPP tiempo de posicionamiento frente a la unidad de carguío Pero si consideramos la disponibilidad mecánica del equipos de transporte la ecuación 12.25 cambia:
N c2 =
N c1 Disponibilidad
(12.26)
Donde la disponibilidad está de nida como lo muestra la ecuación 12.27:
Disponibilidad =
horas ef ectivas − horas mantencion y reparacion horas ef ectivas
(12.27)
A menudo la cantidad de equipos de transporte calculada en 12.27 no es su ciente. Una mejor forma de calcular el tamaño de la ota de equipos de transporte es usando una distribución binomial (Connel, 1969, 1973): Se de ne lo siguiente:
Pa probabilidad de que exactamente un equipo esté disponible Pna probabilidad de que un equipo de transporte no esté disponible N número total de unidades disponibles NcN =
Donde:
NcN
número de combinaciones de
N n
(12.28)
n equipos de transporte disponibles de un total de N
Se obtienen las siguientes relaciones 12.29 y
??:
Pn = NcN · (P a)n · (P na)N −n P1−n =
n X
NcN · (P a)x ·( P na)N −x
x=1 Donde:
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(12.29)
(12.30)
CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
145
P1N probabilidad de que al menos n Pn probabilidad de que exactamente
equipos de transporte estén disponibles
n equipos de transporte estén disponibles de una ota de N
Entonces, retomando el problema inicial, se tienen los siguientes datos:
N = 20 n = 16 P a = 80 [ %] P na = 20 [ %] Ahora se calcula lo solicitado:
P16
20 = · (0, 8)16 · (0, 2)20−16 16
(12.31)
P16 = 0, 21 Entonces la probabilidad de que haya exactamente 16 camiones disponibles es un 21 [ %].Ahora, calculando la probabilidad de que la menos hayan 16 camiones disponibles, se usa la ecuación 12.30:
P1−16
20 X 20 · (0, 8)x ·( 0, 2)N −x = x
(12.32)
x=16
P1−16 = P16 + P17 + P18 + P19 + P20 P1−16 = 0, 21 + 0, 20 + 0, 13 + 0, 05 + 0, 01 P1−16 = 0, 629 Entonces la probabilidad de que haya al menos 16 camiones disponibles es de un 62,9 [ %].
12.3. Ferrocarriles 12.3.1.
Ferrocarriles - Problema 1
Enunciado Calcule el tamaño de una locomotora (peso en toneladas) necesaria para transportar una carga de 350 [t] a 4 [mph] en una pendiente de 1 [ %]. La trocha es de 4' 8 1/2 y tiene un radio de curvatura de 200' que coincide con la pendiente. Los vagones tienen una distancia entre ejes de 9' 6 y la aceleración máxima que logra la locomotora es de 0,1 [mphs]. La adhesión entre las ruedas de los carros y los rieles es de un 25 [ %] y la resistencia a la rodadura de la locomotora es de 20 [lb/t].
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146
12.3. FERROCARRILES
Solución Se de ne L como el peso de la locomotora en toneladas, así la fuerza de arrastre disponible que tiene la locomotora queda expresada como sigue:
F uerza arrastre disponible = [
25 ] · L · 2000 = 500L [lb] 1000
(12.33)
La resistencia total (Rt) es la suma de las demás resistencias:
Resistencia a la rodadura de la locomotora Resistencia a la rodadura de los carros Resistencia a la pendiente de la locomotora Resistencia a la pendiente de los carros Resistencia a la curvatura Resistencia a la aceleración
RT = 20(L + 350) + 20 · 1 · (L + 350) +
225 · [40 81/200 ] · (L + 350) + 100 · 0, 1 · (L + 350) 200
(12.34)
RT = 65, 98L + 23,093 Igualando:
RT = 500L 500L = 65, 98L + 23,093 L = 54[t] Potencia:
P otencia = L·adhesion·2000·velocidad 375 P otencia = 54·0,25·2000cdot4 375 P otencia = 288 [Hp] Considerando la e ciencia (80 %) y accesorios (85 %):
P otencia =
288 0, 8 · 0, 85
P otencia = 423, 5 [Hp] Universidad de Chile - Departamento Ingeniería de Minas
(12.35)
CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
12.3.2.
147
Ferrocarriles - Problema 2
Una locomotora que pesa 45 [ton] transporta 450 [ton] en una pendiente de 1' en 100' a 4 mph. La cohesión durante el frenado es de un 15 %. La resistencia a la rodadura es de 12 [lb/ton] para la locomotora y carros. Calcule el tiempo y distancia de frenado.
FR = F uerza f renado + resistencia rodadura + resistencia pendiente
(12.36)
15 FR = 45 · 2000 · ( 100 ) + (45 + 450) · 12 − (45 + 450) · ( 2000 100 ) FR = 9,540[lb] Distancia de frenado
S = 70 ·
W v2 495 · 42 = 70 · = 58 [pies] FR 9,540
(12.37)
Tiempo de frenado
T = 95, 6cdot
12.3.3.
Wv 495 · 4 = 95, 6 · = 20 [seg] FR 9,540
(12.38)
Ferrocarriles - Problema 2
Determine el número de carros de 30 [ton] (4 ejes) que pueden ser transportados por una locomotora de 45 [t] a 10 mph en una pendiente de 0,2 % a través de una curva de 2. La resistencia a la rodadura es de 5 [lb/t] y para los carros de 10 [lb/t]. Fuerza de arrastre
F uerza de arrastre a 10 [mph] = 7,500 [lb]
(12.39)
Resistencia total = RR + RP + RC
(12.40)
Resistencia total
Sea N el número de carros a transportar:
RR = (45 · 5) + 30 · N · 10 = 225 + 300 · N Resistencia a la rodadura RP = (45 + 30 · N ) · 0, 2 · 20 = 180 + 120 · N Resistencia a la pendiente MI4070 - Fundamentos de Tecnología Minera
(12.41) (12.42)
148
12.4. RENDIMIENTO DE UN SKIP
RC = (45 + 30 · N ) · 0, 8 · 2 = 72 + 48 · N Resistencia a la curva
(12.43)
Donde (45+30*N) es el peso total del tren:
RT = 477 + 468 · N
(12.44)
Ahora se realiza un balance de fuerza:
F uerza de arrastre a 10 [mph] = RT [lb]
(12.45)
7,500 [lb] = 477 + 468 · N N = 15 carros
12.4. Rendimiento de un Skip Los skip son utilizados en el transporte vertical de mineral en minería subterránea a gran profundidad, sobre los 500 m. La extracción mediante rampas o correas no se justi ca económicamente y se pre ere utilizar un sistema de transporte vertical, donde se puede transportar mineral, personal o maquinaria. Un skip posee un ciclo que está caracterizado por diferentes tiempos, los cuales la suma de todos estos entrega el valor del tiempo de ciclo total de skip. Estos tiempos son los siguientes:
Tiempo aceleración a velocidad de arrastre (T1):
es el tiempo que demora el skip desde el
momento que parte hasta cuando logra llegar a la velocidad de arrastre, en este transcurso el skip se encuentra acelerando.
