44437856 Apuntes Explotacion de Minas U de Chile

UNIVERSIDAD DE CHILE FACULTAD DE CIENCIAS FÍSICAS Y MATEMÁTICAS

DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MINAS

APUNTES DE CURSO DE EXPLOTACIÓN DE MINAS

Preparado por Julián Ortiz C.

MI57E – Explotación de Minas 2

INTRODUCCIÓN

Un poco de historia La minería ha sido parte de la historia del hombre desde la prehistoria. En Chile, la importancia de la minería se puede trazar a los incas. La relevancia de la minería durante la Colonia y en el Chile Republicano también es evidente. La Chilenización y Nacionalización del Cobre en épocas más recientes marcaron en buena parte la historia política de nuestro país. A continuación se listan hechos relevantes en la historia de la minería en lo referente a Chile:

• Incas explotan oro (lavaderos), cobre y piedras preciosas (turquesa) • Españoles en busca de riquezas mineras (oro) • Chile republicano ha tenido dos guerras: ambas por razones mineras

o Confederación Perú-Boliviana (1835) Guano o Guerra del Pacífico (1879) Salitre

• Altos y bajos en la minería del oro, fuerte desarrollo en el S. XVIII y decadencia en el S. XIX (Jesus María, Las Vacas, Andacollo, El Bronce de Petorca, etc.)

• Auge de la minería de la plata en el S. XIX (Agua Amarga, Chañarcillo, Chimberos, Tres Puntas, Caracoles, etc.)

• 1830-1860: Valor de producción de la plata superó lejos a todo el oro que se ha producido hasta esa fecha

• Desarrollo de la minería del Cobre: Chile primer productor del mundo entre 1860-1880 • Construcción de puertos y fundiciones en el Norte Chico • Producción de 40.000 ton Cu / año era 25% de la producción mundial • Entre 1830-1880 Atacama fue la provincia más prolífera del país • Copiapó era centro político, cultural y económico • Se construyó el primer ferrocarril en Chile entre Copiapó y Caldera • Copiapó: primera ciudad de Chile con alumbrado a gas • Se invierten ganancias en viñas, líneas de vapores, bancos, ferrocarriles y palacios en

la zona central de Chile • A mediados del S. XIX comienza paralelamente la explotación del carbón en el Golfo

de Arauco: Se construye la primera central hidroeléctrica de Chile en 1897, en Chivilingo (Lota)

• Auge del salitre después de la Guerra del Pacífico y decadencia del cobre: Desarrollo de Iquique, Tocopilla, Antofagasta y Taltal


• El 28 de Diciembre de 1945 se perfora el primer pozo de petróleo en Tierra del Fuego • A partir de 1965 comienza la Chilenización y posteriormente en 1971, la

Nacionalización de la Gran Minería del cobre: Profesionales chilenos se hicieron cargo de las operaciones y desarrollo de la Gran Minería

• Impresionante auge de la minería del cobre y oro a partir de 1980 • Otras sustancias o elementos no han sido relevantes en la historia minera de Chile

(razones geológicas)

La minería hoy La minería de hoy en Chile se destaca por sobre otras actividades económicas. Los montos de las ventas de productos mineros son gigantescos si se comparan con otras áreas de la actividad económica de Chile. En particular, el cobre lidera las ventas con un orden de magnitud más que cualquier otro producto.

Principales producciones mineras (2004) Producto Ton Anuales Valor Producción Anual

(millones de US$)

Cobre 5.412.000 14.500 Molibdeno 42.000 1.400 Oro 40 320 Plata 1.360 113 Hierro 8.000.000 160 Yodo 15.000 175 Salitre 1.400.000 80 Carbonato de Litio 50.000 65

Producción de Cobre (fuente: Cochilco)


Minería del Cobre De la producción de cobre, aproximadamente el 85% proviene de faenas que explotan el recurso por rajo abierto, mientras que sólo el 15% restante lo hace a través de métodos de explotación subterráneos. Aproximadamente dos tercios del mineral extraído se procesa mediante el proceso típico para sulfuros (flotación-fundición), mientras que el resto corresponde al proceso de óxidos (proceso de lixiviación, extracción por solventes y electro-obtención). Sin embargo, se debe destacar que la producción mediante este proceso hidrometalúrgico corresponde aproximadamente al 60% de la producción mundial que se obtiene a partir de mineral oxidado en el mundo, poniendo a Chile en una posición de liderazgo en este tipo de procesos. El desarrollo típico de un proyecto minero toma muchos años, tal como se muestra en la figura siguiente, donde se puede apreciar que pueden pasar fácilmente diez años desde que se inicia la exploración de un prospecto hasta que ésta pasa a ser una mina en producción.

Desarrollo de un proyecto cuprífero

La inversión necesaria típica para un proyecto cuprífero de gran minería bordea 4000-6000 US$/ton Cu fino por año. Es así como una mina que proyecta producir 100.000 tpa de Cu fino, requerirá una inversión de sobre 400 millones de dólares normalmente. A continuación se entrega una lista de los mayores proyectos nuevos y expansiones de los últimos 15 años en Chile.

Los grandes proyectos de cobre de los últimos 15 años y las expansiones de Codelco (>100.000 tpa):

1ª Región El Abra 4ª Región

Collahuasi Zaldivar Los Pelambres Cerro Colorado Mantos Blancos Quebrada Blanca El Tesoro 5ª, 6ª y Región Metrop.

Chuquicamata Andina 2ª Región Los Bronces

Escondida 3ª Región El Teniente Radomiro Tomic Candelaria


A continuación se muestra una serie de estadísticas que indican la posición de Chile en cuanto a la producción de cobre mundial, al consumo, precio y costo de producción, obtenidas del sitio web de la Comisión Chilena del Cobre (www.cochilco.cl).

Producción Mundial de Cobre. Participación de Chile (2003) (Fuente: Cochilco)

Principales consumidores del cobre en el mundo (miles de Ton de Cu - 2003) (Fuente: Cochilco)

• China 3.065 • Estados Unidos 2.326 • Japón 1.202 • Alemania 1.083 • Corea del Sur 900

• Italia 679 • Taiwán 619 • Francia 551 • Rusia 447 • México 411

Consumo per cápita:

• 1 a 2 kg de Cu/hab año en paises en desarrollo • 15 a 20 kg de Cu/hab año en paises desarrollados


Tendencias del precio del cobre:

Tendencias de los costos directos de producción

Desglose aproximado (en %) de costos directos

• Mano de obra propia 18% • Insumos 35% • Energía 12% • Servicios de terceros 20% • Otros 15%

Total (40 a 50 cUS$/libra): 180 a 220 millones de dólares al año para una faena de 200.000 tpa de Cu

Por cada centavo adicional en el precio del cobre Chile ingresa 120 millones de US$ anualmente


Fortalezas y debilidades La minería en Chile tiene las siguientes fortalezas y debilidades, las que constituyen los desafíos de los profesionales de la minería de las próximas décadas:

• Fortalezas o Recursos minerales en abundancia y de buena calidad (especialmente cobre)

Aproximadamente 1/3 de reservas mundiales de cobre o Institucionalidad eficiente y marco jurídico claro o Infraestructura desarrollada. Cercanía a puertos o Proyectos en zonas desérticas o Mano de obra especializada y profesionales calificados o Costos razonables

• Debilidades o Requerimiento de grandes inversiones o Fuertes fluctuaciones de los precios de los metales o Escasa comprensión de la comunidad, tanto local como del país o Baja inversión en investigación y desarrollo


o Imagen negativa en relación al medio ambiente y seguridad o Proyectos en zonas remotas (sobre 3000 msnm)

Los encadenamientos en el proceso minero (cluster)

• Cluster: concentración de instalaciones físicas de empresas en torno a una misma actividad en una localidad geográfica determinada.

o Desarrollo de mercados de insumos específicos o Mano de obra especializada o Se hace investigación y desarrollo en conjunto (entre todas las empresas) lo

que conduce a innovaciones tecnológicas de punta o Educación superior focalizada o Empresas de ingeniería y construcción con énfasis en el tema del cluster o Instituciones financieras especializadas en minería

• Características de un cluster para Chile

o Ventajas naturales en cuanto a reservas minerales o Tamaño del sector Cobre (5.500.000 tpa) o Importante flujo de dinero (por año):

Insumos en Chile Remuneraciones Serv. de terceros Energía

o Proyectos de la última década (por año) Ingeniería Construcción Adquisiciones

Comentarios

• La minería ha sido para Chile el sector económico de mayor relevancia: o Del orden del 10% del PGB o Más del 50% de la entrada de divisas o La inversión materializada en los últimos años ha sido captada en más del 60%

por la minería

• Grandes posibilidades en el mediano y largo plazo: o Recursos suficientes. Cada año aumentan: ¿recursos no renovables o no

agotables? o Infraestructura adecuada o Tratados internacionales para fortalecer la demanda


o Minería globalizada. Las grandes empresas mineras internacionales están en Chile

o La sustitución del Cobre no se visualiza amenazante (consumo per cápita de cobre crece vertiginosamente en los países en desarrollo)

o País ordenado y socialmente estable

• Los desafíos a futuro: o Consolidar el liderazgo en la producción de cobre o Asegurar y desarrollar los mercados o Reforzar la investigación y las innovaciones tecnológicas para mantener

competitividad: exportación de tecnologías y mayor valor agregado o Mantener marco jurídico y tributario estable, resolviendo adecuadamente el

tema de distribución de las utilidades (royalty) o Desarrollar en serio el tema del cluster o Resolver el desarrollo sustentable (ambiental, social y económico) o Formar profesionales altamente capacitados en todos los niveles y en todas las

especialidades de la ingeniería


ESTADÍSTICAS DE LA MINERÍA Y EL COBRE EN CHILE

La información que se presenta a continuación corresponde al reporte anual generado por Cochilco y que puede ser consultada en su versión completa en el sitio de Cochilco (www.cochilco.cl).


Productor Producción Miles TMF Cu

(2004) Escondida 1195

Chuquicamata 691 Collahuasi 481

Los Pelambres 362 El Teniente 435

Radomiro Tomic 291 Sur Andes 300

El Abra 218 Andina 240

Candelaria 200 Mantos Blancos 155

Zaldívar 148 Cerro Colorado 120

El Tesoro 98 Enami 120

Quebrada Blanca 76


Sector minero participa en ~8% del PIB


0.86% de fuerza laboral total 74% de fuerza laboral minera trabaja en minería del cobre




Precio del Cobre Promedio

• 2003: 80.7 cUS$/lb • 2004: 130.1 cUS$/lb • 2005: 167.1 cUS$/lb • 2006*: ~220 cUS$/lb


Chile es : • 1er productor de cobre del mundo • 13º productor de oro del mundo • 5º productor de plata del mundo • 1er productor de molibdeno




LA EXPLOTACIÓN DE MINAS

La explotación de minas es el conjunto de actividades, operaciones o trabajos que es necesario realizar para separar físicamente los minerales desde su ambiente natural y transportarlos hasta las instalaciones de procesamiento. Consiste, por lo tanto, en la ejecución secuencial de dos operaciones básicas: el arranque y el manejo de materiales. Arranque: Se denomina arranque al proceso de separar o arrancar el mineral de la corteza terrestre. Salvo algunas excepciones, esta operación se realiza en la mayoría de los casos haciendo detonar cargas explosivas emplazadas en huecos cilíndricos perforados en el macizo rocoso. Se distingue así entre las suboperaciones de Perforación y Tronadura. Movimiento o manejo de materiales: Este proceso implica a su vez la ejecución combinada, en varias instancias, de las suboperaciones de Carguío y Transporte.

