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INSTITUTO PROFESIONAL INACAP INGENIERÍA EN MINAS TALLER MINERO II

PROYECTO MINERO SUBTERRANEO CASERON NUMERO 3

Integrantes: Fabián Ávila Omar Nazal Rene Molina Sección: 136-6 Profesor Guía: Víctor Sánchez Chacón

SANTIAGO 2016

RESUMEN El presente proyecto emplaza principalmente a los que son labores subterráneas, específicamente labores en donde se aplique sub-level stoping, tras este parámetro se lleva a cabo la investigación de cómo aplicar labores unitarias específicas, siendo estas tronadura, carguío y transporte La relevancia también trastoca a los explosivos utilizados en minería subterránea analizándolos según su densidad, presión de detonación, entre otros parámetros importantes para la correcta elección de explosivos, obviamente teniendo presente que la información geomecanica es fundamental para este proceso selectivo. La selección de perforación, carguío y transporte serán parte importante de la labor minera a desarrollar, ya que según los indicios principales darán la pauta a seguir a lo largo del proyecto, mediante cálculos con resultados óptimos que se acoplen a lo solicitado Se hace énfasis también como base la geología, y propiedades que presenta la roca en cuestión, entre otras propiedades que se analizaran más a fondo a lo largo de esta investigación, estas determinan un aparte esencial de las labores mineras subterráneas como lo es la fortificación. Mediante cálculos y uso de software se esperan tener resultados óptimos de la producción y desarrollo de la labor, haciendo correcciones, con el fin de determinar las mejores opciones para el desarrollo del proyecto.

1

ÍNDICE

CAPITULO 1:

INTRODUCCIÓN___________________________________________1

CAPITULO 2:

tipos de equipos de carguío Y TRANSPORTE de acuerdo a parámetros

técnicos - geométricos de la explotación________________________________________3 CAPITULO 3:

Calcular índices operacionales para los procesos de carguío y

transporte

________________________________________________________5

CAPITULO 4:

Determinar distancias de transporte hacia planta de chancado y

botaderos

________________________________________________________6

CAPITULO 5:

Calcular rendimiento efectivo de equipos de transporte______________7

CAPITULO 6:

Calcular rendimiento efectivo de equipos de carguío________________8

CAPITULO 7:

Dimensionar cantidad de equipos necesarios para cumplir con plan de

producción

_______________________________________________________10

CAPITULO 8:

Determinar tipo y cantidad de explosivos para las operaciones de

tronadura

_______________________________________________________12

CAPITULO 9:

Definir sistema de iniciación de acuerdo a los requisitos del proyecto__14

CAPITULO 10:

Definir parámetros de diseño de tronadura_______________________16

CAPITULO 11:

Determina secuencia de iniciación de pozos de tronadura de acuerdo a

las necesidades del proyecto________________________________________________18 CAPITULO 12:

Diseña y simula elementos de tronadura mediante Jksimblast_______20

CAPITULO 13:

Analiza líneas de isotiempo mediante software Jksimblast__________21

13.1

Análisis predictivo frente número uno__________________________________21

13.2

Análisis final numero dos____________________________________________21

13.3

Análisis predictivo energía___________________________________________22

13.4

Análisis de energía final____________________________________________24

CAPITULO 14: 14.1

Determina Factor de carga de los procesos de tronadura (kg/m3)_____26

Factor de carga final_______________________________________________26

2

CAPITULO 15:

Definir equipos auxiliares a las operaciones de carguío y transporte de

materiales

_______________________________________________________28

15.1

Acuñador Trineumático_____________________________________________28

15.2

Empernador______________________________________________________29

CAPITULO 16:

Determinar necesidad de combustible para los equipos de transporte_30

16.1

Scooptram_______________________________________________________30

16.2

Minetruck________________________________________________________30

CAPITULO 17:

Determinar necesidad de caudal de aire para ventilación de galerías

utilizando Ventsim________________________________________________________31 CAPITULO 18:

Definir servicios de elementos de fortificación____________________33

CAPITULO 19:

Determinar mano de obra asociados a las operaciones de tronadura,

servicios mina, y carguío y transporte_________________________________________35 CAPITULO 20:

Determinar costos horario y unitario de operaciones de carguío______37

CAPITULO 21:

Determinar costos horario y unitario de operaciones de transporte___38

CAPITULO 22:

Determinar costos horario y unitario de operaciones de tronadura____39

CAPITULO 23:

Definir protocolos de seguridad_______________________________41

23.1

Protocolos de seguridad de tronadura_________________________________41

23.2

Recursos necesarios para ejecutar trabajo______________________________41

23.3

Carguío y transporte_______________________________________________42

CAPITULO 24:

conclusion________________________________________________43

CAPITULO 25:

bibliografia________________________________________________44

CAPITULO 26:

anexos___________________________________________________45

3

INDICE DE TABLAS Tabla 2-1. Ficha técnica equipo de carguío ___________________________________3 Tabla 2-1.2 Ficha técnica equipo transporte ____________________________________4 Tabla 3-1. Calculo tiempos de ciclo __________________________________________5 Tabla 4-1. Zanja y distancia ________________________________________________6 Tabla 5-1. Datos aplicables a formula ________________________________________7 Tabla 6-1. Datos y capacidad LHD __________________________________________8 Tabla 6-1.2 Rendimientos por estocada ______________________________________8 Tabla 6-1.3. Calculo tiempo por estocada ____________________________________9 Tabla 7-1. Datos del equipo 1 _____________________________________________10 Tabla 7-1.2. Datos equipo 2 _______________________________________________11 Tabla 8-1. Explosivos y cantidad utilizada ___________________________________12 Tabla 9-1. Explosivos por pauta ____________________________________________14 Tabla 9-1.2. Costos de nonel _____________________________________________15 Tabla 18-1. Índice RMR __________________________________________________33 Tabla 18-1.2. Fortificación vs RMR ________________________________________33 Tabla 19-1. Mano de obra vs Costos _______________________________________35 Tabla 20-1. Costos por carguío túnel ________________________________________37 Tabla 20-1.2. Costos por carguío producción _________________________________37 Tabla 21-1. Costos por transporte túnel _____________________________________38 Tabla 21-1.2. Costos por trasporte producción _______________________________38 Tabla 22-1. Costos tronadura ___________________________________________ _39 Tabla 22-1.2. Tiempos por tronadura ________________________________________40 4