Tiempo a velocidad de arrastre (T2): tiempo a velocidad de arrastre que se utiliza para asegurar la proyección del skip en el pique y generalmente son 2 [seg].
Tiempo aceleración a velocidad máxima (T3): es el tiempo que demora el skip desde el momento que termina el tiempo a velocidad de arrastre hasta cuando logra llegar a la velocidad máxima, en este transcurso el skip se encuentra acelerando.
Tiempo a velocidad máxima (T4):
tiempo que el skip se encuentra moviéndose a velocidad
máxima. Es el tiempo más largo de todo el ciclo del skip.
Tiempo desaceleración a velocidad de arrastre (T5): es el tiempo que demora el skip desde el momento que termina el tiempo a velocidad máxima hasta cuando llega a la velocidad de arrastre. En este tiempo el skip se encuentra desacelerando.
Tiempo a velocidad de arrastre (T6):
tiempo a velocidad de arrastre que se utiliza antes de
que el skip descargue. Generalmente son alrededor de 4 [seg].
Tiempo desaceleración a velocidad de arrastre (T7): es el tiempo que demora el skip desde el momento que termina el tiempo de velocidad de arrastre hasta se detiene, en este transcurso el skip se encuentra desacelerando. Se desea determinar el tiempo de ciclo de un skip y su rendimiento en base a los siguientes datos:
Carga skip (P): 10.000 [lb]
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CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
149
Figura 12.2: Esquema de un skip
2
Tasa de aceleración (Aa): 2 [f ps ]
2
Tasa de desaceleración (Ad): 2,5 [f ps ] Velocidad guía (Vg): 20 [fps] Tiempo arrastre al inicio (Tai): 2 [seg] Tiempo arrastre al nal (Taf ): 4 [seg] Tiempo de descarga (T8): 10 [seg] Distancia de viaje (D): 2000 [ft] Velocidad de arrastre (Va): 2 [fps] Se sabe que el ciclo del skip cuenta con 7 tiempos como se detalló previamente, y se cuenta con un esquema como el siguiente: De niendo T8 como el tiempo de descarga, se tiene:
T 2 = 2 [seg]
(12.46)
T 6 = 4 [seg]
(12.47)
T 8 = 10 [seg]
(12.48)
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150
12.4. RENDIMIENTO DE UN SKIP
Figura 12.3: Timpo de ciclo del skip
A continuación una serie de paso que permiten calcular los demás tiempos para completar le ciclo del skip: Tiempo de aceleración para llegar a la velocidad de arrastre (T1)
T 1 = V a/Aa = (2 [f ps])/(2 [f ps2 ]) = 1[seg]
(12.49)
Distancia recorrida acelerando para llegar a la velocidad de arrastre (X1)
X1 = 1/2 · Aa · T 12 = 1/2 · 2 [f ps2 ] · 12 [seg] = 1 [f t]
(12.50)
Distancia recorrida a velocidad de arrastre (X2)
X2 = T 2 · V a = 2 [seg] · 2 [f ps] = 4 [f t]
(12.51)
Tiempo de aceleración para llegar a la velocidad máxima (T3)
T 3 = (V g − V a)/Aa = (20 [f ps] − 2 [f ps])/(2 [f ps2 ]) = 9 [seg]
(12.52)
Distancia recorrida acelerando para llegar a la velocidad de arrastre (X3)
X3 = V a · T 3 + 1/2 · Aa · T 3 = 2 [f ps] · 9 [seg] + 1/2 · 2 [f ps2 ] · 92 [seg] = 99 [f t]
(12.53)
Tiempo transcurrido en desacelerar para llegar a velocidad de arrastre (T5)
T 5 = (V g − V a)/Ad = (20 [f ps] − 2 [f ps])/(2, 5 [f ps2 ]) = 7, 2 [seg]
(12.54)
Distancia recorrida desacelerando para llegar a la velocidad de arrastre (X5)
X5 = V g · T 5 + 1/2 · Ad · T 52 = 20 [f ps] · 7, 2 [seg] + 1/2 · 2, 5[f ps2 ] · 7, 22 [seg] = 79, 2 [f t]
(12.55)
Distancia recorrida a velocidad de arrastre (X6)
X6 = T af · V a = 4 [seg] · 2 [f ps] = 8 [f t] Universidad de Chile - Departamento Ingeniería de Minas
(12.56)
CAPÍTULO 12. PROBLEMAS
151
Tiempo en desacelerar para detenerse (T7):
T 7 = V a/Ad = (2 [f ps])/(2, 5 [f ps2 ]) = 0, 8 [seg]
(12.57)
Distancia recorrida en desaceleración para terminar el ciclo (X7)
X7 = V a · T 7 + 1/2 · Ad · T 72 = 2 [f ps] · 0, 8 [seg] + 1/2 · 2, 5 [f ps2 ] · 0, 82 [seg] = 0, 8 [f t]
(12.58)
Para calcular el tiempo transcurrido a velocidad máxima se debe considerar la distancia total que viaja el skip en ese tiempo. Para ello debemos restar a la distancia total que recorre el skip las distancias que recorrió en las demás aceleraciones, por lo tanto:
X4 = D −(X1+X2+X3+X5+X6+X7) = 1000 [f t]−(1+4+99+79, 2+8+0, 8) [f t] = 1808 [f t] (12.59) Tiempo transcurrido a velocidad máxima (T4)
T 4 = X4/V g = (1808 [f t])/(20 [f ps]) = 90, 4 [seg]
(12.60)
Finalmente el tiempo de ciclo total del skip es la suma de los tiempos anteriores considerados
T iempociclo = T 1 + T 2 + T 3 + T 4 + T 5 + T 6 + T 7 + T 8 = 124, 4 [seg]
(12.61)
Si se usa un solo skip el ciclo total es el doble del tiempo anterior
T iempo ciclo total = 248, 8 [seg]
(12.62)
Ahora, para calcular el rendimiento, se toma en cuenta la carga de 10.000 [lb]
Rendimiento =
lb 10,000 [ skip ]
2,000 [ lbt ]
·
3,600 [ seg h ] seg = 72, 5 [tph] 248, 8[ skip ]
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(12.63)
152
12.4. RENDIMIENTO DE UN SKIP
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Parte IV
Ventilación y drenaje
153
Capítulo 13
Introducción El aire es la mezcla de gases que constituye la atmósfera terrestre. Este es esencial para la vida en el planeta y permite la combustión. En su estado puro y seco, el aire tiene la siguiente composición:
Gas
% en volumen
% en peso
N2 Oxígeno O2 Anh. Carbónico CO2
78,09
75,53
Árgon y otros
Nitrógeno
20,95
23,14
0,03
0,046
0,93
1,284
Cuadro 13.1: Composición aire en estado puro
El aire normalmente tiene un contenido de vapor de agua, el que va entre 0,1-3 % en volumen. Al ser el aire una mezcla mecánica de gases, al uir en el interior de una mina, su composición se ve alterada. Dentro de los cambios que sufre, se encuentran:
Disminuye la cantidad de oxígeno Aumenta la concentración de anhídrido carbónico Aumenta la cantidad de nitrógeno y vapor de agua Además, se agregan al aire diversos gases y polvos Se considera que el aire de mina se compone de: aire atmosférico, gases activos (gases explosivos o nocivos que se forman en el interior de la mina) y aire muerto (mezcla de anhídrido carbónico 5 al 15 % y nitrógeno 95 a 85 %). El oxígeno es un gas que no tiene olor, color ni sabor; su peso especi co es de 1,11 con respecto al aire.