Explotación de Minas

Arranque

Perforación

Tronadura

Manejo de materiales

Carguío

Transporte

Operaciones auxiliares


La perforación, tronadura, carguío y transporte, junto con la ventilación, se denominan operaciones unitarias. Son las operaciones independientes que realizadas en cierta secuencia permiten la explotación de un depósito, o su desarrollo. Antes de comenzar a describir las operaciones unitarias, es necesario definir ciertos términos para evitar confusión posteriormente, cuando se describan éstas y cuando se detallen los métodos de explotación. Mineral: Es una sustancia inorgánica de ocurrencia natural en la corteza terrestre, que posee un conjunto distintivo y característico de propiedades físicas y una composición que puede ser expresada por una fórmula química. Es decir, los minerales son combinaciones definidas y precisas entre elementos químicos. De las minas, por lo general, se extraen rocas. Sólo en casos excepcionales se extraen elementos químicos o minerales en estado puro. Las rocas son agregados de minerales, es decir, combinaciones variables entre diferentes minerales. En la actualidad, se conocen del orden de 104 elementos químicos. Entre ellos, 15 han sido obtenidos en forma sintética en laboratorios, sin detectarse su presencia en forma natural en la corteza terrestre y otros pocos, los gases nobles, han permanecido siempre en la corteza terrestre. Del resto, sólo 8 elementos constituyen el 92% de la corteza terrestre: O 47%, Si 28%, Al 8%, Fe 5%, Na – Mg – K – Ca un poco menos de 4%. Estos elementos, conjuntamente con los otros menos comunes dan origen a aproximadamente 2.000 minerales diferentes. Recursos geológicos: Se entiende por recursos al conjunto de unidades de roca, generalmente definidas a través de un modelo de bloques con leyes estimadas mediante algún método, que poseen una concentración de un elemento o mineral anómala respecto a su entorno y que posee características de continuidad geológica confirmadas mediante sondajes y mediante la interpretación experta de un geólogo con experiencia en ese tipo de mineralización. Reservas mineras: Corresponden a la porción de los recursos que es factible de extraerse generando un beneficio económico y que considera las características de continuidad de la mineralización, continuidad de las leyes y una serie de factores que modifican el valor del recurso, tales como factores políticos, financieros, medioambientales, laborales, geográficos, etc. Las reservas son la parte del recursos que puede extraerse una vez que se han tomado en cuenta los factores tecnológicos de diseño y las condiciones financieras del momento y lugar del proyecto. Yacimiento minero: Se habla de yacimientos en un sentido amplio al referirse a una anomalía geológica que implica la concentración fuera del nivel normal que se encuentra en la roca, de algún elemento o mineral de interés (recursos geológicos). Implica una concentración desde un punto de vista geológico, sin necesariamente hablar de su potencial beneficio económico. Sin embargo, en el marco de este curso, se entenderá por yacimiento minero a un sector limitado de la corteza terrestre que posee concentraciones de minerales o elementos que tienen un potencial interés económico y que por lo tanto pueden ser extraídos generando un beneficio. En este contexto, un yacimiento es sinónimo de un depósito.


Es importante notar que esta definición es relativa e incluso ambigua, dado que la factibilidad económica de un proyecto minero varía según diversos factores. Por ejemplo, un cambio tecnológico puede hacer que recursos que anteriormente no fueron considerados entre las reservas del yacimiento, lo sean ahora, dado que, por ejemplo, se puede profundizar un rajo con un mayor ángulo de talud a un costo bajo. Por otro lado, regulaciones ambientales pueden transformar reservas mineras en recursos, dado que por un cambio legislativo, la concentración máxima permitida de un elemento contaminante puede subir, haciendo que su eliminación del concentrado o del producto final de la mina tenga un costo adicional que antes de la promulgación he dicho reglamento no existía. Otros factores, como el precio del producto obtenido, avances en tecnología de explotación y procesamiento del mineral, pueden afectar el balance del beneficio, generando más reservas en un depósito, sin variar sus recursos. También puede ocurrir que yacimientos muy similares en cuanto a sus características físicas y mineralógicas sean o no explotables dependiendo de su ubicación geográfica, condiciones climáticas, etc. Se distinguen tipos de yacimientos según el producto que generan:

• Yacimientos metálicos: cobre, oro, plata, molibdeno, manganeso, hierro, plomo, zinc, etc.

• Yacimientos no metálicos: sales, calizas, sílice o cuarzo, yeso, azufre, yodo, arcillas, etc.

• Yacimientos de combustibles fósiles: carbón, antracita, esquistos bituminosos. En Chile predomina la minería metálica, pero pueden encontrarse yacimientos de todos los tipos anteriores. La explotación de minas en el sentido que se entiende en este curso se aplica principalmente a la minería metálica. Las principales diferencias con otros tipos de minería están en que muchas veces estos últimos no involucran la perforación y tronadura para extraer el material que se lleva a proceso, y que estos procesos son completamente distintos (si se requieren) que en el caso de la minería metálica. Mina: Corresponde al lugar físico de la faena organizada que permite la extracción de un determinado mineral o elemento. Es una excavación hecha en la corteza terrestre con el propósito de extraer estos minerales. La excavación puede ser superficial (en rigor, diremos que está permanentemente expuesta a la superficie) o subterránea. También pueden coexistir ambos tipos. En el primer caso, se habla de minas a rajo abierto o cielo abierto (open-pit, en inglés). También se las llama canteras, término principalmente aplicado a minerales industriales, que se extraen directamente para la venta. Adicionalmente, existen otros tipos de explotación de depósitos: los lavaderos o placeres corresponden a depósitos de arena sedimentarios en antiguos lechos de ríos o playas que permiten la recuperación de oro, piedras preciosas u otros elementos químicos valiosos. Asimismo, existe la minería por disolución, para extraer azufre u otras sales en yacimientos muy profundos. También existe investigación en la aplicación de minería costa afuera para recuperar nódulos de manganeso depositados en fondos marinos. En el caso de la explotación subterránea, se diferencian según el método de explotación utilizado.


ETAPAS DE UN PROYECTO MINERO

Un proyecto minero pasa por varias etapas, en cada una de las cuales se va mejorando el conocimiento del depósito y se aumenta el nivel de detalle en la ingeniería desarrollada.

Prospección y Exploración La fase de prospección consiste en identificar la ubicación de concentraciones anómalas de minerales, tanto metálicos, como no metálicos y fósiles. Puesto que los depósitos se encuentran generalmente en el subsuelo, se utilizan métodos directos e indirectos para encontrar estas anomalías. Un método directo consiste en la identificación visual ya sea de un afloramiento o de detritos arrastrados del sitio de la anomalía. Esto se complementa con estudios geológicos del sitio, lo que es ayudado por fotografías aéreas y mapas topográficos y estructurales de la zona. Métodos indirectos consisten principalmente en geofísica, donde

se detectan anomalías sísmicas, magnéticas, gravitacionales, eléctricas, electromagnéticas y radiométricas. La geofísica permite explorar áreas extensas y definir a escala más local la existencia de cuerpos que pueden constituir un depósito. La geoquímica y geobotánica también se utilizan en prospección. La segunda etapa, de exploración, se ocupa de determinar lo más precisamente posible, con la escasa información disponible, la extensión (volumen o tonelaje) y calidad (ley) del depósito, pudiéndose ya tener una primera idea de su valor económico. En esta etapa se realiza un muestreo más regular y sistemático de manera de definir más precisamente los límites del depósito. Las muestras, obtenidas en trincheras, o a través de sondajes, son evaluadas a través de análisis químico, espectral o de rayos X. Aunque existen varios tipos de sondajes, en esta etapa se suelen usar métodos que permiten recuperar testigos, lo que permite mapear las estructuras del subsuelo.

La prospección y exploración concluyen con la elaboración de un estudio de factibilidad Este estudio define si se debe continuar o no con el proyecto y, aunque es principalmente


económico, también debe considerar otros factores (legal, tecnológico, medioambiental,…). Algunos de los puntos de mayor importancia de este estudio son la definición de reservas, recuperación metalúrgica, tasa de producción, costos (exploración, capital, mina, planta, impuestos), ingresos (precio futuro del elemento de interés) y aspectos financieros (inversión, depreciación).

Desarrollo Esta etapa constituye el comienzo de la minería propiamente tal, pues se debe acceder al mineral ya sea removiendo la sobrecarga o iniciando excavaciones subterráneas. Sin embargo, previo a ello, es necesario salvar algunas otras etapas, como la elaboración de una evaluación de impacto ambiental, la adquisición de derechos sobre la propiedad minera, derechos de agua, desarrollo de caminos y de infraestructura eléctrica. En el caso de minería de superficie (rajo abierto, canteras) el desarrollo implica extraer la sobrecarga e ir despejando varias frentes donde se iniciará la explotación, de manera de reducir el riesgo de cambios en las leyes estimadas en el estudio de factibilidad. La secuencia típica comprende en muchos casos las mismas operaciones unitarias que la explotación misma, es decir, perforación, tronadura, carguío y transporte del lastre al botadero. En casos que la sobrecarga no tenga el grado de consolidación suficiente, la tronadura puede no ser necesaria. En el caso de minas subterráneas, el desarrollo es mucho más costoso pues implica la construcción de galerías o piques, los cuales tienen un alto costo y son de lenta ejecución. Estas excavaciones deben permitir el acceso de personal y equipos para el posterior desarrollo de los niveles principales de explotación y de las excavaciones auxiliares de ventilación. Además, en muchos casos, el método de explotación contempla cámaras de chancado subterráneas, por lo que se requiere construir estas cámaras. El desarrollo se hace de manera de poder iniciar la explotación y abastecer a la planta de mineral de manera ininterrumpida. Labores de desarrollo continúan una vez que la mina ya ha iniciado su producción. Esto asegura la continuidad futura de la alimentación a planta.

Explotación La última etapa es la de explotación, donde se inicia de manera sostenida la alimentación a planta con importantes cantidades de mineral. El método de explotación seleccionado depende principalmente de la forma, tamaño y localización del cuerpo mineralizado. Además, juegan un importante rol, factores económicos, tecnológicos y de seguridad. Dependiendo de la ubicación respecto a la superficie y su forma, se definen principalmente dos tipos de métodos de explotación: de superficie y subterráneos.


Métodos de explotación de superficie consideran rajo abierto, canteras y otras variantes, así como también la explotación de placeres. Métodos de explotación subterránea pueden clasificarse principalmente en tres tipos dependiendo del tratamiento que se hace de la cavidad que deja la explotación. Se pueden considerar métodos donde, tras la extracción del mineral, la cavidad queda soportada por las paredes del caserón o por pilares, sin un soporte adicional. Otra opción es el uso de algún material para rellenar la cavidad de manera de permitir la continuidad de la operación. Una última alternativa consiste en sacar mineral al mismo tiempo que material de menor ley o estéril rellena la cavidad que se va generando.