INDICE DE IMÁGENES 5

Imagen 2-1. LHD ________________________________________________________3 Imagen 4-1. Estocadas __________________________________________________6 Imagen 7-1. LHD _______________________________________________________10 Imagen 10-1. Frente ____________________________________________________16 Imagen 10-1.2. Formulas rainura __________________________________________16 Imagen 10-1.3. Formula según Konya _____________________________________17 Imagen 11-1. Secuencia de iniciación ______________________________________18 Imagen 11-1.2. Secuencia final de iniciación _________________________________19 Imagen 12-1. Simulación tronadura ________________________________________20 Imagen 13-1. Análisis predictivo iso tiempo _________________________________21 Imagen 13-1.2. Análisis final iso tiempo ____________________________________22 Imagen 13-1.3 Energía vs color ___________________________________________23 Imagen 13-1.4. Análisis predictivo energía __________________________________24 Imagen 13-1.5. Análisis de energía final ____________________________________25 Imagen 14-1. Frente perforado original _____________________________________26 Imagen 15-1. Acuñador __________________________________________________28 Imagen 15-1.2. Jumbo empernador ________________________________________29 Imagen 17-1. Conversión cfm a m3/s ______________________________________31 Imagen 17-1.2. Software ventsim _________________________________________31 Imagen 17-1.3. Análisis eficiencia y presión _________________________________32 Imagen 18-1. Formula Q de Barton ________________________________________34 Imagen 18-1.2. Grafico Q de Barton _________________________________________34

6

CAPITULO 1:

INTRODUCCIÓN

La investigación y desarrollo emplaza, el aplicar conocimientos para explotar el caserón número tres correspondiente al método subterráneo SLS(sub-level stoping).también se solicita la realización de un túnel de exploración con el largo de 600 mt, el cual deberá tener su correspondiente ventilación. Se advierte que la minería subterránea, ha tomado un impulso importante por motivos principalmente económicos de realización, es por esto que se debe conocer más acerca de los métodos existentes para llevar a cabo la explotación. En este caso puntual se ha otorgado que el método seleccionado para llevar a cabo la explotación sea SLS, las razones radican en que es un método bastante utilizado en la actualidad, con réditos económicos importantes. Primordialmente, se hace énfasis en aplicar cálculos acordes al proyecto, con el objetivo de conocer tiempos de extracción, también el uso de software a disposición los que ayudan a tener un mejor visualización del panorama en general, para tronadura se tiene a disposición JKSimBlast, en tanto para ventilación, punto relevante en la minería ya que determina el caudal necesario para que las operaciones se lleven a cabo de manera eficiente y segura, se tiene a disposición Ventsim. Objetivos generales: -Determinar tiempos de ciclos mediante índices operacionales. -Calcular rendimientos de las maquinarias -Analizar curvas iso-tiempo y energía en cada pozo en unidad Kg/t -Determinar costos correspondientes a las operaciones a realizar

1

Objetivos específicos: -Determinar equipos a utilizar para concretar ciclos de operación de la maquinaria -Comprender resultados de curvas iso tiempo mediante JKSimBlast-2DFace. -Comprender resultados de distribución de energía mediante JKSimBlast-2DFace. -Determinar explosivos y sistemas de amarre. -Comprender resultados específicos de Ventsim, determinando caudal en m3/s.

2

CAPITULO 2:

TIPOS DE EQUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE DE

ACUERDO A PARÁMETROS TÉCNICOS - GEOMÉTRICOS DE LA EXPLOTACIÓN

La selección del equipo de carguío Scooptram ST3.5: Cargadora de interior de atlas copco fue por motivos que es el más semejante en características al dado por pauta en las indicaciones del informe. Con un balde de 6 Toneladas superando por 800 Kilogramos al dado en las instrucciones.

Imagen 2-1. LH

Tabla 2-1. Ficha técnica equipo de carguío

3

Tabla 2-1.2 Ficha técnica equipo transporte

4

CAPITULO 3:

CALCULAR ÍNDICES OPERACIONALES PARA LOS PROCESOS

DE CARGUÍO Y TRANSPORTE Los índices operaciones fueron determinados mediante las instrucciones dadas en pauta a partir de la estocada N°3 que está a 100 metros del punto de descarga. En el cual fueron dados los siguientes datos: tiempo de carga, tiempo de maniobra y tiempo de descarga. Por ende, se tuvo que calcular los tiempos de trayecto de las estocadas N°1, N°2, N°3, N°4 y N°5 Se determinaron con la siguiente formula:

D 60 x V 1000 Donde: D: Distancia en metros V: velocidad 60: para pasar de horas a minutos 1000: para pasar de kilómetros a metros

Tabla 3-1. Calculo tiempos de ciclo

Estoca Metro da s 130 N°1 115 N°2 100 N°3 85 N°4 70 N°5

Tiempo carga 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5

tiempos de ciclos en minutos Tiempo Tiempo Tiempo maniobra descarga ida 0,25 0,25 0,39 0,25 0,25 0,345 0,25 0,25 0,3 0,25 0,25 0,255 0,25 0,25 0,21

5

Tiempo retorno 0,312 0,276 0,24 0,204 0,168

Tiempo Ciclo 1,702 1,621 1,54 1,459 1,378

CAPITULO 4:

DETERMINAR DISTANCIAS DE TRANSPORTE HACIA PLANTA

DE CHANCADO Y BOTADEROS

La distancia desde cada punto de extracción fue determinado según lo dado en el instructivo “La distancia de la estocada de carguío N°3 al camión bajo perfil es de 100 metros” por lo tanto según plano de los puntos de extracción estos tienen distancia de 15 metros entre si. Por lo tanto nos da como resultado que en las estocadas posteriores tendrán distancia de 115 metros y 130 metros. Mientras que las dos anteriores tendrán una distancia de 85 metros y 70 metros.

Imagen 4-1. Estocadas

Tabla 4-1. Zanja y distancia

Estocada

C1

C2

C3

C4

C5

distancia

130

115

100

85

70

6

CAPITULO 5:

CALCULAR

RENDIMIENTO

EFECTIVO

DE

EQUIPOS

DE

TRANSPORTE El rendimiento (ton/h) de un camión de 16 m3 con un factor de llenado de 85%, tiempo de carga 0.5 minutos, tiempo de transporte ida y vuelta 20 minutos, tiempo de maniobra 15 segundos Y descarga 0.4 minutos. Se calculó utilizando la siguiente fórmula.

t x fll m3 Tc 60 min /hr

CT x De Rendimiento Camión =

Datos: Ct: capacidad tolva De: densidad esponjada Fll: factor de llenado Tc: Tiempo de ciclo Formula para calcular Tc ������ �� ����� = TC+ TI + TD + TR + TM

Tiempo de ciclo = 0.5min + 20min +

15 min 60

+ 0.4min

Total tiempo de ciclo = 21.15min. Tabla 5-1. Datos aplicables a formula Tc

Fll

Ct m3

De

21,15

85%

16

1,55

Rendimiento Camión = 59.80 Ton/Hrs

7

CAPITULO 6:

CALCULAR

RENDIMIENTO

EFECTIVO

DE

EQUIPOS

DE

CARGUÍO El cálculo de rendimiento por hora del LHD lo obtenemos mediante el calculo de capacidad de balde multiplicando el volumen de balde por la densidad esponjada y el factor de llenado. El resultado de este se divide por el tiempo de ciclo de cada distancia. Tabla 6-1. Datos y capacidad LHD datos Factor de llenado Volumen balde yd3 Densidad esponjada

Cb x De x Fll 90% 6,9 1,55 t/m3

Capacidad LHD

7,358944954

Tabla 6-1.2 Rendimientos por estocada Estoca da Metros 130 N°1 115 N°2 100 N°3 85 N°4 70 N°5

TC 1,702 1,621 1,54 1,459 1,378

Datos Vb: Volumen de balde De: Densidad esponjada Fll: Factor de llenado Tc: Tiempo de ciclo 8

Rendimiento (t/hr) 259,422 272,385 286,712 302,630 320,419

Para el cálculo del tiempo que se demorará en realizar el trabajo completo, y su hora de terminó, sabiendo que el operador comienza a trabajar a las 8:45 hrs. y a las 11:35 hrs. se paraliza por 30 minutos. ya que se realiza una quemada en una galería cercana. Para calcular el tiempo que demorar en cargar y transportar el mineral de cada estocada se utiliza la siguiente formula.

Te estocada−PV =Tc LHD x N ° baldadas x

1( min) 60( hrs)

Dónde: Te: Tiempo de Extraccion PV: Punto de vaciado Tc: tiempo de ciclo N°: Numero

1(min) 60 ( Hrs)

: Para traspasar el resultado a horas

Tabla 6-1.3. Calculo tiempo por estocada Estoca da N°1 N°2 N°3 N°4 N°5

Tc LHD 1,702 1,621 1,54 1,459 1,378

N° de baldadas 69 55 55 58 53

1/60 (min/hrs) (1/60) (1/60) (1/60) (1/60) (1/60)

total en horas 1,96 1,49 1,41 1,41 1,22

Al sumar los tiempos que demora el LHD en cargar y transportar las 290 baldadas nos da un tiempo de 7,4825 horas. Sabemos que el operar comienza a trabajar a las 8:45 Hrs y a las 11:35 Hrs se paraliza por 30 minutos.

9

Por lo tanto el tiempo total que se demora el LHD contando los 45 minutos perdidos al iniciar el turno mas los 30 minutos de paralización por tronadura da un tiempo total de 8:43:57 hrs.

CAPITULO 7:

DIMENSIONAR CANTIDAD DE EQUIPOS NECESARIOS PARA

CUMPLIR CON PLAN DE PRODUCCIÓN

En la dimensión de equipo en el carguío y transporte. Solo encontramos un LHD modelo Scooptram ST3.5: Cargadora de interior de atlas copco que tiene capacidad de balde de 6 toneladas. El cual es sufienciente para extraer las 290 baldas entre las 5 estocadas de extracción de mineral por turno.

Imagen 7-1. LHD Tabla 7-1. Datos del equipo 1

10

Tabla 7-1.2. Datos equipo 2

11

CAPITULO 8:

DETERMINAR TIPO Y CANTIDAD DE EXPLOSIVOS PARA LAS

OPERACIONES DE TRONADURA En lo que respecta al uso de explosivos a utilizar en labores de tronadura, se han seleccionado explosivos que vayan acorde al escenario al cual se desarrollara la tronadura, es por esto que mediante previo análisis se ha dispuesto la utilización de ANFO a granel, ya que el macizo no presenta agua y/o humedad, lo que podría ser causa de tiros quedados. En el caso del ANFO, el explosivo a utilizar es de la empresa Orica, que cuenta con una densidad de 0,8 (gr/cm3), VOD de 3.250 (m/s) y una energía de 3.800 (MJ/kg). En lo concierne al primado y zapateras se ha dispuesto la utilización de Tronex, de la empresa Enaex. Se ha seleccionado como carga de fondo para cada uno de los pozos con la inserción de un cartucho con las dimensiones de 32(mm) de diámetro y un largo de 406,4(mm). El explosivo tiene una densidad de 1,18 (gr/cm3), VOD de 5.100 (m/s) y una energía de 4.312 (MJ/Kg). Para el caso del contorno se ha dispuesto de la utilización de softron a lo largo de cajas y zapateras, el explosivo encartuchado posee las dimensiones de 17,4 (mm) de diámetro y un largo de 508 (mm). El explosivo tiene una densidad de 1,19 (gr/cm3), VOD de 3.3324 (m/s) y una energía de 3.998 (MJ/Kg). A continuación se muestra la cantidad de explosivo utilizado por frente y la totalidad de explosivo utilizado a lo largo de la operación de tronadura. Tabla 8-1. Explosivos y cantidad utilizada

12

A través de esta tabla podemos deducir que la totalidad de ANFO utilizado por frente será de 136,8 kg. Total de explosivo a utilizar en tronadura Total de tronex a utilizar: 1415.68 kg Total ANFO a utilizar:

21.614 kg

Total softron a utilizar: 1725.36 kg Total de explosivo a utilizar en operaciones de tronadura

158 ( n° de tronaduras )∗156,68 ( kg de explosivo )=24.755,44 kg Para cálculos revisar ANEXO N°1

13

CAPITULO 9:

DEFINIR SISTEMA DE INICIACIÓN DE ACUERDO A LOS

REQUISITOS DEL PROYECTO El primado o carga de fondo es una parte vital de la tronadura, teniendo énfasis en que esta es la que inicia la detonación de los pozos. En el presente caso según planilla se ha definido como sistema de iniciación senatel o su equivalente tronex. Tabla 9-1. Explosivos por pauta

Al aplicar el primado se ha definido que tronex será el explosivo seleccionado en reemplazo del original, esto se justifica porque el explosivo presenta las cualidades necesarias para una correcta tronadura, las características del explosivo son: Densidad de 1,18 (gr/cm3) VOD de 5.100 (m/s) Energía de 4.312 (MJ/Kg).

14

Además esta semigelatina posee una alta velocidad de detonación, incluso en condiciones de confinamiento deficiente, por lo que tiene especial aplicación como carga principal en túneles y desarrollo de galerías y como iniciador de ANFO en diámetros pequeños. Otro punto importante a considerar es el uso del amarre para esto es que se tiene a continuación el coto de la serie nonel LP y MS, las cuales se han condicionado por su bajo costo, lo que ayudaría a reducir gastos del proyecto.

Tabla 9-1.2. Costos de nonel

15

CAPITULO 10:

DEFINIR PARÁMETROS DE DISEÑO DE TRONADURA

El presente caso correspondiente al número 3, presente diseños ya instaurados con anterioridad, el frente viene con una distribución de los tiros con correspondientes márgenes de burden y espaciamiento, también mediante traspaso al programa JKSimBlast es posible constatar que los diámetros de perforación son de 45 mm y que el largo total es de 4 mt.