155
156
El hombre respira mejor y trabaja más fácilmente cuando el aire contiene alrededor de 21 % de oxígeno, que es la cantidad normal que contiene la atmósfera al nivel del mar. Cuando la ventilación es de ciente, el aire de diversos lugares de la mina puede tener poco oxígeno y mucho anhídrido carbónico. Algunos países recomiendan que se considere que el aire de la mina es inapropiado para que lo respire el hombre cuando aquel contenga menos del 19 % de oxígeno. La llama de una vela encendida o una lámpara de seguridad de llama se apagará cuando el aire contenga menos 16,25 % de oxígeno. Pero, al exponerse a concentraciones entre 16,25 y 12,5 % de oxígeno la sangre no puede absorberlo plenamente, se afectan los centros superiores del cerebro y se perturba el juicio. Aunque el hombre no llega a perder el conocimiento sino hasta que el contenido de oxígeno queda por debajo de 12 %, nadie deberá intentar o permanecer en una atmósfera en la que no pueda arder la llama de una vela o una lámpara de seguridad, a menos que la persona lleve un aparato respirador autónomo. Las principales causas de la disminución del oxígeno del aire de minas son:
Proceso de oxidación lenta de materias orgánicas (madera de minas, combustibles, etc.) Desprendimiento de gases por las rocas Incendios, Respiración de personas Combustión de lámparas y motores Otros El control de la atmósfera en una mina es uno de los aspectos más vitales de la operación ya que in uye en la salud de las personas y la productividad por condiciones atmosféricas mas confortables para el trabajo humano. El control de calidad de los gases de mina, se relaciona también con el problema de la de ciencia de oxígeno. Esta puede ser causada por: 1) Introducción de un gas diluyente 2) Desplazamiento del oxígeno 3) Una combinación de ambos procesos La causa más grave de de ciencia de oxígeno es la dilución, que ocurre cuando un gas ajeno se introduce en la atmósfera de la mina, reduciendo así el porcentaje del oxígeno en el aire y crea de por si un riesgo. Estos gases ajenos provienen de los estratos del depósito o de las formaciones adyacentes. La disciplina de ventilación de minas se basa en la aplicación de los principios de la mecánica de uidos para determinar el ujo de aire requerido en excavaciones subterráneas.
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Capítulo 14
Gases La mayoría de los gases que se encuentran en minería se nombran a continuación.
14.1. Nitrógeno Es un gas inodoro, incoloro e insípido, de peso especí co 0,97. Al ser levemente más liviano que el aire, en las labores donde no existe movimiento de aire se concentra en las partes más altas. Por tanto, si una chimenea no es ventilada apropiadamente, el nitrógeno se concentrará en la parte superior de la chimenea, desplazando al oxígeno, y si una persona sube, al llegar al extremo superior tendrá riesgo de as xia. Origen en una mina: Fuentes de nitrógeno son las putrefacciones orgánicas, trabajo con explosivos y el desprendimiento en los estratos de las minas metálicas. Detección: Su detección se hace en forma indirecta al determinar el porcentaje de oxígeno en el aire.
14.2. Anhídrido carbónico El
CO2
es un gas sin color ni olor, con un sabor ligeramente ácido, de peso especí co 1,53. En
puntos de de ciente ventilación, las concentraciones de anhídrido carbónico resultan peligrosa, por su densidad se acumula preferentemente en puntos bajos. No es un gas altamente tóxico, pero si un estimulante de la respiración. Esto hace que la presencia de un 0,5 % de anhídrido carbónico en el aire normal cause un ligero aumento en la ventilación de los pulmones. Si el aire contiene 2 % de anhídrido carbónico, la ventilación de los pulmones aumentará en un 50 % aproximadamente; si el aire contiene un 5 % de dicho gas, la ventilación de los pulmones aumentará el 300 %, haciendo que la respiración sea fatigosa; y un 10 % de anhídrido carbónico no puede resistirse más de unos pocos minutos. Origen en la mina: Se forma en las minas subterráneas durante la putrefacción de la madera, descomposición de rocas carbonatadas por aguas ácidas, trabajo con explosivos, combustión, etc. El
157
158
14.3. MONÓXIDO DE CARBONO
CO2
producido por las personas es relativamente pequeño.
Detección: La presencia se reconoce por el calentamiento de las piernas y de la piel que enrojecen, por dolor de cabeza y decaimiento general. Concentraciones mayores provocan tos, aceleración de la respiración y accesos de temblor.