Las etapas de la explotación de minas corresponden a:

• Arranque: o Perforación o Tronadura

• Manejo de materiales:

o Carguío o Transporte

• Operaciones auxiliares:

o Ventilación o Acuñadura o Fortificación o …


INTRODUCCIÓN A LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

Previo a describir los distintos métodos de explotación, es necesario conocer los principales componentes de un complejo minero. En particular, en una mina subterránea, se cuenta con los siguientes elementos: Infraestructura básica:

• Túneles de acceso de personal y/o transporte de minerales • Piques de acceso de personal y/o extracción de minerales • Rampas de acceso de personal y/o transporte de minerales • Túneles y/o piques principales de ventilación • Cámaras o estaciones de chancado subterráneas • Piques principales de traspaso de mineral • Cámaras o estaciones de aire comprimido • Cámaras o talleres de mantención mecánica • Polvorines • Oficinas, comedores y posta de primeros auxilios

Labores de desarrollo:

• Galerías y rampas de acceso a los cuerpos mineralizados • Galerías o subniveles de perforación • Embudos o zanjas recolectoras de mineral • Piques de traspaso de minerales • Galerías y chimeneas de ventilación • Galerías de transporte de mineral

Instalaciones

• Puntos de extracción • Parrillas de control de tamaño • Estaciones de reducción de tamaño (martillos picadores) • Buzones de carguío • Subestaciones eléctricas • Vías férreas • Estaciones de bombeo


El método de explotación describe la estrategia o los principios generales según los cuales se ejecutan las operaciones básicas para el arranque y manejo del material. Como se mencionara anteriormente, se puede diferenciar entre la explotación a rajo abierto y la subterránea. En este último caso, los métodos se diferencian según el tratamiento que se le da a la cavidad que se produce al extraer el material. Así, se distingue entre:

• Métodos de caserones abiertos, que corresponden a aquellos que consideran la extracción del mineral y dejar la cavidad que éste ocupaba vacía. Para ello, el caserón debe mantenerse estable en forma natural (ser autosoportante) o requerir escasos elementos de refuerzo. Estos caserones se dejan vacíos una vez que concluye la explotación.

• Métodos de caserones que requieren elementos de soporte para mantenerse estables y/o que se rellenan con algún material exógeno.

• Métodos de hundimiento, esto es, donde las cavidades generadas por el mineral extraído son rellenas con el material superpuesto (mineral, mientras dura la explotación, y estéril, una vez finalizada). El hundimiento y consecuente relleno de las cavidades se produce simultáneamente a la extracción del mineral.

La selección del método de explotación depende de muchos factores, siendo los más relevantes la ubicación, forma (cuerpo tabular vertical o sub-vertical, cuerpo tabular horizontal o sub-horizontal, cuerpo masivo de forma irregular), tamaño, topografía de superficie, profundidad de la mieralización, tipo de mineral (oxidado, sulfurado, mixto; roca primaria, secundaria), regularidad de la mineralización, calidad del macizo rocoso desde un punto de vista geomecánico, etc. A continuación se muestran algunos esquemas que ilustran distintos complejos mineros y métodos de explotación y donde se muestran los elementos antes mencionados. Los métodos que se revisarán en este curso son:

• Room and Pillar • Shrinkage Stoping • Sub-Level Stoping • Cut and Fill • Sub-Level Caving • Block Caving

Adicionalmente, se revisarán los conceptos fundamentales de la explotación por rajo abierto. Antes de concluir esta introducción, es importante señalar que la industria minera posee ciertas características que la distinguen de otras actividades productivas. Por ejemplo:

• El yacimiento minero es un fenómeno natural y por lo tanto hay que explotarlo en el lugar donde se ubica. Esto implica que en muchos casos, se debe construir caminos de acceso, suministrar energía eléctrica, captar y conduicir el agua para el proceso y para el consumo humano en faena, construir campamento, etc. Se debe dotar a la faena de toda la infraestructura física y de servicios que permita el desarrollo normal


de las actividades. Esto implica la participación de diferentes especialidades de la ingeniería en la construcción, puesta en marcha y operación de una mina, así como la realización de importantes inversiones que deben recuperarse y generar un beneficio en un plazo razonable.

• Los recursos de los depósitos son finitos y no renovables, por lo que es necesario realizar inversiones importantes para explorar y encontrar recursos adicionales para satisfacer la demanda, en la medida que los yacimientos en explotación se van agotando. Una empresa minera que no invierte en exploración inevitablemente desaparece.

• El riesgo desde el punto económico y financiero en la industria minera es alto comparado con otras industrias más convencionales. Los recursos son inciertos y la geología del yacimiento se va comprendiendo mejor en la medida que se explota, una vez que la decisión de invertir en el proyecto ya se ha tomado. Por esta misma razón, la tasa de retorno de proyectos mineros suele ser mayor que la que se considera en un proyecto normal de inversión.

• La industria minera tiende a expandirse para generar productos con valor agregado. En el caso de la minería metálica chilena, se consideran en la producción una serie de procesos físicos y químicos que permiten la obtención final de metales de consumo industrial. A pesar de ello, muchas veces sigue siendo un excelente negocio vender un producto intermedio como los concentrados.


INTRODUCCIÓN A LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

El proceso productivo minero involucra una serie de actividades que deben ser desarrolladas en forma coordinada. La figura siguiente muestra cómo se relacionan estas actividades en cada etapa de un proyecto minero.


A continuación, se muestra un esquema donde se ilustran la infraestructura general de una mina. En la zona superficial, existe una explotación por rajo abierto, pero por las características de la mineralización, la explotación continúa como una mina subterránea. Para ello, se puede ver que se construyó un pique (excavación vertical descendente) que permite el acceso a los distintos niveles de la mina, y se desarrollan subniveles que permiten acceder a los caserones en explotación, piques de traspaso para llevar el mineral al nivel inferior y cargar el balde (skip). Adicionalmente, se pueden ver rampas que conectan subniveles y otros desarrollos de exploración en los niveles inferiores de la mina. Este tipo de infraestructura es típico de un complejo minero. Normalmente, las minas, tanto a rajo abierto como subterráneas, explotan varias frentes, muchas veces coordinando en paralelo la explotación de algunos sectores y la preparación de otros.


La figura siguiente muestra el esquema típico en una situación donde lo que se explotan son mantos. Se muestra, en particular como se realiza la explotación de un sector.

SECCIÓN ESQUEMÁTICA DE UN COMPLEJO MINERO SUBTERRÁNEO

Y DETALLE DE UN SECTOR PRODUCTIVO


A continuación, se muestra un complejo minero que constan de varias minas, todas ellas explotadas de manera coordinada, de modo de minimizar los costos de desarrollo de infraestructura (como piques, niveles de transporte, accesos) y mejorar la rentabilidad del negocio.

SECCIONES ESQUEMÁTICAS

COMPLEJO MINERO SUBTERRÁNEO


En esta figura se muestra un sección típica de la explotación de la mina Río Blanco de División Andina. Se aprecian dos sectores principales, uno donde se explota por block caving con LHD (palas de bajo perfil) y otro donde el escurrimiento de la roca fragmentada se realiza con parrillas. Se puede ver que la organización general de la infraestructura permite la explotación de ambos sectores, con el mejor aprovechamiento posible de ésta.

SECCIÓN ESQUEMÁTICA MINA RÍO BLANCO

CODELCO CHILE – DIVISIÓN ANDINA


Con un método de explotación similar al de Andina, se muestra aquí una descripción esquemática de los distintos niveles de una mina operada por block caving. Este caso corresponde a El Teniente, de Codelco Chile.

SECCIÓN ESQUEMÁTICA PROCESO PRODUCTIVO SECTOR “ESMERALDA” CODELCO CHILE – DIVISIÓN EL TENIENTE


Con un método de explotación diferente, en este caso un sublevel stoping, se ilustra en esta figura el proceso productivo de la mina Mantos Blancos de Anglo American Chile.

SECCIÓN ESQUEMÁTICA PROCESO PRODUCTIVO MINA “MANTOS BLANCOS”

ANGLO AMERICAN CHILE Las figuras siguientes muestran esquemas típicos de los métodos de explotación siguientes:

• Room and Pillar • Shrinkage Stoping • Sub-Level Stoping • Cut and Fill • Sub-Level Caving • Block Caving


ROOM AND PILLAR CUERPO TABULAR HORIZONTAL O SUBHORIZONTAL


SHRINKAGE STOPING CUERPO TABULAR VERTICAL O SUBVERTICAL

Vetas angostas (2 a 5 metros)


SUB-LEVEL STOPING CUERPO TABULAR VERTICAL O SUBVERTICAL

Vetas anchas (5 a 20 metros)


CUT AND PILL CUERPO TABULAR VERTICAL O SUBVERTICAL


SUB-LEVEL CAVING CUERPO TABULAR VERTICAL O SUBVERTICAL DE GRAN ESPESOR (30 A 60 metros)

Se aplica también en cuerpos masivos de forma irregular


SUB-LEVEL CAVING Disposición general de las labores


BLOCK CAVING Cuerpos masivos de forma irregular


BLOCK CAVING EN SU MODALIDAD TRADICIONAL CODELCO CHILE – DIVISIÓN EL TENIENTE


MINA EL TENIENTE SISTEMA DE EXTRACCIÓN MECANIZADO

GRANULOMETRÍA GRUESA


INTRODUCCIÓN AL ARRANQUE DE MATERIALES

Como ya fue explicado en la introducción general al curso, el proceso extractivo de una faena minera consiste en lo esencial en la ejecución secuencial de dos operaciones básicas: arranque del mineral o excavación de la roca y manejo del material. Se denomina arranque al proceso de separar y/o arrancar físicamente los minerales o rocas de la corteza terrestre. Esta operación es la que da inicio al proceso productivo en una faena minera. Salvo algunas excepciones, en la gran mayoría de los casos esta operación se realiza haciendo detonar cargas explosivas emplazadas en huecos cilíndricos perforados en el macizo rocoso. Se distinguen por lo tanto dos sub-operaciones:

• Perforación • Tronadura

Métodos de perforación En la práctica minera se requiere crear o perforar huecos cilíndricos en la roca con diferentes objetivos:

• Exploración y reconocimiento de yacimientos o depósitos minerales cantidad y calidad.

• Estudios geotécnicos propiedades de la roca. • Inserción y detonación de cargas explosivas con fines de fragmentación. • Colocación de elementos de refuerzo

. Consideraremos en este curso comprenden la perforación destinada a los dos últimos propósitos indicados anteriormente. Para 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 de perforación. Se pueden distinguir así los siguientes:

• Mecánicos • Térmicos


• Hidráulicos • Ondas (sonoras o luminosas) • Otros

En los trabajos concernientes a la excavación de rocas, hoy en día se utilizan exclusivamente sistemas de perforación que se basan en la aplicación de energía mediante métodos mecánicos.

Sistemas mecánicos de perforación La aplicación de energía mecánica para horadar la roca se puede efectuar básicamente mediante dos acciones:

P E R C U S I Ó N 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 superficie nueva al impacto y evitar así que la herramienta se entierre o atasque. La rotación, en este caso, no contribuye mayormente al proceso de fracturamiento de la roca.

R O T A C I Ó N La herramienta penetra la roca por la acción conjunta de un torque de rotación y de una gran fuerza de empuje aplicada sobre la superficie rocosa.

Se diferencia así entre sistemas de perforación por PERCUSIÓN y sistemas de perforación por ROTACIÓN.


Sistemas de perforación por percusión Un sistema de perforación por percusión consiste en lo esencial de tres componentes funcionales:

• MAQUINA PERFORADORA: La máquina perforadora es la que genera las fuerzas de penetración; vale decir, convierte la energía original que alimenta a la máquina 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 la energía a la roca. En la terminología minera se le denomina BROCA o BIT.

En la actualidad, atendiendo a la fuente de energía utilizada y según el orden como se acoplan estos componentes, se pueden identificar 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 Sus componentes se acoplan en el orden siguiente:

• Máquina perforadora

• Columna de barras • Herramienta


SISTEMA DOWN-THE-HOLE O "DTH" Sus componentes se acoplan en el orden siguiente: • Unidad de rotación • Columna de barras • Máquina perforadora o martillo • Herramienta

Sistema de percusión hidráulico En este caso se utiliza como fuente de energía un fluido hidráulico (aceite a presión) para el accionamiento de la máquina perforadora. Su modalidad funcional es exclusivamente del tipo CONVENCIONAL O TOP-HAMMER. También algunos hablan de ROTOPERCUSIÓN, en el sentido de que este sistema combina el efecto de los impactos con un torque de rotación más enérgico, acción esta última que contribuye parcialmente en el proceso mismo de ruptura y penetración de la roca. No obstante, el efecto del impacto es predominante. Sistemas de perforación rotativos Los sistemas de perforación rotativos no poseen una MÁQUINA PERFORADORA propiamente tal, sino que de preferencia utilizan directamente la 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 diesel como unidad de potencia en combinaciones diesel-hidráulico y diesel-eléctrico.