Imagen 10-1. Frente

No obstante se conocen las formulas utilizada para en un caso práctico conocer los parámetros solicitados, por ejemplo para cálculos de rainura.

16

Imagen 10-1.2. Formulas rainura

Para los efectos de burden y espaciamiento de cajas, coronas, auxiliares y zapateras, se ocupa una formula ya conocida la cual aplicara para obtener entre otras cosas el taco de los pozos.

Imagen 10-1.3. Formula según Konya Dónde: B

= Burden

(m)

SGe

= Gravedad Especifica o Densidad del Explosivo (g/cm3)

SGr

= Gravedad específica o Densidad de la Roca (g/cm3)

De

= Diámetro del Explosivo (mm)

Espaciamiento de barrenos zapatera (según Konya) S = 1.1 B Taco de barrenos zapatera (según Konya) T = 0.2 B La longitud de carga viene definida por pauta considerando la cantidad de explosivo a utilizar y los tiros correspondientes. Según los datos que se manejan el largo de carga correspondiente a cada sección del túnel seria de la siguiente manera. 17

Rainuras y auxiliares corresponde a 4,15 kg de explosivo (ANFO) lo que equivale a 3,26 mt de largo de carga según JkSimBlast. Zapateras corresponde a 3,1 kg de explosivo, lo que equivale a 2, 3 mt de largo de carga según JKSimBlast. Cajas y corona corresponde al uso de 6 cartuchos de softron, lo que equivale a 3,04 mt de largo de carga según JKSimBlast.

CAPITULO 11:

DETERMINA SECUENCIA DE INICIACIÓN DE POZOS DE

TRONADURA DE ACUERDO A LAS NECESIDADES DEL PROYECTO

A continuación se presenta la secuencia correspondiente a los tiros de rainura, en donde se dispone que las salidas de los tres cuadrantes, que tiene una secuencia de salida cruzada con retardos de fondo igualitarios, estos cuadrantes son compuestos por 12 tiros, todos estos conectados con la serie nonel MS.

Imagen 11-1. Secuencia de iniciación La imagen derecha muestra la salida de tiros auxiliares, los cuales cuentan con salidas alternadas de 10 mls, estos tiros están conectados con la serie LP que es un detonador no eléctrico de retardo tipo largo periodo.

18

Posteriormente la imagen inferior muestra la secuencia de los tiros ya realizada conforme los datos entregados, consecuentemente se procedió a la detonación de auxiliares superiores, posteriormente siendo iniciados los tiros de cajas con retardos de 50 mls. Consiguientemente se procedió a iniciar los tiros de corona que cuenta con retardos de 90 mls, finalmente fueron iniciados los tiros de zapateras con la función de poder delimitar el piso del túnel, el retardo otorgado fue de 99 mls. Cabe destacar que los tiros de contorno y auxiliares fueron conectados con la serie LP.

Imagen 11-1.2. Secuencia final de iniciación La secuencia destinada a los tiros del frente fue otorgada en función de análisis mediante software JKSimBlast-2DFace en donde no se observó mayor incidencia de los retardos y secuencia de salida actuales asignados al proyecto, los cuales fueron de 10 mls a partir de los tiros de rainura y aumentando 10 mls a medida que se iniciaban los tiros restantes. La secuencia está dada por lo comprendido en los manuales en donde se dicta que el orden debe ser de interior a exterior, esto se traduce en rainura, auxiliares de rainura, cajas, coronas y finalmente zapateras.

19

CAPITULO 12:

DISEÑA Y SIMULA ELEMENTOS DE TRONADURA MEDIANTE

JKSIMBLAST La simulación de la tronadura del frente se ha desarrollado mediante herramienta disponible JKSimBlast-2DFace, la cual permite llevar a cabo un diseño según parámetros solicitados, y posterior simulación con el objetivo de no cometer errores en la planificación real. Se toman en cuenta que hay tiros que salen simultáneamente, con retardos igualitarios. A continuación se presentan 3 pantallazos con la simulación correspondiente al caso número 3 de subterráneo.

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Imagen 12-1. Simulación tronadura

CAPITULO 13:

ANALIZA LÍNEAS DE ISOTIEMPO MEDIANTE SOFTWARE

JKSIMBLAST 13.1 Análisis predictivo frente número uno

El presente análisis corresponde al frente entregado por pauta, el cual cuenta con los kg de explosivo entregados en puntos anteriores, además de los 50 tiros presupuestados. El análisis se hace mediante herramienta disponible JKSimBlast-2D Face. Al desglosar las curvas iso tiempo se puede destacar que en la parte céntrica se puede apreciar claramente que la salida del material concéntricamente hacia la cavidad de la cara libre, los colores presentes en las líneas iso tiempo dan cuenta de los tiempos que van aumentando hacia los contornos o extremos del frente.

Imagen 13-1. Análisis predictivo iso tiempo 21

13.2 Análisis final numero dos

En este caso el frente se le ha añadido nuevos tiros para cumplir con lo solicitado, cabe señalar que tiene incidencia en las curvas iso tiempo aunque no demasiada relevancia en comparación con el frente anterior. Se puede observar que el desplazamiento es en forma concéntrica hacia la cara libre que genera los tiros de alivio, a medida que los tiempos aumentan los colores van cambiando, esto a causa del retardo que estos llevan. A medida que las curvas avanzan hacia los exteriores se puede identificar que no se presentan mayores anomalías, ya que las curvas siguen sindicando que el material tronado va en dirección céntrica, esto se observa también en tiros de cajas, coronas y zapateras, con mayor energía que en el diagrama anterior. En cuanto a las líneas que destacan fuera del frente se podría deducir que son posibles proyecciones del material, esto último presumiblemente.

Imagen 13-1.2. Análisis final iso tiempo 13.3 Análisis predictivo energía

Para poder entender la distribución de energía del frente es necesario comprender la distribución de los colores que son representativos de la energía de cada tiro. 22

Se consta de cuatro colores los cuales son indicadores de energía ordenados de menor a mayor escala, siendo la de menor incidencia el color azul y el de mayor contenido energético el color rojo. También cabe destacar que el análisis está ejecutado en Kg/t.

Imagen 13-1.3 Energía vs color Del análisis que se encuentra en la parte inferior se puede destacar que en lo que respecta a la rainura hay suficiente energía para poder generar la cara libre y una buena fragmentación de la roca, no obstante al desglosar los tiros auxiliares se puede ver que tiene suficiente energía para lograr una buena fragmentación interior, pero no la suficiente energía hacia el techo(color azul y verde), lo que podría ocasionar que no se cumpla con las dimensiones estipuladas, además esto aumentaría los costos en cuanto al acuñamiento de la roca circundante. Para los tiros de caja ocurre algo similar, la energía presente no es la suficiente como para lograr la fragmentación deseada, ni establecer el contorno optimo del túnel.