14.3. Monóxido de carbono Es un gas sin color, sabor ni olor, por lo que su exposición puede pasar desapercibida a bajas concentraciones. Su peso especí co es de 0,97. Explota cuando se encuentra en el aire en un porcentaje de 13 a 75 %. Es el gas causante de más del 90 % de los casos fatales en los incendios de minas. Su acción tóxica sobre el hombre se debe a que posee una mayor a nidad por la hemoglobina que el oxigeno (de 250 a 300 veces). Al tener una mayor a nidad por el
CO2 ,
la hemoglobina que
normalmente une oxígeno para distribuirlo en el organismo, une monóxido formando un compuesto mas estable conocido como carboxihemoglobina. Como resultado habrá disminución del nivel de oxígeno en la sangre y tejidos. A mayor exposición a monóxido, mayor será la formación de carboxihemoglobina, siendo por tanto su toxicidad dependiente del tiempo de exposición. Origen: Se obtiene mediante la combustión incompleta de cualquier materia carbonosa que se quema.
14.4. Acido sul drico Es un gas sin color, de gusto azucarado y olor a huevo podrido. Su peso especí co es de 1,19,Kg/m3, arde y forma una mezcla explosiva cuando su concentración llega a 6 %. En general, los accidentes originados por el H2S son raros. Es más venenoso que el monóxido de carbono, pero su característico olor lo hace menos peligroso. Irrita las mucosas de los ojos y de los conductos respiratorios y ataca el sistema nervioso. Con un contenido de 0,05 % de
H2 S
produce un envenenamiento peligroso en media hora y con 0,1 %
rápidamente viene la muerte. Las concentraciones máximas permisibles de los lugares de trabajo que muchos de los países jan es de 0,002 % por volumen durante una exposición de ocho horas. Cuando una persona se encuentra envenenada por
H2 S ,
la sangre y la piel evolucionan a un color verdoso. El tratamiento a seguir
en estos casos es el transporte inmediato de la víctima al aire fresco, sometiéndolo a respiración arti cial e inhalación de oxígeno. Fuentes en las minas: Putrefacción de sustancias orgánicas, descomposición de minerales, desprendimiento de las grietas, disparos de explosivos.
14.5. Anhídrido sulfuroso Es un gas incoloro, sofocante, con fuerte olor sulfuroso; muy pesado, su peso especí co 2,26 Kg/m3; se disuelve fácilmente en agua. Es fuertemente irritante de los ojos, nariz y la garganta,
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CAPÍTULO 14. GASES
159
incluso en concentraciones bajas, y puede causar graves daños a los pulmones si se le inhala en altas concentraciones. En concentraciones superiores a 0,001 % ataca a las mucosas y con 0,05 % es peligroso para la vida. La legislación de algunos países da concentraciones máximas permisible para este gas de 0,0005 %. Es poco común en el aire de las minas y cuando se encuentra lo hace en cantidades insigni cantes. Se forma por combustión de carbones con fuerte contenido en azufre.
14.6. Oxidos de nitrógeno El nitrógeno forma varios óxidos (N2 O , NO,
N O2 , N2 O4 , N2 O3
y
N2 O5 ), todos ellos son tóxicos,
menos el óxido nitroso (N2 S ). Los óxidos tóxicos de nitrógeno más corrientes son el óxido nítrico (NO) y anhídrido nitroso, que se presenta en dos formas (N O2 y
N2 O4 ),
según sea la temperatura
reinante. Fuentes: Estos óxidos se forman en las minas por combustión, por combustión retardada y, en determinadas circunstancias, por detonación de explosivos (especialmente cuando se usa ANFO). También son componente de los gases de escapes de los motores diésel y de gasolina y se forman por reacción del oxígeno y el nitrógeno del aire en contacto con los arcos y chispas eléctricas. Los óxidos de nitrógeno se forman también por combustión o descomposición de nitrato y materias nitratadas. Su acción tóxica la ejerce en las vías respiratorias especialmente en los pulmones al disolverse en agua formando ácido nítrico y nitroso que corroen los tejidos. Respirar cantidades pequeñas de este gas puede resultar fatal. Los óxidos de nitrógeno tienen un comportamiento engañoso respecto a su toxicidad, pues una persona que los respira puede rehacerse aparentemente y después de varios días u horas morir repentinamente. Un porcentaje de 0,0025 % de óxido de nitrógeno es el máximo permisible para exposiciones prolongadas; con un 0,2 % es generalmente fatal en exposiciones cortas.
14.7. Gas grisú El gas grisú se compone principalmente de metano (95 %), los otros componentes son: anhídrido carbónico, nitrógeno, etano, ácido sulfúrico y a veces hidrógeno y óxido de carbono. El metano es una de las impurezas más peligrosas de la atmósfera de las minas, por su propiedad de formar mezclas explosivas con el aire. Las explosiones de metano han sido la causa de muerte de centenares de mineros del carbón. El metano es casi dos veces mas liviano que el aire, por lo que se acumula en las partes altas de las labores. Las explosiones por metano, pueden producirse por una chispa o por alza de la temperatura. La explosión se genera de acuerdo a la siguiente ecuación:
CH4 + 2N O2 + 8N2 → CO2 + 8N2 + 2H2 O
(14.1)
Las mezclas que generan explosiones con mayor fuerza, son aquellas en que el metano varía entre 9-9.5
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160
14.7. GAS GRISÚ
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Capítulo 15
Ventiladores Un ventilador se de ne simplemente como una máquina rotatoria que expulsa aire en forma continua. Las partes importantes que componen un ventilador y que afectan sus propiedades aerodinámicas son:
Impulsor (Hélice) Es la parte del ventilador que al rotar imparte movimiento al aire. Carcaza Es estacionaria y guía el aire hacia y desde el impulsor. Otras partes de un ventilador y que juegan, también, un papel importante en su rendimiento, son las paletas de entrada, difusores o evasores. Los ventiladores se clasi can principalmente en ventiladores radiales y axiales.
15.1. Ventiladores de ujo radial o respecto al eje del
En estos ventiladores, el aire abandona el impulsor en una dirección en 90
impulsor. Los ventiladores de ujo radial se usan en las tres clasi caciones de ventiladores para mina; según sea la con guración de las aspas, en relación con la dirección de rotación, se tiene: Ventilador de aspas inclinadas hacia adelante Ventilador de aspas radial Ventilador de aspas inclinadas hacia atrás Los tres tipos de forma de aspas proporcionan rendimientos diferentes; los ventiladores de aspas inclinadas hacia adelante, dan presiones mayores que los otros, sin embargo son de e ciencia baja (65 a 75 % como máximo). Los ventiladores de aspas radiales no tienen ventajas de nidas. Los ventiladores de aspas inclinadas hacia atrás son básicamente más e cientes que los otros tipos y el desarrollo de aspas con una sección de super cie de sustentación ha incrementado aún más su e ciencia acercándose a valores de 90 %; con esta característica este ventilador ha resultado ser un serio rival para los ventiladores axiales.