Campo de aplicación Según diámetro de perforación

SISTEMA DE PERFORACIÓN

TIPO DE ACCIONAMIENTO

MODALIDAD FUNCIONAL

CAMPO DE APLICACIÓN

Convencional (Top-hammer)

Minería subterránea Diám = 27 a 41 mm Minería a rajo abierto Diám = 35 a 127 mm

Neumático

Down-the-hole

Minería a rajo abierto Diám = 89 a 200 mm Minería subterránea Diám = 89 a 165 mm

PERCUSIÓN

Hidráulico Convencional (Top-hammer)

Minería subterránea Diám = 35 a 89 mm

Minería a rajo abierto Diám = 51 a 127 mm

ROTACIÓN Eléctrico Diesel - hidráulico Diesel -

eléctrico Minería a rajo abierto

Diám = 150 a 381 mm

En la última columna se indica el rango de diámetros de perforación correspondiente a cada sistema, diferenciando entre minería subterránea y minería a rajo abierto. El orden de precedencia, en cada caso, indica aplicación preferente en la primera situación anotada con respecto a la segunda.


Según dureza de la roca


PERFORACIÓN POR PERCUSIÓN

Como ya fue señalado en el capítulo introductorio, la perforación por percusión se utiliza tanto en minería subterránea como a rajo abierto, para barrenar rocas compactas de dureza mediana a alta, de preferencia en el rango de diámetros menores y medianos; lo que explica su presencia prácticamente exclusiva en las faenas subterráneas. En la actualidad coexisten tres sistemas de perforación por percusión, que en orden de aparición en el tiempo son los siguientes:

• Accionamiento neumático convencional o top-hammer.

• Accionamiento neumático down-the-hole (DTH)

• Accionamiento hidráulico, sólo top-hammer A su vez, para cubrir la diversidad de situaciones que se presentan en la práctica, cada sistema ha dado origen al desarrollo de variados equipos, tanto neumáticos como hidráulicos. La correcta selección del equipo adecuado para una determinada aplicación, requiere de un conocimiento y análisis cuidadoso de sus características funcionales, de las especificaciones técnicas que controlan su eficiencia y del diseño y condiciones operacionales de la excavación a realizar. Atendiendo a lo anterior, el contenido o los temas a tratar en este punto se han ordenado de modo de cubrir justamente los aspectos consignados más arriba, según el ordenamiento siguiente:

• Descripción y funcionamiento

• Principios de perforación

• Prácticas de perforación


En suma, se trata de definir-a nivel académico- el marco teórico y práctico respecto a los principales criterios que es necesario considerar para seleccionar el equipo de perforación adecuado para la ejecución de una determinada excavación. Descripción y funcionamiento Sistema Top-Hammer

En la modalidad funcional convencional o top-hammer la energía de impacto, generada por la máquina perforadora, se transmite por la barra o columna de barras. Esta energía se transfiere o aplica a la superficie rocosa a través de la herramienta, conocida con el nombre de "broca"o "bit". En la medida que aumenta la longitud de la perforación, disminuye la cantidad de energía que se transfiere a la roca, debido a las pérdidas que se producen especialmente en el acoplamiento o uniones entre las barras que conforman la columna.

Sistema Down-The-Hole

En la modalidad funcional DTH, el mecanismo de percusión, conocido con el nombre de martillo, se ubica en el fondo de la perforación. La energía de impacto se aplica directamente a la herramienta, sin pérdidas en las uniones de las barras. El aire comprimido se inyecta por el interior de la columna de barras. En este caso, teóricamente al menos, la eficiencia del proceso es independiente de la longitud de la perforación, principal fortaleza de este sistema.


Sistema y equipos neumáticos de percusión versión TOP-HAMMER La aplicación de un sistema mecanizado de perforación, utilizando aire comprimido como fuente de energía, se inicia a partir de los años 1860 en Europa (Suiza) en la versión convencional o top-hammer, manteniéndose como el único hasta principios de la década de los '50 del siglo pasado, cuando aparece el sistema DTH. Con posterioridad, a mediados de los años 70, aparecen las primeras máquinas perforadoras accionadas hidráulicamente. En la actualidad, el accionamiento neumático en su versión convencional, sólo se utiliza casi exclusivamente con perforadoras livianas, hasta 40 kilos, que pueden ser operadas manualmente. Así es como trabajan las perforadoras neumáticas de percusión

Barrido Impacto Fuerza de avance Rotación

Principios de funcionamiento La máquina perforadora consiste en un cilindro al interior del cual se desplaza un martillo-pistón alternativamente en ambos sentidos. Este pistón, accionado por aire comprimido a una presión de 6 a 7 [bar], golpea en su recorrido hacia adelante la parte posterior de la barrena o columna de barras.


Entre golpe y golpe es necesario imprimir un pequeño giro (R), de modo que los filos de la herramienta golpeen siempre sobre una nueva superficie y evitar así que se atasque. Adicionalmente, es necesario también imprimir una fuerza de empuje (F) a todo el sistema, con el propósito de optimizar el proceso de transmisión y aplicación de la energía de impacto a la roca. Por último, el sistema debe incluir un dispositivo que permita la eliminación del material o detritus producto de la trituración de la roca.

Principales componentes

• Mecanismo de percusión • Dispositivo de distribución del aire • Mecanismo de rotación • Mecanismo de empuje o avance • Dispositivo de barrido del detritus • Dispositivo de lubricación


Mecanismo de percusión y dispositivo de distribución del aire


Mecanismo de rotación


Mecanismos de empuje o avance perforadoras manuales


Mecanismos de empuje o avance perforadoras livianas


Dispositivo de barrido – Perforadoras manuales A medida que la perforación avanza, es indispensable eliminar el detritus que se va generando por la acción percusiva de la herramienta sobre la roca. De lo contrario, gran parte de la energía de impacto se perdería en sobre-fragmentar inútilmente los trocitos de roca, además del efecto amortiguante del material acumulado que termina anulando totalmente la eficiencia del sistema. La eliminación de este material se efectúa inyectando aire o agua. En minería subterránea, por razones obvias, sólo se permite el barrido con agua. En las perforadoras manuales el agua se introduce por un tubo central de acero que recorre longitudinalmente la máquina, que aquí en Chile los mineros denominan "bombilla". Este tubo encaja en la parte posterior de la barra, y el agua sigue su recorrido por un conducto interior hasta alcanzar el fondo del tiro a través de unos orificios especialmente dispuestos en la herramienta de perforación o "bit".

Para evitar los escapes, las máquinas que utilizan este sistema se construyen de modo que la presión del aire comprimido actúe también sobre aquellos lugares que recorre el agua. Mientras la presión del aire sea mayor que la presión del agua, no hay problemas; de lo contrario, el agua inundaría la máquina lavando el aceite de lubricación con las consecuencias fáciles de imaginar. Dispositivo de lubricación – Perforadoras livianas El sistema utilizado consiste en incorporar aceite finamente pulverizado en la corriente de aire comprimido. En las máquinas manuales, el aparato para inyectar el aceite consiste en un pequeño depósito de lubricante que se intercala en la manguera de aire que alimenta a la máquina. Los mineros aquí en Chile lo conocen con el nombre de "pato". El sistema opera según el principio del "tubo de venturi", de modo que el aceite es succionado por efecto de la depresión generada al paso del chorro de aire por un tubo de menor diámetro. El aceite se atomiza y es transportado en suspensión a la máquina.


El depósito debe ubicarse a una distancia no mayor a 3 m de la perforadora; de lo contrario, el aceite lubricante tiende a depositarse en la manguera y el suministro se hace intermitente. Se debe verificar periódicamente el nivel del aceite en el depósito, como asimismo comprobar que el "pato" esté entregando aceite colocando la mano en el escape de la máquina.


Perforadoras livianas o manuales – Características técnicas


Herramientas de perforación – Perforadoras livianas o manuales


Equipos de perforación neumáticos – Minería a rajo abierto


Sistema y equipos neumáticos de percusión versión DTH


Martillos y herramientas de perforación


Equipos de perforación DTH – Minería subterránea


Equipos de perforación DTH – Minería a rajo abierto


Sistema y equipos hidráulicos de percusión (sólo top-hammer) PRINCIPIOS DE FUNCIONAMIENTO

Accionamientos y/o dispositivos principales

• Mecanismo de percusión • Dispositivo de distribución del aceite a presión, permite regular la carrera del pistón • Mecanismo de rotación • Dispositivo de absorción de la fuerza de reacción del impacto (acumuladores de

nitrógeno) • Dispositivo de barrido del detritus • Dispositivo de lubricación

Sistema de perforación electro-hidráulico


Máquina de perforación hidráulica


Equipo electro-hidráulico – Perforación frontal para galerías y túneles Principales componentes




Desarrollo de túneles de gran sección – Jumbo de perforación electro-hidráulico


Desarrollo de túneles de gran sección – Área de cobertura


Equipos electro-hidráulicos – Perforación radial de producción


Equipos hidráulicos de perforación – Brazo (boom) y avances (feed)


Equipos hidráulicos de perforación


Herramientas o aceros de perforación


Barras de perforación


Combinaciones de aceros de perforación


Equipos de perforación hidráulicos – Minería a Rajo Abierto


PERFORACIÓN POR PERCUSIÓN Eficiencia y Rendimientos del Sistema

La eficiencia de un sistema de perforación se evalúa o expresa en términos de la velocidad de avance o velocidad instantánea de penetración, entendiéndose por velocidad instantánea a aquella que se mide en un intervalo de tiempo pequeño, por ejemplo: 60 [cm/min]. Si se trata de períodos más largos, por ejemplo 1 hora, se debe utilizar más bien el concepto de rendimiento, que involucra además otros factores relacionados con las condiciones locales y/o particulares de cada excavación o faena, que escapan por ahora a los alcances de este análisis. Factores principales Para un mismo diámetro de perforación los factores que controlan la eficiencia del sistema son los siguientes:

• Características de potencia de la máquina perforadora • Transmisión de la energía a la roca • Aplicación de la energía a la roca

La velocidad de penetración (Va) representa en última instancia el volumen de roca que puede ser removido por unidad de tiempo para un determinado diámetro del "bit". Este volumen removido depende a su vez de la cantidad de energía que se transmite desde el pistón a la barrena durante esa misma unidad de tiempo.


Características de potencia de la máquina La velocidad de avance o velocidad instantánea de perforación es directamente proporcional a la potencia de la máquina.

La evaluación de la energía de impacto del pistón al final de su carrera hacia adelante (carrera útil), puede obtenerse matemáticamente a partir de la ecuación general que describe su movimiento. Para una perforadora neumática, aceptando algunas simplificaciones, se supone que la presión del aire comprimido se mantiene constante durante la carrera útil del pistón, asignándole un valor promedio. La figura siguiente muestra la evolución real que experimenta la presión del aire en ambos lados del cilindro.