23

En cuanto a las zapateras presenta demasiada energía lo que podría ser un indicio de sobre excavación del piso.

Imagen 13-1.4. Análisis predictivo energía 13.4 Análisis de energía final

A continuación el frente final, al cual se le añadieron tiros extras con las mismas dimensiones que los tiros originales (45 mm de diámetro y un largo de 4 mt). Se dispuso la inserción de tres tiros en la parte superior los cuales están primados con tronex y su carga neta está compuesta de ANFO (4,15 Kg), con un taco de 0,358 mt, lo que soluciona el problema de falta de energía proyectada hacia la roca circundante en la corona, logrando una fragmentación óptima para suplir labores de carguío, además lograr poder delimitar la zona de contorno. También destacan tiros auxiliares en los extremos derecho e izquierdo cargados de la misma forma que los tiros auxiliares de corona, se dispusieron 3 tiros más para poder satisfacer las necesidades del proyecto, la energía proyectada por estos tiros da a entender que la zona de daño aumenta pudiendo proyectar energía hacia las cajas, para que estas delimiten el contorno con un menor índice energético, con sus tiros cargados con softron sin presencia de taco. 24

En la parte inferior se tomó la decisión de realizar 6 tiros extras de similares características a los hechos con anterioridad, primados con tronex y cargados con ANFO, estos tiros presentan la mima carga de columna explosiva pero con un menor espaciamiento entre ellos. Como resultado podemos observar que hay una gran disipación de energía logrando proyectada hacia las zapateras, ayudando a la fragmentación de esa zona, la cual en el diagrama anterior se veía inalterada por la detonación de los tiros auxiliares circundantes. Es importante destacar que también se corrigió la energía presente en la zapatera utilizando tronex como iniciador y 3.1 Kg de ANFO por tiro sin taco lo que ayuda a delimitar la zona de sobre quiebre, acotando los posibles daños por exceso de uso de explosivo.

Imagen 13-1.5. Análisis de energía final En resumen el diagrama final se diferencia del predictivo porque: 

Se dispuso la realización de tres tiros mas cercanos a la corona, logrando una



fragmentación deseada, además de cuidar el contorno de la corona. Se agregan auxiliares de cajas con el fin de poder proyectar energía suficiente a la



roca circundante a las cajas. Inserción de 6 tiros en la parte inferior, con esparcimiento y barden acomodados a lo requerido con carga explosiva de 4,15 Kg de ANFO.

25



Cambiar tronex por ANFO de manera en los tiros de zapatera, pero sin ningún tipo de taco, lo que se traduce en menor sobre quiebre a nivel de piso.

CAPITULO 14:

DETERMINA FACTOR DE CARGA DE LOS PROCESOS DE

TRONADURA (KG/M3) El frente constara de 50 tiros,cuyos largo de tiros son de 4 (m) con un porcentaje de avance aproximado de un 95%. Los tiros seran 48 (45 mm) y los de alivio seran de 2 (89 mm) y se cargaran de la siguente manera. Contorno (Cajar y coronas), 1 Tronex como iniciador y 6 cartuchos de softron Zapateras : 2 Tronex y 3,1 (Kg) de ANFO. Auxiliares y rainuras, 1 tronex como iniciador mas 4,15 (kg) de ANFO

Imagen 14-1. Frente perforado original A partir de fórmulas establecidas es posibles determinar el factor de carga predictivo y el factor de carga final.

Fc=

160,6 ( kg ANFO ) kg =2,76 3 3 58,06(m ) m

( )

14.1 Factor de carga final

26

Después de conocer que la eficiencia energética de los pozos al momento de tronar no era la suficiente se tomó la decisión de agregar nuevos tiros del mismo diámetro y con el mismo largo de carga de ANFO. En resumidas cuentas se obtuvo el siguiente factor de carga con 63 perforaciones, de las cuales 15 corresponden a tiros auxiliares, el procedimiento es el mismo, aplicar formulas del factor de carga predictivo,con el fin de conocer el resultado real del proyecto.

Fc=

225,96 ( kg ANFO ) kg =3,89 3 3 58,06(m ) m

( )

Para cálculos y formulas revisar ANEXO N° 2

27

CAPITULO 15:

DEFINIR EQUIPOS AUXILIARES A LAS OPERACIONES DE

CARGUÍO Y TRANSPORTE DE MATERIALES

15.1 Acuñador Trineumático El equipo acuñador que se utilizará será el Acuñador trineumático, ideal para realizar las tareas determinadas. Este modelo fue seleccionado de la pagina de atlas copco.  

Pluma reforzada de 3 cuerpos, con cilindros hidráulicos protegidos de golpes. Opcional no incluido en precio base: martillo Atlas Copco, modelo SB 300 S, con

 

un alcance en altura de 7,5 metros. Frenos de emergencia y estacionamiento integrados en motores hidráulicos. Estanque hidráulico independiente para facilitar su mantención y disminuir



temperatura interior de cabina; con respiradero adicional para rápido llenado. Mejorada refrigeración de aceite hidráulico, tanto del sistema de transmisión como



del martillo. Acople elástico entre motor diesel y transmisión de fácil recambio.

28

Imagen 15-1. Acuñador 15.2 Empernador

- Puede instalar pernos desde 5 a 10 Pies de longitud. - Kit de empernado disponible para: Split sex, Swellex, hidrabolt, Helicoidales con resina y cemento. - Fortificación mecanizada de túneles con alturas de 3,5 a 6 metros. - Productividad de hasta 7000 pernos/mes. - Opción de cable bolting de 25 metros de longitud.

29

Imagen 15-1.2. Jumbo empernador

Maquina empernadora seleccionada desde página de la empresa peruana “Resemin”

CAPITULO 16:

DETERMINAR NECESIDAD DE COMBUSTIBLE PARA LOS

EQUIPOS DE TRANSPORTE 16.1 Scooptram

La Scooptram ST3.5 es una cargadora de interior de 6 toneladas métricas para operaciones de tamaño pequeño a mediano con una capacidad de estanque de 216 litros. La necesidad de combustible por cada equipo la determinamos con la siguiente formula.