161
162
15.2. VENTILADORES DE FLUJO AXIAL
Los ventiladores radiales pueden ser de entrada doble o simple, consistiendo la primera, virtualmente, de dos ventiladores montados de espalda uno contra otro en el mismo eje. Estos ventiladores tuvieron un gran desarrollo en las minas de carbón a principios de siglo, pero en las instalaciones super ciales modernas, considerando la mayor demanda de presión que de volumen de aire, ha favorecido el uso de los ventiladores de entrada simple. La carcaza de estos ventiladores es de forma espiral y, normalmente, metálica; sin embargo, también suele ser de concreto. Cualquier modi cación en el diámetro del impulsor, requiere una modi cación de su carcaza para mantener su e ciencia. El ventilador radial puede generar presiones bastantes más altas que un ventilador de ujo axial, por ello, muchas veces, se le pre ere en una ventilación auxiliar; su principal limitante es la forma de su carcaza, con relación a como entra y sale el aire de él. El desarrollo de un ventilador radial en línea ha eliminado este inconveniente, pero también, baja su propiedad de dar alta presión.
15.2. Ventiladores de ujo axial La forma como el aire es obligado a pasar a través del ventilador se asemeja al principio de acción de un par tornillo-tuerca; el impulsor tiene el papel de tornillo y la corriente de aire hace las veces de la tuerca. Al girar el impulsor tiene movimiento de avance y de rotación. Un ventilador con impulsor corriente con aspas rectas, es el aparato más sencillo para mover el aire. Pero, sus características de rendimiento serían inaceptablemente bajas. En las aplicaciones mineras, el término de ventilador de ujo axial se re ere, generalmente, a un ventilador con aspas de sección con super cie de sustentación, acondicionado en una carcaza resistente y que, a menudo, tiene aspas guías para recti car el movimiento del aire y mejorar su e ciencia. Su poca capacidad para producir presión respecto al ventilador radial se supera agregando más de una etapa, teniendo el inconveniente de aumentar el largo de las instalaciones.
Figura 15.1: Ventilador axial
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Capítulo 16
Requerimientos de caudal 16.1. Temperatura La temperatura al interior de una mina subterránea depende de varios factores: Temperatura del aire exterior Calentamiento por compresión del aire durante descenso a la mina Temperatura de la roca Procesos endotérmicos Procesos exotérmicos Intensidad de la ventilación La temperatura de los gases aumenta si aumenta la presión (PV = nRT), y en el caso del aire se tiene que la presión atmosférica es inversamente proporcional a la altura sobre el nivel del mar. A medida que profundizamos en una mina la presión atmosférica aumenta, por lo tanto también lo hace la temperatura del aire. Por este efecto, la temperatura del aire aumenta a razón de 1 C por cada 100 [m] de profundidad o 10 C cada 1 [km]. En cuanto a la temperatura de la roca en la capa super cial (20 a 40 [m] bajo la super cie), se correlaciona con la temperatura del aire en el exterior. Bajo la capa super cial está la zona geotérmica, en que la temperatura de la roca no tiene correlación con la temperatura exterior. En la zona geotérmica, la temperatura de la roca asciende a medida que nos acercamos al centro de la tierra. En la zona geotérmica, se de ne la gradiente geotérmica como la diferencia de temperatura por unidad de profundidad. Se observa: Menos de 300 [m] de profundidad: 2
o C/100 [m]
Menos de 1000 [m] de profundidad: 3 1000 a 2500 [m] de profundidad: 4,5
o C/100 [m]
o C/100 [m] 163
164
16.2. DILUCIÓN DE UN CONTAMINANTE
El rendimiento de un trabajador aumenta con la velocidad del aire ya este puede eliminar de mejor forma el calor al medio externo. Donde a mas de 5 m/s no hay mayor in uencia práctica. La legislación chilena indica que a una temperatura máxima de 32
o C, la jornada de trabajo debe ser
o menor a 6 horas, y a temperaturas de 30 C menores de 8 horas.
16.2. Dilución de un contaminante El caudal requerido para diluir un contaminante:
Qf >
Qk (1 − LP P ) LP P − Ck
(16.1)
Donde:
Qd Qk Ck
3 /seg ]
Caudal necesario relacionado a la dilución de un contaminante [m
3 Flujo de contaminantes [m /seg ] Concentración del contaminante en la entrada de aire a la mina
16.3. Desprendimiento de gases Basado en el desprendimiento de aire en minas con grietas en un lapso de 24 [h].
Qd =
q m3 [ ] 864 · p seg
(16.2)
Donde:
Qd
q p
Caudal necesario relacionado al desprendimiento de gases [m
3 /seg ]
3 caudal desprendido en un día en la mina [m /seg ] norma del contenido de metano en el aire, dado por la legislación minera de cada país (Chile p= 0,5 %)
16.4. Caudal según Personal interior mina Basado en el número de personas que trabajan interior mina.
Qd = N · f [
m3 ] min
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(16.3)
CAPÍTULO 16. REQUERIMIENTOS DE CAUDAL
165
Donde:
Qp
N f
3 /seg ]
Caudal necesario relacionado al personal de trabajo [m Número de personas trabajando interior mina
Volumen de aire necesario por persona (Chile f= 3 m3/min)
16.5. Caudal según la Temperatura Factores que intervienen en la regulación de la temperatura interior mina. El cuerpo humano no siente frío ni calor cuando está en un ambiente con temperatura entre 21-25
o C. La legislación
o minera chilena permite una temperatura máxima de 30 C para jornadas de 8 horas.
16.6. Caudal según polvo en suspensión No existe un método para calcular el requerimiento de aire según el polvo en suspensión, pero si generalmente se acepta lo siguiente:
Parrillas o scraper 30 m/min Demás labores 18 m/min Labores con fuerte formación de polvos 45 m/min (mínimo)
16.7. Caudal según producción mina Este método se usa generalmente para minas de carbón, y para minas metálicas se debe considerar el consumo de madera:
Qm = T · u[
m3 ] min
(16.4)
Donde:
T u
Producción diaria en toneladas
3 /min]
norma de aire por tonelada de producción diaria expresada en [m
Carbón u= 1 - 1,7 [m/min]
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166
16.8. CAUDAL SEGÚN CONSUMO DE EXPLOSIVOS
Metálica u= 0,6 - 1 [m
3 /min]
Metálica con alto consumo de madera puede llegar a u= 1,25 [m
3 /min]
16.8. Caudal según consumo de explosivos Para minas metálicas es el método que más se usa, toma en cuenta la formación de productos tóxicos por la detonación de explosivos.