Además, se hace la suposición que la aceleración del pistón es también constante durante su carrera, e igual en ambos sentidos. De este modo, la energía de impacto (w0) queda dada por la siguiente expresión:

w0 = 0,5 P A L [kgm/golpe] Luego, la potencia:

Wo = 0,5 P A L N [kgm/min] Donde:


• P es la presión manométrica del aire a la entrada del cilindro, equivalente 6 [kgp/cm2] • A es el área de la cara frontal del pistón o área del cilindro de la máquina [cm2] • L es la carrera del pistón [m] • N es la frecuencia de impactos [golpes/min]

Los manuales y catálogos de los fabricantes incluyen las características constructivas de sus equipos en cuanto a diámetro del pistón (D), carrera (L) y frecuencia de impactos (N). Cuando se trata de perforadoras accionadas hidráulicamente, los fabricantes indican en sus manuales y catálogos lo que en inglés denominan impact power expresada en [KW], y también la frecuencia de impactos expresada en (Hz). Para evitar confusiones, es preciso aclarar que la expresión impact power corresponde a la energía que desarrolla la máquina por unidad de tiempo [seg] -1 [Watt] = 1 [Joule/seg] - y no a la energía por golpe [kgm/golpe] como se acostumbra expresarla en el caso de las perforadoras neumáticas. Por otra parte, cabe señalar, además, que en el caso de las perforadoras hidráulicas el fluido que acciona la máquina (aceite) trabaja a presiones del orden de los 150 a 250 [kgp/cm2]. Transmisión de la energía La energía se transmite por la columna de barras en la forma de una onda de fatiga u onda de compresión. Parte de esta energía se pierde en este proceso, aproximadamente un 30 % en condiciones normales de operación. Al producirse el impacto del pistón contra la parte posterior de la barrena se crea en ella una perturbación. Las partículas del sólido que reciben el golpe experimentan un desplazamiento o, dicho en otra forma, experimentan una variación de velocidad (∆V). Por otra parte, una variación repentina de la velocidad de las partículas en un sólido genera una variación de tensión (∆T) o de la fatiga (∆σ). El sólido se deforma y dicha deformación se propaga progresivamente a todas sus partículas.


La energía asociada a una onda de fatiga en un sólido elástico tiene dos componentes:

• Energía cinética de las partículas que se desplazan al paso de la onda con velocidad "v":

Ek = ½ A c τ ρ v2

• Energía elástica o de deformación almacenada en la onda.

Ee = ½ A c τ ρ σ2 / E • Energía total:

ET = Ek + Ee

Por otra parte, resulta fácil demostrar que [Ek = Ee], luego:

Donde:


La forma de la onda de fatiga depende de la geometría del pistón, y en lo esencial -simplificando mucho las cosas- de la relación entre el área del pistón (Ap) y el área de la barrena (Ab). En el caso de las perforadoras neumáticas Ap > Ab, y la onda de fatiga (compresión) que se transmite por la barra tiene un perfil triangular con un pea/c de fatiga alto. En cambio, en las perforadoras hidráulicas, Ap ≈ Ab y la longitud del pistón es bastante mayor, de modo que la onda de fatiga toma una forma rectangular plana y alargada, de bajo perfil.

El área achurada representa la energía que se trasmite en cada impacto. Al comparar las áreas correspondientes, se concluye que una perforadora hidráulica puede trasmitir una energía por golpe bastante mayor, sin sobrepasar el límite de resistencia a la fatiga de las barras, lo que se traduce en una velocidad de penetración muy superior. Aplicación de la energía No existe en la actualidad un modelo satisfactorio y coherente que simule el fenómeno de interacción entre la herramienta y la roca. El proceso mismo de penetración o de fragmentación de la roca por efecto de la aplicación de un pulso de fatiga a través de una herramienta de geometría compleja, es un fenómeno demasiado aleatorio o caótico, imposible de modelar con un grado de fidelidad confiable. En consideración a lo anterior, se tratará de explicar cualitativamente al menos algunos conceptos y principios que intervienen o inciden en el fenómeno.


Indentación

Se llama indentación al proceso de fracturamiento de la roca por el efecto de penetración de una herramienta con forma de cuña mediante la aplicación de golpes sucesivos. Para una aproximación al menos cualitativa al problema, supongamos que se realiza una experiencia consistente en golpear sucesivamente una superficie rocosa mediante una simple traslación paralela de una herramienta provista de un solo filo. Como resultado de esta experiencia, es posible obtener un gráfico que representa el volumen de roca removido por dos golpes sucesivos en función de la distancia entre dichos golpes. La unidad de medida corresponde al volumen removido por un golpe aislado.

Si la distancia tiende a cero, significa que el filo golpea dos veces en la misma posición, y el volumen removido es solamente un poco mayor que 1. En el otro extremo, si la distancia es muy grande, no existe interacción entre los golpes y el volumen removido tiende a 2. Sin embargo, si los golpes son cercanos, se produce interacción y el núcleo central de roca se rompe, resultando un volumen removido que podría incluso ser mayor de 3.


La situación descrita depende en lo esencial de las propiedades de la roca; vale decir, de la mayor o menor resistencia que oponga al poceso de penetración. En rocas que presentan mayor resistencia a fragmentarse, la ruptura del núcleo central sólo ocurrirá cuando la distancia entre los golpes es pequeña; por el contrario, en rocas que ofrecen menor resistencia, se obtiene ese mismo efecto con golpes más distanciados. Grado de rotación En la situación real la aplicación de los impactos sucesivos corresponde a una rotación en torno a su punto central y no a una traslación paralela del filo. Se define como grado de rotación óptimo o ideal a aquél que permite avanzar una profundidad "e" cuando el filo barre o recorre una sola vez el fondo del tiro, con un mínimo de golpes. Este giro se puede expresar en grados (α0) o también como fracción de vuelta (x0).

En los sistemas neumáticos de percusión, el grado de rotación óptimo se ubica en un rango entre 1/40 y 1/20 de vuelta; vale decir, entre 9 y 18 grados según las características de la roca. Fuerza de empuje La fuerza de empuje que es necesario aplicar al sistema cumple básicamente las siguientes funciones: 1°) Contrarrestar la fuerza que ejerce el fluido a presión en la parte posterior del cilindro de la máquina. Así, en el caso de una perforadora neumática, la situación sería la mostrada en la figura.


2°) Contrarrestar la fuerza de reacción de la roca, de acuerdo con el principio acción -reacción.

La fuerza de empuje (F) se aplica en forma permanente; en cambio, la reacción (R) actúa durante un intervalo de tiempo muy pequeño, equivalente al período o duración del pulso de fatiga (i) que se propaga por la barra y se transfiere a la roca.

3°) Optimizar el proceso de aplicación de la energía. Según el modelo aceptado en la actualidad, la energía de impacto se transmite por la barra en la forma de un pulso de fatiga (compresión). Dicha energía se aplica por intermedio de la herramienta, la cual debe mantenerse permanentemente presionada contra la roca para que el proceso de transferencia de la onda de fatiga resulte eficiente. En tal sentido, los ensayos demuestran que cuando la fuerza de empuje es demasiado baja, se produce una sobre-rotación de la herramienta (α >> α0) lo que incide negativamente en la velocidad de penetración. Por el contrario, si la fuerza aplicada es muy grande, la rotación tiende a reducirse, situación que también puede conducir a una operación ineficiente; incluso la herramienta podría atascarse, con la consiguiente pérdida de tiempo y eventualmente la pérdida de la herramienta. En suma, para cada combinación perforadora-roca, existe una fuerza de empuje óptima que maximiza la velocidad de penetración. En la figura se muestran los resultados obtenidos de ensayos realizados en una roca de mediana dureza, con una perforadora neumática manual de las siguientes características:


La observación del gráfico permite apreciar -para este caso en particular-que la velocidad de avance (Va) máxima se obtiene para una fuerza de empuje (F) comprendida aproximadamente entre 70 y 130 [kgp], dependiendo de la presión de trabajo del aire comprimido. Velocidad de avance vs. propiedades de la roca La velocidad de penetración o velocidad de avance depende de la "dureza" de la roca. Por lo tanto, es preciso definir qué se entiende por dureza de la roca para los efectos del proceso que aquí se analiza. En una primera aproximación, parece obvio caracterizar la dureza de la roca por alguna de sus propiedades físico-mecánicas, tales como densidad, resistencia a la compresión, resistencia a la tracción, módulos elásticos u otras. Sin embargo, lo observado en la práctica indica que en el caso de un sistema de perforación por percusión, ninguna de estas propiedades correlaciona de modo confiable con la velocidad de avance. Una metodología que permite una estimación bastante aceptable se basa en el ensayo conocido con el nombre de coeficiente de resistencia de la roca (CRS), conjuntamente con el concepto de energía específica.


Coeficiente de resistencia de la roca (CRS) Se trata de un ensayo que consiste en impactar trozos de la roca (≈ 15 cm3) con un número variable de impactos (3 a 40), dejando caer sobre ellos una masa de 2,4 kg desde una altura de 0,6 m. El producto resultante, correspondiente a cada número de impactos, se pasa por un tamiz de 0,5 mm (35 mallas) y se pesa la fracción menor a 0,5 mm. Conocida la densidad de la roca se determina el volumen, y se gráfica el resultado del modo siguiente:

Lo observado en la práctica indica que existe una buena correlación entre la velocidad de avance y el índice CRS. Según la dureza de la roca, el CRS alcanza valores comprendidos entre 0,5 a 2,5. Energía específica (Ev) La energía que se trasmite y aplica a la roca se consume en remover un cierto volumen de material. Se define así el concepto de energía específica (Ev) como la energía requerida para remover la unidad de volumen de roca y se expresa en [kgm/cm3]. Se puede establecer por lo tanto la siguiente relación:

Donde:


Despejando Ev se obtiene:

Para las rocas de mayor ocurrencia en las faenas mineras Ev alcanza valores comprendidos entre 10 a 40 [kgm/cm3]. Correlación entre el CRS y Ev Investigaciones realizadas han demostrado experimentalmente que existe una buena correlación entre el Coeficiente de Resistencia de la Roca (CRS) y la Energía Específica (Ev), la cual puede ser expresada por intermedio de la siguiente relación empírica:

De este modo, para fines de proyecto, cuando todavía no resulta posible acceder al yacimiento y medir directamente la velocidad de perforación, se pueden someter al ensayo CRS muestras de testigos de los sondajes de reconocimiento realizados durante la etapa de estimación de reservas del yacimiento. Luego, a partir de la expresión del balance de energía, ya formulada anteriormente,

y determinando Ev por su correlación con el CRS, se puede estimar la velocidad de penetración despejando (Va) de la expresión anterior:

Donde:


Rendimientos A partir de la velocidad instantánea de penetración (Va) se pueden estimar los rendimientos posibles de alcanzar; vale decir, los metros perforados en una unidad de tiempo igual o mayor a una hora. Tales rendimientos son en definitiva los que determinan el costo del metro barrenado (US$ / m). El tratamiento del tema no se puede conceptualizar dado la gran diversidad de situaciones que se presentan en la práctica. Se debe analizar caso a caso, atendiendo a las condiciones particulares de la faena y a las características específicas de cada excavación.


PRÁCTICAS DE PERFORACIÓN

Desarrollo de galerías y/o túneles



Excavación de chimeneas




Arranque en minas subterráneas







Arranque en minas a cielo abierto


PERFORACIÓN POR ROTACIÓN

Introducción El principio utilizado por este sistema consiste en aplicar energía a la roca haciendo rotar una herramienta (trépano) conjuntamente con la acción de una gran fuerza de empuje (Fig. 3.1).