0,04 x HP=consumo en galones por hora El resultado al quedar en galones por hora se multiplica por 3,7854 para que el resultado quede en litros por hora. Galones por hora 0,04 x 185 = 7,4 (Galon/ Hra) Litros por hora 7,4 x 3,7854 = 28,01 (L/Hra) Horas de trabajo por estanque 216L/ 28,01(L/Hra) = 7:42:40 hrs 30

16.2 Minetruck

El Minetruck MT2010 es un camión de interior de 20 toneladas métricas desarrollado para operaciones subterráneas de pequeña a mediana escala y avance a alta velocidad y con una capacidad de estanque de 379 litros. Galones por hora 0,04 x 185 = 12 (Galon/ Hra) Litros por hora 7,4 x 3,7854 = 45,42 (L/Hra) Horas de trabajo por estanque 379L/ 45,42(L/Hra) = 8:20:36 hrs

CAPITULO 17:

DETERMINAR NECESIDAD DE CAUDAL DE AIRE PARA

VENTILACIÓN DE GALERÍAS UTILIZANDO VENTSIM Se tiene conocimiento que por cada trabajador u operario el estimado para ventilación es de 100 CFM y para cada maquinaria presente, son 100 CFM por cada Hp

de

la

maquinaria. Al tener estos caballos de fuerza o más conocidos (HP), Se puede tener una idea del caudal necesario, llevando estos HP a CFM para luego llevarlos a m3/s. Por consiguiente según operarios y maquinaria se ha definido que serán 11 operarios en el túnel, más 2 maquinarias las cuales tienen aproximadamente 430 Hp.

Imagen 17-1. Conversión cfm a m3/s

31

Con la cantidad de operarios y maquinarias la estimación de ventilación serian equivalentes a 20,81 m3/s, por lo tanto en la galería requeriría una ventilación igual o mayor para lograr un funcionamiento óptimo. En la imagen inferior se aprecia el ventilador con los 23,8 m3/s aplicables al túnel.

Imagen 17-1.2. Software ventsim

En la imagen inferior se puede observar que de acuerdo a la cantidad de m3/s, y por consecuencia la eficiencia de la curva que alcanza el 60,7% de eficiencia, disponiendo una manga de 1 mt. También se logra dimensionar que la curva de presión es óptima a los requerimientos de ventilación.

32

Imagen 17-1.3. Análisis eficiencia y presión

CAPITULO 18:

DEFINIR SERVICIOS DE ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN

Para efectos de fortificación se dispone se dispone de dos formas de conocer el mejor método de fortificación. El primero es mediante el conocimiento del índice RMR, el cual en el presente caso cuenta con una puntuación de 68. Tabla 18-1. Índice RMR

33

A partir de este índice podemos deducir por la siguiente tabla que serequerira fortificación puntual con pernos, por la calidad de la roca no se hace necesario ningún otro tipo de fortificación 

Pernos: Los pernos pueden ser de anclaje puntual o de anclaje repartido. El perno resiste el peso de un bloque, ya sea por adherencia de su cabeza o por la adherencia a lo largo de todo el perno cuando es de anclaje repartido. Tabla 18-1.2. Fortificación vs RMR

Otro método es mediante parámetro de Q de Barton, el cual es un método más exacto. Al analizar dicho parámetro mediante formula disponible se logró constatar que los métodos de fortificación son iguales, requiriendo fortificación mediante pernos.

Imagen 18-1. Formula Q de Barton La tabla inferior muestra el lado vertical izquierdo la altura de la labor, al derecho el largo de pernos a utilizar en este caso el encontrarse la puntuación obtenida en el primer cuadrante, y finalmente en la parte inferior la puntuación obtenida por el análisis

34

Imagen 18-1.2. Grafico Q de Barton Para ver parámetros de fortificación según Q de Barton ver ANEXO N°3

CAPITULO 19:

DETERMINAR

OPERACIONES

DE

MANO

TRONADURA,

DE

OBRA

SERVICIOS

ASOCIADOS MINA,

Y

A

LAS

CARGUÍO

Y

TRANSPORTE

Tabla 19-1. Mano de obra vs Costos Administrativos

Cantidad/turno

Costo

Jefe Mina Geología Ingeniería

1 1 1

mensual (CLP) 1300000 1700000 1100000

Jefe Turno Op Jumbo Cargador

1 1 2

1250000 1000000 900000

(CLP) 1300000 1700000 1100000 0 1250000 1000000 1800000

Pozo Op. Scoop

1

790000

790000

Producción

35

unitario

Costo

Mensual

Op. Camion

0

0

Op. Jumbo Acuñador Operador

1 2 1

1000000 680000 750000

0 0 1000000 1360000 750000

Scoop Op.camion Topografia

1 2

810000 900000

810000 1800000

2 2

850000 950000

0 1700000 1900000

19

13980000

18260000

Túnel

Mantención Mina Mec. LHD Electrico TOTAL

Nota: La cantidad de operadores será proporcional a la cantidad de equipos. Los datos presentados en la tabla anterior fueron obtenidos de la información entregada desde Minera LAS CENIZAS, DIVISION CABILDO. Los datos fueron considerados útiles debido a la similitud de lo solicitado y la división ya mencionada.

36

CAPITULO 20:

DETERMINAR

COSTOS

HORARIO

Y

UNITARIO

DE

OPERACIONES DE CARGUÍO Tabla 20-1. Costos por carguío túnel

Scoop

Túnel Lts/hora 28,01

Costo/lt 0,28

U$$/hora 7,8428

Ton/hora 62,1488

U$$/Ton 0,1261939

Camión

45,42

0,28

12,7176

59,80

1 0,21266

En la zona de túnel el encargado de carguío será el Scoop y los costos relacionados a este fueron mencionados anteriormente. Los rendimientos fueron calculados en base la información técnica de cada equipo y el precio de combustible fue calculado en base al valor del Barril (159 litros) y el valor de este fue considerado en 45,44 U$$. Tabla 20-1.2. Costos por carguío producción

Scoop

Producción Lts/hora 43,5

Costo/lt 0,28

37

U$$/hora 12,18

Ton/hora 81,1488

U$$/Ton 0,150094

En la zona de producción se encontrara el Scoop de mayor tamaño, el cual desempeñara las labores de carguío y transporte. Los rendimientos fueron calculados en base la información técnica de cada equipo y el precio de combustible fue calculado en base al valor del Barril (159 litros) y el valor de este fue considerado en 45,44 U$$.

CAPITULO 21:

DETERMINAR

COSTOS

HORARIO

Y

UNITARIO

DE

OPERACIONES DE TRANSPORTE Tabla 21-1. Costos por transporte túnel Túnel Lts/hora

Costo/lt

U$$/hora

Ton/hor

U$$/Ton

Scoop

28,01

0,28

7,8428

a 62,1488

0,1261939

Camión

45,42

0,28

12,7176

59,80

1 0,21266

En la zona de túnel el encargado de será el Camión y los costos relacionados a este fueron mencionados anteriormente.

Los rendimientos fueron calculados en base la

información técnica de cada equipo y el precio de combustible fue calculado en base al valor del Barril (159 litros) y el valor de este fue considerado en 45,44 U$$. Tabla 21-1.2. Costos por trasporte producción

Scoop

Producción Lts/hora 43,5

Costo/lt 0,28

U$$/hora 12,18

Ton/hora 81,1488

U$$/Ton 0,150094

En la zona de producción se encontrara el Scoop de mayor tamaño, el cual desempeñara las labores de carguío y transporte. Los rendimientos fueron calculados en base la

38

información técnica de cada equipo y el precio de combustible fue calculado en base al valor del Barril (159 litros) y el valor de este fue considerado en 45,44 U$$.