Qe =
G · E m3 [ ] T · f min
(16.5)
Donde:
G E T f
Formación de gases, en
m3 ,
por la detonación de 1 [kg] de explosivo (G= 0,04
m3 /kg
de explosivo)
Cantidad de explosivo a detonar [kg] Tiempo de dilución, en minutos, generalmente este tiempo no es mayor de 30 [min] % de dilución de los gases en la atmósfera, estos deben ser diluidos a no menos de 0,008 %
16.9. Caudal según equipos diésel Se puede determinar la cantidad necesaria de aire normal para diluir un componente cualquiera del gas de diesel a la concentración permisible.
Qe =
V · c m3 [ ] y min
(16.6)
Donde:
V c y
3 /min]
Volumen de gas de escape producido por el motor [m
Concentración del componente tóxico, del gas que escape que se considera en particular ( % en volumen)
Concentración máxima, higiénicamente segura, para el componente tóxico que se está considerando ( % en v
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Capítulo 17
Fuente de emisión de gases Gases de estrato Se producen por migración de los gases debido a la minería. Pueden ser: metano, dióxido de carbono, nitrógeno, dióxido de azufre y ácido sulfhídrico. El más común de los gases de estrato es
3 /min] por
el metano. Se libera de 0,6 a 1,2 [m
m2
de super cie fresca de carbón expuesta. En las
emisiones súbitas de gas, puede ascender hasta 120 [m
3 /min].
Gases de tronadura Los principales gases sin dióxido de carbono, monóxido de carbono, NO y ácido sulfhídrico. Las dinamitas se clasi can según su emisión de gases al detonar. El fabricante de explosivos deberá entregar los gases que resultan del uso de sus productos, esto tiene real importancia cuando se necesita efectuar cálculos de dilución de los gases por medio del aire.
Máquinas de combustión interna Pueden liberar gran cantidad de contaminantes, hasta 0,28 m3/min por caballo de potencia; estos gases son CO,
N O2
aldehídos, humos, metano, y
SO2 .
La cantidad de impurezas indeseables
varían con el ajuste de la razón de combustible de la máquina, su condición mecánica, propiedades de combustible y condiciones atmosféricas.
Fuegos y explosiones La combustión es generalmente incompleta en el caso de fuegos y explosiones, por lo cual, además de bióxido de carbono, pueden producirse monóxidos de carbono, metano y otros gases. Los fuegos mineros son casi siempre sellados y el muestreo detrás de la tapadura indica cuando el fuego se ha sofocado y se ha llegado a un estado de equilibrio. Esto puede llegar a durar semanas o meses, pero si los sellos son impermeables al aire, la combustión terminar cuando se haya consumado el oxígeno disponible.
167
168
Respiración humana 3 /seg ] de dióxido de carbono
Como ya se indicó, la respiración libera aproximadamente 47,2 [m por cada trabajador.
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Capítulo 18
Caídas de presión En ventilación de minas, como en hidráulica y en otros campos donde se aplican los principios de mecánica de uidos, es de mayor interés determinar la diferencia de presión entre dos puntos que la determinación de la presión en ellos. Sabemos que el ujo 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 en superar las resistencias que las labores mineras le ponen al paso de una cantidad determinada de aire. Estas resistencias originan 2
entonces una caída o pérdida de presión que llamaremos "H
está dada en mm. de columna de agua
o Pascal (1mm Pa). Las pérdidas de presión están formadas por dos componentes; las pérdidas por fricción y las pérdidas por choque.
H = Hf + HX
(18.1)
18.1. Pérdidas por fricción (Hf ) Representan las pérdidas de presión en el ujo lineal a lo largo del ducto y es producida por el roce del aire con las paredes del ducto.
La diferencia de presión entre dos áreas de un ducto está dada por la Ecuación de Atkinson:
Hf =
α · Lf · P · V 2 A
Donde:
169
(18.2)
18.2. PÉRDIDAS POR CHOQUE (HX )
170
Figura 18.1: Pérdidas por fricción
Lf
Largo de la labor [m]
A P V
Perímetro de la labor [m]
α
Coe ciente de resistencia aerodinámica en [Ks
2
Área de la labor [m ] Velocidad del aire [m/s]
2 /m4 ]
18.2. Pérdidas por choque (HX ) Son de origen local, producidas por accidentes como cambio de área, bifurcaciones, uniones, obstrucciones, cambios de dirección, etc. Estas tienen que ver con los cambios en la dirección del uido. Al comprimirse, por ejemplo, en una menor área, ocurre una pérdida de energía.
Figura 18.2: Pérdidas por choque
Hf =
K(Lf + Le )OQ2 A3
Donde:
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(18.3)
CAPÍTULO 18. CAÍDAS DE PRESIÓN
HX
K
2
Caída de presión debido a choque [kg/m ]
3
Coe ciente de resistencia aerodinámica [kg/m ]
Lf Le
A O P
171
Largo físico [m] Largo equivalente [m]
2
Área [m ] Perímetro [m]
3 /seg ]
Caudal [m
Existen tablas de largo equivalente (Le) para las pérdidas por choque más comunes y diferentes tamaños de galerías. El largo equivalente es un largo [m] que toma en cuenta una pérdida por choque, asigna un largo [m] para una determinado choque.
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172
18.2. PÉRDIDAS POR CHOQUE (HX )
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Capítulo 19
Circuitos de ventilación Son fundamentalmente dos leyes las que rigen el comportamiento de un circuito eléctrico. Estás son aplicadas también en los análisis de los circuitos de ventilación:
19.1. Primera Ley de Kirchho Dado un cierto segmento de ventilación en que cuatro ductos se unen, la cantidad de aire que sale debe ser igual al aire que entra.
Figura 19.1: Primera Ley de Kirchho
Q1 + Q2 = Q3 + Q4
(19.1)
19.2. Segunda Ley de Kirchho Esta ley establece que la suma de las caídas de presión alrededor de cualquier vía cerrada debe ser igual a cero, por tanto:
Hl = Hla + Hlb + Hlc − Hld = 0 173
(19.2)
174
19.3. UNIÓN EN SERIE
Figura 19.2: Segunda Ley de Kirchho
Como:
H = R|Q|Q X
Hl = Ra |Q1 |Q1 + Rb |Q1 |Q1 + Rc |Q1 |Q1 − Rd |Q1 |Q1 = 0
(19.3)
(19.4)
19.3. Unión en serie En los sistemas de ventilación existen dos combinaciones básicas; en serie y en paralelo. Un circuito en serie está de nido como el circuito en que las galerías de ventilación se pueden disponer una tras otra desde el principio a n y el ujo Q es el mismo.