En la práctica minera, este sistema de perforación presenta tres variantes según el tipo de herramienta utilizado:

• Rotación con trépano cortante • Rotación con trépano triturante • Rotación con herramienta abrasiva


El primero fue usado originalmente en la perforación de pozos petrolíferos, pero limitado sólo a formaciones rocosas más bien blandas. En los inicios del siglo XX aparecen los primeros trépanos provistos de rodillos indentados que ruedan sobre el fondo del hoyo, ejerciendo una acción triturante sobre la roca, capaces de perforar formaciones rocosas de dureza mediana. Su diseño evoluciona rápidamente hasta la herramienta conocida con el nombre de tricono. A principios de los años '50 esta tecnología se empieza a aplicar en los primeros equipos rotativos diseñados para realizar perforaciones de tronadura en minas a cielo abierto. Innovaciones posteriores, principalmente en lo que dice relación con el diseño de estos triconos y la calidad de los aceros utilizados en su fabricación, le dan hoy en día a este sistema una gran versatilidad. Se aplica tanto en rocas blandas como muy duras, sin restricciones en cuanto a la longitud de los tiros. Su única limitación es el diámetro de perforación. Por razones que se explicarán más adelante, este sistema no se aplica en diámetros menores a 150 mm para fines de fragmentación de rocas. La perforación rotativa con una herramienta abrasiva - corona de diamantes o diamantina como se le conoce en la terminología minera- se utiliza exclusivamente para sondajes destinados a la recuperación de testigos de roca con fines de exploración y/o reconocimiento de un cuerpo mineralizado, tema que no está incluido en los alcances de este curso.


Descripción general del equipo


Accionamientos principales

• Mecanismo de rotación o motor de rotación • Sistema o mecanismo de empuje • Mecanismo de izamiento • Sistema de barrido con aire comprimido • Accionamientos hidráulicos, mástil y patas de apoyo • Mecanismo de propulsión o desplazamiento • Dispositivo de extracción de polvo • Otros de menor importancia

Montaje y propulsión Se utilizan dos sistemas de montaje: sobre orugas o sobre neumáticos (camión). Los factores que influyen en la elección son las condiciones del terreno y principalmente el grado de movilidad requerido. Mientras están perforando, estos equipos se apoyan sobre tres o cuatro patas hidráulicas, que además de soportar su peso sirven para nivelar la máquina. El montaje sobre orugas se utiliza preferentemente en las grandes minas a cielo abierto, donde los requerimientos de movilidad son escasos. Su limitación en cuanto a menor velocidad de traslación, 2 a 3 km/hr, es poco relevante cuando el equipo permanece durante largos períodos de tiempo operando en un mismo banco o sector de la mina. En faenas de tamaño mediano, donde se requiere un desplazamiento más frecuente y ágil del equipo, se prefiere el montaje sobre neumáticos. Estos equipos van montados sobre un camión de dos o tres ejes los más livianos, y sólo los de mayor tamaño se construyen sobre un chassis de cuatro ejes. Su velocidad media de desplazamiento es del orden de diez veces mayor, 20 a 30 km/hr.


Unidad de potencia La fuente primaria de potencia utilizada por estos equipos puede ser eléctrica o motores diesel, y su aplicación se realiza mediante mecanismos de transmisión mecánicos e hidráulicos. Los equipos que perforan diámetros superiores a 9 pulgadas, grandes minas a rajo abierto, por lo general son alimentados por energía eléctrica, corriente alterna de mediano voltaje (380 - 500 Volt), suministrada a la máquina mediante un cable que la conecta con sub-estaciones ubicadas al interior del rajo. Se les denomina equipos full-electric. En el caso de perforadoras de menor tamaño, montadas sobre un camión, la fuente de energía es uno o dos motores diesel. En el primer caso, se trata del mismo motor que acciona el vehículo; pero en la actualidad se prefiere, por su mayor eficiencia, la segunda configuración, dada las diferentes características de los motores requeridos. También existen versiones diesel-eléctricas, diseñadas para minas de gran producción que no disponen de suministro de energía eléctrica. Mecanismo de rotación El torque de rotación se transmite a la herramienta por intermedio de la columna de barras. El accionamiento del sistema lo provee un motor eléctrico o hidráulico montado sobre el cabezal deslizante. En los equipos de mayor tamaño, full-electric, se utiliza preferentemente un motor eléctrico de corriente continua con su eje en posición vertical, que permite una fácil regulación de la velocidad de rotación en un rango entre O a 150 rpm. Los equipos montados sobre un camión, con unidad de potencia diesel, utilizan un motor hidráulico que opera en circuito cerrado con una bomba de presión constante y un convertidor de torque, que permite variar la velocidad de rotación. Mecanismo de empuje Para obtener un efecto de penetración eficiente es preciso aplicar una fuerza de empuje que depende de la resistencia de la roca y del diámetro de perforación. Prácticamente, casi sin excepciones, esta fuerza de empuje se obtiene a partir de un motor hidráulico. Existen varios sistemas, entre los cuales los más utilizados son los que se describen conceptualmente en las figuras siguientes (Fig. 3.2). Por lo general el mecanismo de empuje está diseñado para aplicar una fuerza del orden de un 50 % del peso de la máquina, y los equipos de mayor tamaño que operan hoy en día alcanzan un peso de hasta 120 toneladas. El sistema, además, permite accionar el izamiento de la columna de barras, a velocidades de elevación del orden de 20 metros por minuto.


Sistema de barrido El barrido del detritus de la perforación se realiza con aire comprimido, para lo cual el equipo está dotado de uno o dos compresores ubicados en la sala de máquinas. Mediante un tubo flexible se inyecta el flujo de aire -a través del cabezal de rotación-por el interior de la columna de barras hasta el fondo del pozo. Dependiendo de la longitud de los tiros, la presión requerida se ubica en un rango de 2 a 4 [Bar]. Herramientas de perforación Existen básicamente dos tipos de herramienta: trépanos cortantes y trépanos triturantes. Los primeros consisten en una herramienta provista de elementos aguzados, con filos de diversas geometrías, que ejercen sobre la roca una acción de corte o desgarre. Su aplicación es sólo posible en formaciones rocosas blandas o semiconsolidadas, tales como material de relleno fluvial, suelos u otros. Los trépanos triturantes están conformados por tres rodillos endentados, de forma cónica, que ruedan sobre el fondo del pozo, fracturando la roca por un proceso de indentación y corte. En las aplicaciones mineras con fines de fragmentación de rocas, en la actualidad se utilizan exclusivamente los trépanos triturantes, conocidos con el nombre de triconos. Aunque la introducción de esta herramienta se remonta a los primeros años del siglo XX (1910) en la perforación de pozos petrolíferos, sólo a partir de los años '60 -cuando aparecen los primeros equipos rotativos en las grandes minas a cielo abierto-se inicia una investigación y desarrollo muy intensivo en cuanto a su perfeccionamiento tanto en calidad como en su diseño.


En un principio los triconos sólo eran aplicables en formaciones rocosas más bien blandas a medianas; vale decir, rocas de baja resistencia a la compresión. Hoy en día, gracias a las innovaciones introducidas, este sistema de perforación rotativa predomina sin contrapeso en la minería a rajo abierto de gran tamaño, tanto en rocas blandas como incluso muy duras, en el rango de diámetros de perforación superiores a 175 mm. Así, por ejemplo, aquí en Chile actualmente del orden de un 80 % de la producción de cobre proviene de faenas que aplican esta práctica de perforación. Se fabrican dos tipos de triconos: con dientes estampados y con insertos de carburo de tungsteno. Los primeros son los más antiguos, con un campo de aplicación restringido a rocas blandas y medianas. Los de insertos son capaces de perforar hasta rocas muy duras, pero tienen un precio del orden de cinco a uno en relación con los anteriores, relación que es compensada por su mayor vida útil. El efecto de penetración de un tricono se obtiene por la aplicación combinada de dos acciones:

• Indentación • Corte

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. También, por efecto de un desplazamiento lateral de los rodillos, como se explicará más adelante, se consigue una acción de corte o desgarre de la roca. Esta segunda acción de corte o desgarre se incorpora cuando se trata de triconos diseñados para perforar rocas blandas a medianas, de menor resistencia a la compresión.


Trépanos triturantes o triconos


Criterios de diseño El diseño de los triconos, en lo esencial sus parámetros geométricos, es función de las propiedades de la roca (Figs. 3.4 y 3.5). a) Geometría de los conos

b) Excentricidad


c) Tamaño y disposición de los dientes e insertos

Selección del tipo de tricono Los fabricantes de triconos le ofrecen a los usuarios diferentes alternativas de diseño según la dureza de la roca. Así, por ejemplo, la empresa HUGHES TOOL Co. de los EE.UU., la más antigua en este rubro y la primera que introdujo esta herramienta en el mercado, comercializa los productos que se incluyen en los cuadros siguientes.:


Variables de operación Las variables de operación inherentes al sistema, que inciden en su eficiencia (velocidad de penetración), son las que se identifican a continuación:

• Velocidad de rotación (rpm) • Fuerza de empuje • Diámetro de perforación • Velocidad y caudal del aire de barrido • Desgaste de los trépanos

A su vez, estas variables dependen de un factor externo al sistema: la dureza o resistencia de la roca. En el caso de la perforación rotativa, la evidencia empírica indica -tanto a partir de las investigaciones a nivel de ensayos como de lo observado en la práctica- que existe una buena correlación entre la Resistencia a la Compresión de la roca y la velocidad de penetración. Esta conclusión resulta conceptualmente coherente, atendiendo a la forma como se aplica la energía a la roca y su consiguiente ruptura originada principalmente por un proceso de indentación. No existe una clasificación universalmente aceptada de las rocas en función de su resistencia a la compresión (Sc). En la literatura técnica sobre el tema se encuentran diversas proposiciones. Algunas muy simples, que sólo diferencian entre rocas blandas, medianas y duras. Otras más sofisticadas, incluyen hasta seis o siete categorías. Haciendo una síntesis, para los efectos del análisis que sigue, se adoptará la clasificación que se enuncia en el cuadro siguiente.

Velocidad de rotación La velocidad de rotación (N), expresada en [rpm], es inversamente proporcional a la resistencia a la compresión de la roca (Sc). En la tabla siguiente se indican las velocidades observadas en la práctica para los diferentes tipos de rocas identificados previamente.


Ahora, según el tipo de dientes, esta velocidad de rotación varía en un rango de 60 a 120 rpm para los triconos con dientes estampados, y entre 40 a 80 rpm en el caso de los triconos con insertos. Fuerza de empuje y diámetro de perforación La fuerza de empuje (F) que es necesario aplicar aumenta directamente con la dureza de la roca, y debe alcanzar una magnitud suficiente para sobrepasar su resistencia a la compresión. Por otra parte, esta fuerza no puede exceder un determinado valor límite, para evitar daños prematuros en el trépano. En formaciones rocosas duras o muy duras, una fuerza excesiva conduce a la destrucción de los rodamientos, lo que significa el término de la vida útil de la herramienta. A su vez, la mayor o menor resistencia de los rodamientos depende del tamaño del trépano o, en último término, del diámetro de perforación (0). A mayor diámetro, más grande es el trépano y por consiguiente más robustos y resistentes son sus rodamientos. En suma, la fuerza de empuje es función de dos variables: la dureza de la roca y el diámetro de perforación. Según la dureza de la roca, la fuerza de empuje mínima necesaria para vencer su resistencia a la compresión, está dada por la siguiente fórmula empírica:

donde:

Sc Resistencia a la compresión de la roca [MPa] ∅ Diámetro de perforación [pulg]

La fuerza de empuje se acostumbra a expresarla en libras-peso [Ibp] por unidad de diámetro del trépano, expresado en pulgadas (∅"). En la tabla siguiente se comparan los valores mínimos que resultan de aplicar la fórmula anterior con los valores observados en la práctica minera según la dureza de la roca.


Por otra parte, también se ha obtenido una fórmula empírica que permite estimar la fuerza de empuje máxima que soportan los rodamientos de un tricono, en función del diámetro de perforación (∅).