CAPITULO 22:

DETERMINAR

COSTOS

HORARIO

Y

UNITARIO

DE

OPERACIONES DE TRONADURA

Tabla 22-1. Costos tronadura tipo de explosivo

cantidad

utilizada

Precio (kg) U$$

(KG/tronadura)

Costo U$$

Tronex

8,96

0,871

7,80416

Softron

10,92

0,15

1,638

Anfo

136,8

0,87

119,016

Cordon detonante

289

0,25

72,25

Total Total

Tronadura

200,70816 *

158

31711,88928

tronaduras

Costo/Hora 24,48979592 U$$

Los precios de los explosivos fueron obtenidos en base a una lista proporcionada por la empresa de explosivos ENAEX S.A.

39

Los tiempos dedicados en la tronadura se presentaran a continuación y se excluyen de esto los tiempos; Carguío, transporte y termino de turno.

Tabla 22-1.2. Tiempos por tronadura Tiempo inicio Instalación equipo perforación retiro equipo carguío pozo tiempo ventilación almuerzo acuñadora carguío y transporte termino turno Total horas

de

tronadura

minutos 30 30 130 30 90 60 30 90 200 30

en

Tiempo hrs. 0,5 0,5 2,166666667 0,5 1,5 1 0,5 1,5 3,333333333 0,5 12

40

CAPITULO 23:

DEFINIR PROTOCOLOS DE SEGURIDAD

23.1 Protocolos de seguridad de tronadura

1) Jefe de Mina: Es responsabilidad del Jefe de Mina, velar por el cumplimento de los estándares de seguridad, productividad, calidad y medio ambiente, proporcionar los recursos y estándares operacionales necesarios para la correcta realización de trabajos y asegurar que los procesos se realicen con la máxima eficiencia. 2) Jefe de Turno Mina: Es responsabilidad del Jefe de Turno Mina velar por las prácticas de trabajo seguro, que permitan que la actividad sea realizada en forma segura y de manera eficiente de acuerdo a lo establecido en este procedimiento, además de coordinar, realizar las gestiones y acciones necesarias para que el trabajo sea ejecutado sin Inconvenientes. 3) Personal de Operaciones Mina: Es responsabilidad de los Operarios, participar en la instrucción del presente procedimiento que imparta la supervisión, velar por su seguridad y la de sus colaboradores, cumplir con todos los aspectos presentes en este procedimiento, por ultimo mantener en buen estado equipos de protección personal, sistemas y equipos de trabajo, además de utilizar el equipo de protección personal, según Normativa General Cenizas N° 08 “Uso de protección personal”. 23.2 Recursos necesarios para ejecutar trabajo

1) Recursos Humanos: Jefe de Turno y un número determinado de Operarios según requerimientos, que se utilizan como loros vivos. Nota: Se hace referencia a Jefe de Turno de Minera Las Cenizas S.A. o Jefe de Turno Empresas Colaboradoras. 41

2) Recurso Material: Letreros señaléticos como loros físicos (“AREA DETRONADURA”), libreta, Report de Tronaduras, lápiz, un cuaderno para novedades, libro de ingreso de Personal y/o pizarra, encendedor en buen estado o fósforos mineros, libreta PIAPE, pizarra de tronadura. 3) Recurso Equipos: Medidores de gases (CO, O2, NO2), radio de comunicación, camioneta para realizar y coordinar tronadura. 4) Recursos Elementos de Protección Personal (E.P.P.): Casco, guantes de PVC tipo best 7000 , botas, lentes, protectores auditivos doble (tapón y fono), arnez con cola de seguridad, lámpara minera con sistema deep link, auto rescatador, buzo con huinchas reflectantes, trompa con filtros para polvo y gases, todos estos antes mencionados en buen estado. NOTA: El conductor/operador (perforadora) deberá tener licencia de conducir vigente (BD), y ambos poseer Licencia de manipulador de explosivos, Licencia interna al día y conocer el Procedimiento de Trabajo sobre “Transporte de Explosivo desde Polvorín interior a la frente de Trabajo y manejo del Documento “Vale de entrega y reintegro de Explosivos” Nº 007 y el “Reglamento de Transporte, uso y manejo de Explosivos”. 23.3 Carguío y transporte

A) Del Jefe de Mina: Verificar y dar facilidad para la divulgación de dicho procedimiento, velar por el cumplimento de los estándares de seguridad, productividad, calidad y medio ambiente, proporcionar los recursos y estándares operacionales necesarios para la correcta realización de trabajos y asegurarse que este procedimiento sea conocido por todo el personal que realiza este trabajo. B) Del Jefe de Turno Mina: Dar a conocer y asegurarse que todos los trabajadores conozcan este procedimiento, velar por las prácticas de trabajo seguro, que permitan que la actividad sea realizada de manera eficiente de acuerdo a lo establecido en este procedimiento, además de coordinar, realizar las gestiones y acciones necesarias para que el trabajo sea ejecutado sin inconvenientes. C) Del Personal de Operaciones Mina: Es responsabilidad del Operador de cargador frontal y chofer de camión, participar en la instrucción del presente procedimiento que

42

imparta la supervisión, velar por su seguridad y la de sus colaboradores, cumplir con todos los aspectos presentes en este procedimiento. Por último mantener en buen estado equipos de protección personal, sistemas y equipos de trabajo, según Normativa GeneralCenizas N° 08 “Uso de protección personal”.

CAPITULO 24:

CONCLUSION

La investigación enmarcaba la aplicación de conocimientos teóricos y prácticos para llevar a cabo el proyecto, el cual presento necesidad de análisis frente a situaciones solicitadas. El desarrollo fue según pauta obteniendo resultados concretos de tiempos de ciclos de la maquinaria, explosivos adecuados a utilizar según parámetros geomecanicos y económicos. Dimensionar flota de equipos con el fin de establecer un aspecto esencial en labores subterránea como es la ventilación, la que se pudo llevar a cabo mediante software Ventsim, estableciendo un caudal final de 23,08 m3/s. Consiguientemente hacer conocimiento de los protocolos y operarios insitu a lo largo del proyecto, además de generar el frente de disparo que según dimensiones y explosivos estableció un factor de carga final de 3,89 kg/m3, no obstante un dato concreto del túnel es que al realizar una tronadura por turno el material removido es de 106,47 toneladas, tomando en cuenta las 158 tronaduras necesarias para lograr el avance de los 600 mt del túnel de exploración, lo que como dato concreto arroja un total de 16811,75546 toneladas a extraer. Requirió de la aplicación de hipótesis y fórmulas concretas que pudiesen ayudar a guiar el proyecto, como por ejemplo Q de Barton o fórmulas para establecer caudal y consumo de combustible de maquinarias.