Q = Q1 = Q2 = Q3 = ...
(19.5)
La resistencia equivalente del sistema es la suma de las resistencia de cada ramal.
19.4. Unión en paralelo Los circuitos en paralelo son aquellos que bifurcan el ujo hacia otras galerías. Estos se usan en las minas porque: se ingresa aire fresco a los lugares de trabajo, es decir se evita recirculación y el costo de energía es menor para una cantidad de aire que un circuito en serie. Por eso se trata de usar circuitos paralelos tan cerca del ventilador como sea posible.
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CAPÍTULO 19. CIRCUITOS DE VENTILACIÓN
175
Figura 19.3: Unión en serie
Figura 19.4: Unión en paralelo
Q = Q1 + Q2 + Q3 + ...
(19.6)
De la segunda ley, las caídas de presión en paralelo son iguales:
Hl = Hl1 = Hl2 = Hl3 = ...
(19.7)
La resistencia equivalente del sistema queda dada por:
1 1 1 1 p +√ +√ + ... =√ R1 R2 R3 Req
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(19.8)
176
19.4. UNIÓN EN PARALELO
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Capítulo 20
Ventilación auxiliar Como ventilación auxiliar se de ne aquellos sistemas que, haciendo uso de ductos y ventiladores auxiliares, ventilan áreas restringidas de las minas subterráneas, empleando para ello circuitos de alimentación de aire fresco y de evacuación del aire viciado que le proporcione el sistema de ventilación general. Por extensión, esta de nición la aplicamos al laboreo de túneles desde la super cie, aún cuando en estos casos no exista un sistema de ventilación general. Existen dos tipos básicos de sistemas de ventilación auxiliar:
Sistema impelente: El aire es impulsado dentro del ducto y sale por la galería en desarrollo ya viciado. Sistema aspirante: El aire fresco ingresa a la frente por la galería y el contaminado es extraído por ductos. Un tercer sistema es el combinado, aspirante-impelente, que emplea dos ductos, una para extraer aire y el segundo para impulsar aire limpio a la frente en avance. Este sistema reúne las ventajas de los dos tipos básicos en cuanto a mantener la galería y la frente en desarrollo con una renovación constante de aire limpio y en la velocidad de la extracción de los gases de disparos, con la desventaja de su mayor costo de instalación y manutención.
Figura 20.1: Sistema Impelente
177
178
Figura 20.2: Sistema Aspirante
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Capítulo 21
Ejercicios 21.1. Hardy Cross Una mina subterránea explotada mediante el método de block caving tiene una con guración como la muestra la gura siguiente para el sistema de ventilación:
Figura 21.1: Sistema de ventilación
Existen dos niveles de producción formados por los nodos B-D y E-G. El aire limpio entra por el nodo A por efecto de la extracción del aire viciado por el nodo H debido a una extractor que funciona a una presión constante de 8 [pulgadas de columna de agua]. Las resistencias para cada ramal, formados por la unión de dos nodos, están dadas en unidades de:
179
180
21.1. HARDY CROSS
pulgadas de columna de agua ·
min2 · 101 0 pies6
(21.1)
Y en paréntesis:
N·
seg 2 m8
(21.2)
Se pide determinar las caudales de cada ramal y sus caídas de presión mediante la realización de al menos 5 iteraciones del método Hardy-Cross si todas las mallas satisfacen que cfm (0,012
|XI | < % con %=25
m3 /seg ).
La metodología que se presenta a continuación se denomina método de Hardy-Cross y fue extraído de Mine Ventilation and Air Conditioning de Howard L. Hartman.
Paso 1: Determinar el circuito Se conectan en serie los nodos BEF de tal forma de dejar sólo BF Se conectan en serie los nodos FGD de tal forma de dejar sólo FD El aire limpio que entra por A tiene que ser igual a al aire viciado que sale por B, dando como resultado la formación de un ramal en serie AH El circuito queda de nido de la siguiente manera: Usando la primera y segunda ley de Kirchho para la unión de ramales en serie se obtiene lo siguiente:
RB−F = RB−E + RE−F = 0, 55 + 2, 7 = 3, 25
(21.3)
RF −D = RF −G + RG−D = 5, 35 + 2, 85 = 8, 2
(21.4)
RA−H = RB−A + RH−D = 0, 9 + 4, 3 = 5, 2
(21.5)
Paso 2: Calcular el número de mallas El número de mallas está dado por la siguiente relación:
M allas = Ramales − N odos + 1 Universidad de Chile - Departamento Ingeniería de Minas
(21.6)
CAPÍTULO 21. EJERCICIOS
181
Figura 21.2: Circuito de ventilación
En el ejercicios se tienen 6 ramales y 4 nodos, por lo tanto el número de mallas es de 3. Ahora corresponde determinar esas mallas, para las cuales se realizan una serie de sub-etapas:
2.1 Elegir un nodo cualquiera, gura 21.3. 2.2 Considerar sólo los nodos que están espaciados a un ramal desde el nodo seleccionado en 2.1, gura 21.4. 2.3 Conectar los nodos al elegido en 2.1 formando árboles gura 21.5 y 21.6 Los árboles corresponden a las líneas más gruesas y las cuerdas a las líneas más delgadas.
2.4 Elegir el árbol de menor resistencia, dada por la suma de las resistencias de los ramales que conforman el árbol Arbol 1 : 4, 25 + 3, 25 + 5, 2 = 12, 7
(21.7)
Arbol 2 : 3, 25 + 9, 45 + 8, 2 = 20, 9
(21.8)
Arbol 3 : 4, 25 + 7, 6 + 9, 45 = 21, 3
(21.9)
Arbol 4 : 5, 2 + 7, 6 + 8, 2 = 21 El árbol de menor resistencia es el 1.
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(21.10)
182
21.1. HARDY CROSS
Figura 21.3: Elegir un nodo cualquiera
2.5 Elección de mallas Para la elección de mallas estas tienen que tener al menos dos ramales pertenecientes al árbol y uno ser cuerda. De esta forma las mallas quedan de nidas como sigue:
Además se asigna un número a cada ramal.