Si se hace el ejercicio de asignarle valores numéricos a la fórmula anterior, redondeando las cifras, se obtienen los resultados que se indican en la tabla siguiente.

Los resultados anteriores permiten explicar la razón por la cual la perforación rotativa no se aplica en la práctica en diámetros menores a 175 mm (aprox 7"), salvo en rocas blandas o muy blandas. En efecto, en una roca mediana a dura se requiere una fuerza (F’) del orden de 5.000 a 6.000 [Ibp/" de ∅]; vale decir, 30.000 a 36.000 [Ibp] para un tricono de 6 pulgadas, siendo su límite de resistencia del orden de 29.000 [Ibp].


Velocidad y caudal del aire de barrido El aire comprimido, que se inyecta por el interior de la columna de barras hacia el fondo del barreno, cumple los siguientes objetivos:

• Remoción o barrido del detritus desde el fondo del tiro. • Extracción del detritus hacia afuera. • Refrigeración y lubricación de los rodamientos del tricono.

El barrido y extracción del detritus de perforación se realiza a expensas de la energía cinética del aire que circula por el espacio anular comprendido entre las barras y las paredes del pozo. Por lo tanto, la eficiencia del proceso depende, en lo esencial, de la velocidad del aire (V) en este espacio anular y de la masa de aire o caudal (Q) que circula por el sistema.

Por otra parte, la refrigeración de los rodamientos se obtiene por efecto de la expansión o caída de presión (AP) que se produce durante el paso del aire por el tricono, que a su vez depende de la presión (P) con que llega el aire a la herramienta. a) Velocidad del aire La velocidad ascencional mínima para la extracción del detritus es función de la densidad de la roca y del tamaño promedio de las partículas. Existen algunas fórmulas empíricas que permiten estimar esta velocidad .


o también,

donde:

En etapa de proyecto, las fórmulas anteriores tienen escasas posibilidades de aplicación, dado las dificultades para obtener datos confiables acerca del tamaño promedio del detritus de perforación. No obstante, según la práctica minera, las velocidades de aire recomendadas atendiendo al tipo de roca, son las que se indican en la tabla siguiente:

La velocidad ascencional máxima indicada obedece al problema de desgaste de las barras o tubos de perforación. El flujo de aire que circula por el espacio anular Ileva en suspensión un material que puede ser altamente abrasivo, especialmente si hay presencia de cuarzo u otros minerales de gran dureza, como ocurre frecuentemente en la minería metálica. Es sabido que en los fenómenos de flujo de material particulado, el desgaste por roce es proporcional al cuadrado de la velocidad. b) Caudal de aire El caudal de aire de barrido (Q) se calcula a partir de la fórmula básica que lo relaciona con la sección del ducto de circulación y con ¡a velocidad de flujo. Q = Área de la sección transversal x Velocidad de flujo


En el caso que aquí se analiza, se obtiene las siguientes fórmulas según las unidades utilizadas:

donde:

Otro factor a considerar en relación con este tema, es el área de la sección anular por donde circula el aire o, planteado de manera más práctica, se trata de la diferencia entre el diámetro de perforación y el diámetro exterior de las bañas [∅ - D]. Dado que a medida que aumenta la resistencia de la roca el tamaño del detritus es más pequeño, la práctica operacional aconseja adoptar los siguientes valores:

Por último, en este mismo orden de cosas, otros especialistas proponen que cuando la resistencia a la compresión de la roca (Sc) es menor a 100 MPa, la proporción entre la sección transversal del pozo y la sección del espacio anular debe ser de 2 a 1, lo que equivale a una relación D/∅ igual a 0,7. c) Presión del aire de barrido Los resultados de las investigaciones realizadas por los fabricantes, indican que la caída de presión (AP) del aire al pasar por el tricono -requerida para una adecuada refrigeración de sus rodamientos- se ubica en un rango de 30 a 50 [psi], lo que equivale a 2,1 y 3,5 [bar] respectivamente. Si se suma la pérdida de carga que experimenta el flujo de aire entre el compresor y la herramienta, estimada en unas 10 [psi], se concluye que el valor promedio de la presión manométrica requerida a la salida del compresor es del orden de 3,5 [bar].


Esta presión final incide significativamente en el consumo de energía del compresor, y en último término en el costo de operación del equipo. Tal como se verá más adelante, lejos el mayor consumo de energía de las perforadoras rotativas se origina en el suministro de aire comprimido para la extracción del detritus. Desgaste del tricono Cuando se utilizan triconos con dientes estampados, la velocidad de penetración disminuye considerablemente a medida que aumenta el desgaste de la herramienta. En la figura 3.7 se aprecia que, a la mitad de la vida útil del tricono (50 %), la velocidad de penetración se ha reducido, aproximadamente, entre un 50 a un 75 % con respecto a la alcanzada con una herramienta nueva.

Consumos de energía Cuando la máquina está perforando los principales consumos de energía son los vinculados a los siguientes accionamientos:

• Rotación • Fuerza de empuje • Barrido y extracción del detritus • Otros accionamientos menores

Energía consumida por la rotación Para hacer rotar la columna de barras (Fig. 3.8), es preciso aplicar una fuerza tangencial (F). La energía consumida en un giro (Er) es igual al producto de la fuerza por el camino recorrido:

donde T es el torque (R x F) de rotación [kgm]. Si se considera como unidad de tiempo 1 [min], la potencia requerida (Wr) será por lo tanto igual a:


donde N es el número de vueltas por minuto [rpm] o velocidad de rotación, que es inversamente proporcional a la dureza de la roca (Sc).

La fórmula anterior da cuenta de la energía consumida en el fondo del pozo. En el caso de un equipo full-electric, para obtener la potencia aplicada en el motor de rotación (WMR), es preciso incorporar el rendimiento mecánico de la transmisión (ηm) y el rendimiento eléctrico (ηe) del motor. Expresada esta potencia en [HP], se obtiene:

donde:


En la literatura técnica se encuentran gráficos, como el de la figura 3.9, que indican la potencia requerida en función del diámetro de perforación (∅) y de la dureza de la roca. Energía consumida por el sistema de empuje La penetración de la herramienta requiere la aplicación de una gran fuerza de empuje (F); no obstante, la energía consumida por este accionamiento es pequeña comparada con la rotación. Suponiendo que en un giro el tricono avanza una longitud h (Fig. 3.10), la energía consumida en una vuelta (Ee) será igual al producto de la fuerza [kgp] por el camino recorrido [m].

Luego, si se elige como unidad de tiempo 1 [min], la potencia requerida (We) será igual a:


donde Va es la velocidad de avance expresada en [m/min]. En la práctica minera, en un rango de diámetros de 8 a 12 pulgadas (200 a 300 mm) y en rocas medianas a duras (Sc 80 a 200 Mpa), se registran velocidades del orden de 20 a 10 [m/hr]. Ahora, al igual que en la situación anterior, esta energía es la consumida en el fondo del barreno. En el caso de los equipos full-electric, por lo general el mecanismo de empuje es accionado por un motor hidráulico, que tiene detrás una bomba más un motor eléctrico que acciona dicha bomba. Por lo tanto, es preciso considerar el rendimiento mecánico de las transmisiones (ηm), el rendimiento hidráulico del motor de empuje (ηh), el rendimiento de la bomba (ηb) y el rendimiento eléctrico (ηe) del motor que acciona la bomba. Así, la potencia aplicada en la fuerza de empuje (WE), expresada en [HP], será:

donde:

En el gráfico de la figura 3.11, obtenido de la literatura técnica, se observa que la potencia requerida para la fuerza de empuje es del orden de un 10 % de la requerida para la rotación.


Energía consumida en el aire de barrido Los equipos de perforación rotativa están dotados de uno o dos compresores que suministran el aire comprimido necesario para el barrido y extracción del detritus. La energía consumida en un proceso de compresión depende, en lo esencial, de dos parámetros: la presión final (P) y el volumen o caudal de aire libre (Q) que interviene en el proceso. Por lo general se emplean compresores de tornillo de baja presión: 40 o 50 [psi], equivalentes a 2,8 y 3,5 [Bar] respectivamente. Tal como fuera señalado con anterioridad (3.4.3), la adecuada refrigeración de los rodamientos del tricono no requiere presiones mayores. En cuanto a la capacidad o caudal, factor que incide directamente en la velocidad del aire (energía cinética) que hace posible la extracción del material, se ubica en un rango entre 10 y 50 [m3/min], según el tamaño del equipo. Haciendo una simplificación, en el sentido que el trabajo (Wis) de compresión del aire se realiza mediante un proceso isotérmico teórico (Fig. 3.12), se tiene:

Reemplazando en la fórmula anterior los valores correspondientes a la situación práctica que aquí se analiza, se obtiene:

donde:


Por ejemplo, a modo de ejercicio, se puede hacer la siguiente estimación: Datos:

Cálculo:

El resultado anterior confirma lo anticipado, en cuanto a que el suministro del aire de barrido es el sistema que consume la mayor cantidad de energía cuando el equipo está perforando y, por lo tanto, gravita de modo significativo en el costo de operación.


Velocidad de penetración Tanto en la etapa de ingeniería conceptual o estudio de prefactibilidad de un proyecto, y más aún en la etapa de ingeniería básica o de factibilidad, es preciso estimar costos de operación; entre los cuales, en una mina a rajo abierto, el costo de perforación es relevante. Cualquier estimación pasa, inevitablemente, por hacerse la pregunta: ¿cuántos metros por hora barrenará el equipo seleccionado para un determinado diámetro de perforación? La respuesta no es trivial, sobre todo cuando aún no se dispone de suficiente información de los tipos de roca e incluso de muestras representativas de todo el cuerpo mineralizado. La velocidad de penetración depende no sólo de las variables y/o parámetros operativos del sistema, si no que también, y de manera primordial, de las propiedades físico-mecánicas y geomecánicas del macizo rocoso. Se recurre básicamente a dos metodologías para aproximarse a la respuesta de la pregunta planteada en el párrafo anterior. Fórmulas empíricas: Cuando no se da la posibilidad de realizar ensayos de perforabilidad en muestras de roca, se puede recurrir a fórmulas empíricas propuestas por diversos autores. Tales fórmulas combinan algunas variables de operación del sistema con la resistencia a la compresión de la roca (Se). Como ya fue señalado, en el caso de la perforación rotativa existe una buena correlación entre la velocidad de avance (Va) y esta propiedad de la roca. Ensayos directos: Si se dispone de muestras de tamaño adecuado, las compañías fabricantes de tricónos ofrecen a sus clientes ensayos a escala en sus "bancos de prueba", a partir de los cuales le emiten un informe donde incluyen el tipo de tricono recomendado, velocidad de rotación y fuerza de empuje adecuadas, velocidad de penetración estimada y posible vida útil de la herramienta. Velocidad de avance vs. Variables de operación a) Velocidad de rotación Mientras el barrido es perfecto, la velocidad de avance (Va) es linealmente proporcional a la velocidad de rotación (Fig. 3.13).


En la práctica, a medida que Va aumenta, el barrido se torna ineficiente.

b) Fuerza de empuje Mientras el barrido es perfecto, la velocidad de avance (Va) aumenta exponencialmente con la fuerza de empuje (Fig. 3.14).

En la práctica, a medida que Va aumenta, el barrido se toma deficiente.