43

CAPITULO 25: copco,

BIBLIOGRAFIA

A.

(2010).

Minetruck

MT2010.

Obtenido

de

Obtenido

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http://www.atlascopco.cl/cles/products/equipo-de-carga-ytransporte/3506190/1471761/ copco,

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(s.f.).

Scooptram

ST3.5.

http://www.atlascopco.cl/cles/products/equipo-de-carga-ytransporte/3506190/1471761/ Dynonobel.

(2016).

Dynonobel.

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http://www.dynonobel.com/south-

america/~/media/Files/Dyno/ResourceHub/Technical%20Information/Latin %20America%20Spanish/NONEL/NONEL_MSConnector_Spanish.pdf Enaex. (2002). Fichas Técnicas de Enaex. Enaex.

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Manual

de

tronadura

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%20avila/Desktop/inacap/4to%20semestre/taller%20minero %202/Manual_de_Tronadura_ENAEX.pdf Jimeno, L. (1992). manual de voladura y voladura de roca.

44

file:///C:/Users/fabian

CAPITULO 26:

ANEXOS

Anexo 1: cálculos y formula para determinar cantidad de explosivos para las operaciones de tronadura.

También se puede deducir que la cantidad de Tronex a utilizar, cuya masa es de 0,16 gr, será de 56 cartuchos, lo que correspondería a 8,96 kg de explosivo, esto se calcula mediante la siguiente formula.

Tronex Kg de explosivo en frente=masadel cartucho∗N ° de cartuchos Para efecto de Softron se consta que por frente se utilizaran 78 cartuchos de este explosivo, lo que correspondería a 10,92 Kg de explosivo por frente. Tomando en cuenta que la masa es de 0,14 gr.

Softron Kgde explosivo en frente=masa del cartucho∗N ° de cartuchos Consiguientemente tomando en cuenta que el túnel cuenta con 600 mt y el largo de las perforaciones es de 4 mt con un porcentaje de avance del 95%, haciendo la equivalencia de que el avance efectivo es de 3,8 mt., es posible determinar la cantidad de explosivo por frente y la cantidad de explosivo total a utilizar. Con los datos recopilados podemos deducir que al dividir los 600 mt del túnel, en el avance efectivo de 3,8 mt, da un total de 158 tronaduras a realizar. Entonces: 45

Total Tronex

158 ( n° de tronaduras )∗8,96 ( kg de tronex ) =1415.68 kg Total Softron

158 ( n° de tronaduras )∗10,92 ( kg de tronex )=1725.36 kg Total Anfo

158 ( n° de tronaduras )∗136,8 ( kg de anfo )=21.614 kg Total de explosivo a utilizar en operaciones de tronadura

158 ( n° de tronaduras )∗156,68 ( kg de explosivo )=24.755,44 kg

ANEXO 2:Calculos para determinar factor de carga Datos: Contorno (Cajar y coronas), 1 Tronex como iniciador y 6 cartuchos de softron Zapateras : 2 Tronex y 3,1 (Kg) de ANFO. Auxiliares y rainuras, 1 tronex como iniciador mas 4,15 (kg) de ANFO 46

Entonces podemos deducir que de Kg de softron en el frente tenemos:

Kg de softron=0,14∗78=10,92 Kg También podemos decucir que de Kg de tronex en el frente tenemos:

Kg de tronex=0,16∗56=8,96 Kg

Pesos equivalentes a ANFO

Peso equivalente softron=

5 (1080) 1 (968) + =1,16 Kg 6 (902) 6 (960)

Esto quiere decir que un kilogramo de softron, equivale a 1,16 kilogramos de ANFO. Osea los 10,92 kilogramos de softron equivalen a 12,6 kilogramos de ANFO

Peso equivalente tronex=

5 (1183) 1 (942) + =1,,25 Kg 6 (902) 6 (960)

Esto quiere decir que un kilogramo de tronex, equivale a 1,25 kilogramos de ANFO. Osea los 8,96 kilogramos de tronex equivalen a 11,2 kilogramos de ANFO. Finalmente a lo largo de los datos recopilados podemos finalmente obtener el Factor de Carga, el cual viene dado por la siguiente formula.

47

Fc=

Kilogramos de explosivo equivalente m3 de roca a tronar

Al reemplazar la formula por los datos obtenidos con anterioridad, la formula queda de la siguiente manera.

Fc=

160,6 ( kg ANFO ) kg =2,76 3 3 58,06(m ) m

( )

ANEXO 3: Determinación de parámetros de fortificación según Q de Barton En lo que concierne fortificación estarán definidos por parámetro de Q de Barton. Para esto se dispone de la siguiente formula:

En donde: RQD: Índice de Calidad de la Roca. Jn: Número de familias de discontinuidades. Jr: Rugosidad de las discontinuidades. Ja: Meteorización de las discontinuidades. Jw: Coeficiente reductor que considera la presencia del agua. SRF: Factor de reducción dependiente de las tensiones.

48

A continuación se destina a reemplazar la formula por los datos insitu del presente caso, los datos van siendo reemplazados según la información entregada por las tablas. El índice de calidad de roca (RQD) viene estipulado con anterioridad en el proyecto en las características geomecanicas de la roca.

Jn: Número de familias de discontinuidades, la elección radica en el análisis de los datos geomecanicos entregados.

Jr: Va en función de las rugosidades de las discontinuidades, en este caso presenta una rugosidad ondulada.

49

Ja: Da muestra de la meteorización de las discontinuidades, las que en el presente casos no inciden en el macizo, por lo que no presenta pares alteradas.

Jw: En el coeficiente de señalar la incidencia que podría tener el agua en el proyecto, las características geomecanicas entregadas no advierten presencia de agua.

50

SRF: La elección se justifica porque el túnel de exploración al ser subterráneo estaría por debajo de los 50 mt de profundidad.

Por consiguiente al recopilar los datos entregados por las tablas según Q de Barton, la formula quedaría especificada de la siguiente manera: Dando como resultado que Rock Mass Quality es de 19,20.

De esta manera se puede dilucidar que según la sección otorgada (4,5 x 4,5) y el resulta de Q (19,20), se puede deducir que la calidad de la roca en buena y/o competente al encontrarse en el primer cuadrante, entonces se concluye que no hace falta la proyección de shotcrete, ni de arcos para otorgar soporte al túnel. No obstante lo sindicado en el grafico es que solo se requerirá bulonado (pernos) de forma puntual, ósea solo cuando sean requeridos de manera esporádica, el tamaño de los pernos serán de 2,2 metros según lo indicado en grafico(parte derecha). 51

52

53