Paso 3: Matriz de mallas Paso 4: Asignar caudales Se asignan caudales arbitrariamente, teniendo cuidado de que la asignación concuerde con las ecuaciones de balance de ujo volumétrico.
Q1 = 30,000cf m(14, 2 [
Q2 = 20,000cf m(9, 4 [
m3 ]) seg
m3 ]) seg
Q3 = 40,000cf m(18, 9 [
m3 ]) seg
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(21.11)
(21.12)
(21.13)
CAPÍTULO 21. EJERCICIOS
183
Figura 21.4: Seleccionar nodos cercanos
Calcular los demás caudales Q4 = Q1 + Q3 = 30,000 + 40,000 = 70,000 cf m(33 [
m3 ]) seg
Q5 = Q1 + Q2 = 30,000 + 20,000 = 50,000 cf m(23, 6 [
m3 ]) seg
Q6 = −Q2 + Q3 = −20,000 + 40,000 = 20,000 cf m(9, 4 [
m3 ]) seg
(21.14)
(21.15)
(21.16)
Re-calcular caudales Como los caudales fueron asumidos arbitrariamente estos no son los correctos, no se toma en cuenta las resistencias de cada ramal ni el ventilador que está extrayendo el aire viciado. Lo que se hace para obtener los caudales verdaderos es una serie de iteraciones donde se trata de llegar a un caudal que concuerde con las características del sistema.
Se de ne Xi:
Xi =
−fi fi0
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(21.17)
184
21.1. HARDY CROSS
Con,
fi =
X
i R[j] · |Qi[j] | · Qi[j] − Hi
(21.18)
i
fi0 = 2
X
i · |Qi[j] | R[j]
(21.19)
i
Donde: i
malla, para este caso 1, 2 o 3
j
ramal, para este caso 1, 2, 3, 4, 5 o 6
Hi
caída de presión, para este caso debido a la acción del ventilador [pulgadas de columna de agua]
De esta forma habrán 3 Xi, un X1, un X2 y un X3. Se calcula cada uno y se realizan las iteraciones como sigue:
X1 = −
f1 R1|Q1|Q1 + R4|Q4|Q4 + R5|Q5|Q5 − H4 =− f 01 2(R1|Q1| + R4|Q4| + R5|Q5|)
(21.20)
(7,6∗30,0002 +5,2∗70,0002 +4,25∗50,0002 )∗(10−10 )−8 (7,6∗30,000+5,2∗70,000+4,25∗50,000)∗(10−10 )
X1 =
3
m ]) X1 = 23,030cf m(10, 9 [ seg Luego de obtener X1, se suma a todos los caudales pertenecientes a la malla 1:
Q1 = Q1 + X1 = 30,000 + 23,030 = 53,030 cf m(25 [
m3 ]) seg
(21.21)
Q4 = Q4 + X1 = 70,000 + 23,030 = 93,030 cf m(43, 9 [
m3 ]) seg
(21.22)
Q5 = Q5 + X1 = 50,000 + 23,030 = 73,030 cf m(34, 5 [
m3 ]) seg
(21.23)
Una vez calculado X1, se calcula X2:
X2 = −
f2 R2|Q2|Q2 + R5|Q5|Q5 + R6|Q6|Q6 =− 0 f2 2(R2|Q2| + R5|Q5| + R6|Q6|)
X2 =
(9,45∗20,0002 +4,25∗73,0302 −3,25∗20,0002 )∗(10−10 ) (7,6∗20,000+5,2∗73,030+4,25∗20,000)∗(10−10 ) 3
m X2 = −22,278 cf m(−10, 5 [ seg ]) Universidad de Chile - Departamento Ingeniería de Minas
(21.24)
CAPÍTULO 21. EJERCICIOS
185
Luego de obtener X2, se suma a todos los caudales pertenecientes a la malla 2:
Q2 = Q2 + X1 = 20,000 − 22,278 = −2,278 cf m(−1, 1 [
m3 ]) seg
(21.25)
Q5 = Q5 + X1 = 73,030 − 22,278 = 50,752 cf m(24 [
m3 ]) seg
(21.26)
Q6 = Q6 + X1 = 20,000 − 22,278 = 42,278 cf m(20 [
m3 ]) seg
(21.27)
R3|Q3|Q3 + R4|Q4|Q4 + R6|Q6|Q6 − H4 f3 =− 0 f3 2(R3|Q3| + R4|Q4| + R6|Q6|)
(21.28)
Finalmente, para terminar la primera iteración, se calcula X3:
X3 = −
X3 =
(8,2∗40,0002 +5,2∗93,0302 −3,25∗42,2782 )∗(10−10 )−8 (8,2∗40,000+5,2∗93,030−3,25∗42,278)∗(10−10 ) 3
m X3 = 8,464 cf m(4 [ seg ]) Luego de obtener X3, se suma a todos los caudales pertenecientes a la malla 3:
Q3 = Q3 + X3 = 40,000 + 8,464 = 48,464 cf m(22, 9 [
m3 ]) seg
Q4 = Q4 + X3 = 93,030 + 8,464 = 101,494 cf m(47, 9 [ Q6 = Q6 + X3 = 42,278 + 8,464 = 50,742 cf m(23, 9 [
m3 ]) seg
m3 ]) seg
(21.29)
(21.30)
(21.31)
Al realizar las demás iteraciones se obtiene la siguiente tabla resumen.
Paso 7: Caídas de presión Una vez determinado todos los caudales para cada ramal, se calcula las caídas de presión para cada uno de ellos, que se determina según la siguiente relación:
HjL = Q2j ∗ Rj
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(21.32)
186
21.1. HARDY CROSS
Donde: Hj
Caída de presión en ramal j [pulgadas de columna de agua]
Qj
Caudal que pasa por el ramal j [cfm]
Rj
Resistencia al ujo de aire en el ramal j [pulgadas
de columna de agua ·
min2 pies6
· 1010 ]
Los resultados están en [Pa] y los que están en paréntesis están en [pulgadas de columna de agua].
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CAPÍTULO 21. EJERCICIOS
187
Figura 21.5: Árboles 1 y 2
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188
21.1. HARDY CROSS
Figura 21.6: Árboles 3 y 4
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CAPÍTULO 21. EJERCICIOS
189
Figura 21.7: Mallas
Figura 21.8: Ramales
Figura 21.9: Matriz de mallas
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190
21.1. HARDY CROSS
Figura 21.10: Tabla resumen con las demás iteraciones
Figura 21.11: Caídas de presión
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