Velocidad de avance vs. Dureza de la roca En la perforación rotativa, dado la forma en que se aplica la energía en la interfase herramienta-roca, principalmente por una acción de indentación, un buen indicador para estimar la velocidad de penetración es la resistencia a la compresión (Sc de la roca. Así lo confirman tanto los ensayos a escala de "banco de pruebas" como la práctica operacional. Una primera aproximación se puede lograr recurriendo al concepto de energía específica (Ev), definida como la energía requerida para remover la unidad de volumen de roca, que se expresa por lo general en [kgm/cm3]. En el mismo orden de razonamiento propuesto para tratar esta situación en el caso de la perforación por percusión, se puede enunciar el siguiente principio: "la energía aplicada a la roca por unidad de tiempo [min] se consume en remover un cierto volumen de roca en esa misma unidad de tiempo. Luego, se puede escribir:

donde:

A partir de la relación anterior, y recordando que [Ee ≈ 0,1 Er], se obtiene:

y despejando Va:


Si se revisa la fórmula anterior, la velocidad de rotación (N) se puede considerar como un dato, por su correlación consistente -ya consignada previamente- con la resistencia a la compresión de la roca. En cuanto al torque de rotación (T), esta variable es más difícil de cuantificar, dado su permanente dependencia de la velocidad de rotación.


TECNOLOGÍA DE LOS EXPLOSIVOS

INTRODUCCIÓN BREVE RESENA HISTÓRICA Desde la prehistoria el hombre ha requerido fragmentar rocas con diversos fines, utilizando primero su energía física ayudado de algunos implementos o herramientas muy rudimentarias. También aplicaron métodos indirectos. En las minas de Schemnitz, Hungría, se utiliza por primera vez la energía liberada por una reacción química con el propósito de fragmentar roca. Se trata de la PÓLVORA NEGRA, explosivo deflagrante, conocida en Europa desde el Siglo 13, utilizada principalmente con fines bélicos. Entre los años 1867 - 69, el químico sueco Alfred Nobel inventa las DINAMITAS, primer explosivo detonante, utilizando la nitroglicerina como explosivo base. Se manejan en forma de cartuchos En los Estados Unidos ya en este siglo a mediados de los años 50, se utilizan por primera vez a escala industrial explosivos a granel del tipo nitrocarbonitratos, cuyo exponente más conocido es el ANFO (Ammonium Nitrate más Fuel Oil). A principios de los años 60, también en los Estados Unidos, comienzan a comercializarse los primeros explosivos acuosos (slurries) o HIDROGELES como también se les llama. Su invención es compartida por el profesor Melvin Cook de la Universidad de Utah y la Empresa Du Pont. Finalmente, a partir de los inicios de los años 80, aparecen los explosivos de más reciente desarrollo o de última generación conocidos con el nombre de EMULSIONES. Hoy en día, los explosivos químicos siguen siendo la principal fuente de energía utilizada para fragmentar y remover masivamente rocas compactas in-situ, ya sea en los procesos extractivos de las faenas mineras como también en las excavaciones requeridas para obras civiles. CLASIFICACIÓN En lo esencial, un explosivo puede considerarse como una herramienta para realizar un trabajo, y en un sentido amplio se define como explosivo a cualquier artefacto capaz de liberar una gran cantidad de energía en un intervalo de tiempo muy pequeño, ejerciendo una acción dinámica de gran violencia sobre el medio que lo rodea.


Los explosivos moderaos, tanto industriales como militares, se clasifican en general según el cuadro resumen que se incluye a continuación:

LOS EXPLOSIVOS QUÍMICOS Son compuestos químicos, sólidos o líquidos, o también mezclas entre ellos, susceptibles a descomponerse o a reaccionar violentamente por efecto de una alteración térmica o de un impacto, desprendiendo una gran cantidad de gases a alta presión y temperatura. Esta transformación súbita en gases se traduce en un impacto "brutal" sobre el medio circundante cuando el explosivo reacciona confinado o inserto en un sólido. Según la velocidad con que se propaga la reacción química, se diferencia entre dos categorías de explosivos.

• EXPLOSIVOS DEFLAGRANTES: Son aquellos cuya reacción química es una combustión muy violenta llamada deflagración, que se propaga a una velocidad del orden de los cientos de metros por segundo (400 a 800 m/seg). Se les denomina también explosivos propelentes o bajos explosivos. El ejemplo más conocido es la Pólvora Negra

• EXPLOSIVOS DETONANTES: Son aquellos que experimentan una reacción química

muy violenta llamada detonación, que se propaga a través de la columna explosiva acompañada de una onda de choque a una velocidad del orden de los miles de


metros por segundo (2.000 a 8.000 m/seg). Se habla así de explosivos detonantes o altos explosivos. El ejemplo más popular y conocido son las Dinamitas.

Según la energía de iniciación requerida, los Explosivos Detonantes se subdividen a su vez en primarios y secundarios.

• EXPLOSIVOS PRIMARIOS: Son aquellos que sólo requieren de una mínima cantidad de energía para alcanzar el estado de detonación; por ejemplo, una llama, chispa o golpe.

• EXPLOSIVOS SECUNDARIOS: Son aquellos que requieren de una gran energía de

iniciación, proporcionada generalmente por el impacto de la onda de choque de un explosivo primario.

En la actualidad no se usan los explosivos deflagrantes en el proceso de fragmentación de rocas. La operación de arranque de mineral se realiza hoy en día, por razones obvias, con explosivos detonantes secundarios. A su vez, los explosivos detonantes primarios se utilizan en pequeñas cantidades como agentes iniciadores. Según su composición química, se pueden diferenciar distintas formulaciones de materias explosivas.

• Compuestos químicos, orgánicos o inorgánicos, que son explosivos propiamente tales. Por ejemplo, la Nitroglicerina (NG) o el Trinitrotolueno (TNT).

• Mezclas entre compuestos químicos explosivos propiamente tales con otros que no lo son. Por ejemplo, los conocidos con el nombre de Dinamitas.

• Mezclas de compuestos químicos reductores con compuestos oxidantes, en que individualmente ninguno de ellos puede catalogarse como un explosivo propiamente tal. La terminología americana los denomina Agentes Explosivos, y el ejemplo más conocido y representativo es el ANFO.

TEORÍA DE LA DETONACIÓN DESCRIPCIÓN DEL FENÓMENO La detonación es un proceso físico-químico mediante el cual el explosivo experimenta una reacción química muy violenta que lo descompone en gases a alta presión y temperatura, con una gran liberación de calor. Se caracteriza fundamentalmente por su gran velocidad de propagación, superior a la velocidad de las ondas sonoras (~ 1.500 m/seg) en la columna explosiva, lo que da origen a la generación de una onda de choque (compresión) que acompaña a la reacción química. La reacción química proporciona la energía en forma de calor para acelerar y mantener el proceso; a su vez, la onda de choque aporta la energía de impacto que permite desencadenar el proceso.


Se denomina "Estado de Detonación Estable" al estado de equilibrio que se alcanza cuando la onda de choque se propaga conjuntamente con la reacción química a lo largo de toda la columna explosiva a una velocidad constante. Como en toda reacción química, existen valores mínimos o críticos de la presión, temperatura y masa reactante, bajo los cuales la detonación no ocurre. La teoría que se refiere a este fenómeno se conoce con el nombre de "Teoría Termo hidrodinámica de la Detonación". Esta teoría describe el proceso de propagación de una onda de choque a través de una columna explosiva, acompañada de una reacción química que proporciona la energía necesaria para mantener el proceso en forma estable. CARACTERIZACIÓN DEL FENÓMENO La figura siguiente representa la detonación de una columna explosiva propagándose de izquierda a derecha (velocidad D), detenida momentáneamente como si se tratase de una fotografía del fenómeno. Arriba, se ha superpuesto un gráfico que muestra el perfil de la onda de choque que se propaga a una velocidad equivalente a la velocidad del sonido (c) en el medio. A su vez, la materia afectada por la onda se desplaza en el mismo sentido (velocidad de partícula W).


En la figura aparecen identificados los parámetros de estado -presión, temperatura, densidad, energía interna- correspondientes al explosivo sin reaccionar o estado original (1), a la zona de reacción o estado de detonación (2), y a los productos o gases en estado de equilibrio denominado estado de explosión (3). PARÁMETROS DE ESTADO

La materia explosiva recibe el impacto de la onda de choque que la comprime, generando un desplazamiento o flujo de masa en el mismo sentido.

La teoría supone que los gases se encuentran en estado de equilibrio, y que el paso del estado (1) al estado (3) es un proceso adiabático a volumen constante. Adiabático, porque ocurre en un instante de tiempo muy pequeño, sin intercambio de calor entre el sistema y el medio. A volumen constante (isócoro), porque los productos de la reacción ocupan el mismo volumen que el explosivo en su estado original, sin pérdida de masa. LA DETONACIÓN COMO FENÓMENO FLUODINÁMICO La Teoría Termohidrodinámica supone que la detonación es un proceso unidimensional, que se desarrolla en un medio confinado en un tubo rígido sin desplazamiento lateral de la materia. El análisis del proceso como fenómeno fluodinámico se realiza aplicando los tres principios o leyes clásicas de la física:


• CONSERVACIÓN DE LA MASA • CONSERVACIÓN DE LA CANTIDAD DE MOVIMIENTO • CONSERVACIÓN DE LA ENERGÍA

Principio de conservación de la masa: La cantidad de materia que entra a la zona de reacción es igual a la que sale, por unidad de tiempo y por unidad de área

Principio de conservación de la cantidad de movimiento: Para las mismas masas anteriores, el impulso de las fuerzas es igual a la variación de la cantidad de movimiento.

Principio de conservación de la energía: Para un fenómeno de flujo de materia este principio puede ser expresado por el Teorema de Bernoulli. Por unidad de masa toma la forma siguiente:

Postulado de Chapman – Jouguet: Se refiere al estado de detonación estable, lo que implica la condición que la reacción química y la onda de choque se propaguen juntas.


Combinando las dos primeras ecuaciones anteriores se obtienen las siguientes relaciones:

Esta última relación tiene gran importancia práctica como se verá más adelante. Asimismo, incorporando la relación del principio de la conservación de la energía, se obtiene:

La expresión anterior se conoce con el nombre de de "Adiabática Dinámica", yes una curva que describe la relación P-V de la materia en el estado de detonación. Representa el lugar geométrico de todos los posibles estados o puntos (P2, v2) en el plano P-V que se pueden obtener a partir de un estado inicial determinado (P1, v1) por efecto de una compresión de choque reactiva, y que satisfacen las condiciones de equilibrio químico y termodinámico de la materia en la zona de reacción.


Finalmente, resolviendo las ecuaciones de los tres principios enunciados conjuntamente con la expresión del postulado de Chapman-Jouguet (W + c = D), se obtiene:

Esta última expresión demuestra que el punto C (P2, V2) correspondiente al estado de detonación estable, se obtiene trazando la tangente desde el estado original - punto A (P1, v1) - a la adiabática dinámica. LA DETONACIÓN COMO FENÓMENO TERMOQUÍMICO Las relaciones fluidodinámicas anteriores hacen abstracción que el proceso involucra también una reacción química que libera una gran cantidad de calor (Q). Esta energía en forma de calor debe agregarse por lo tanto a la expresión que representa el principio de conservación de la energía.

Para determinar el punto de tangencia (P2, V2) es necesario definir la curva que representa el comportamiento de la materia en el estado de detonación estable; es decir, se requiere una Ecuación de Estado que represente suficientemente bien el comportamiento de la materia en la zona de reacción. Diferentes autores coinciden en que la ecuación que representa mejor el comportamiento de los gases en el estado de detonación es la siguiente:

Considerando que α depende mucho más de v que de T, se supone [α ~ f(v)]. Experimentalmente se ha obtenido la siguiente aproximación:


La teoría supone que el fenómeno de la detonación es un proceso adiabático reversible. Luego, según el Primer Principio de la Termodinámica, se tiene:

Asignándole a Cv un valor promedio entre T1 y T2 (Cv), se puede escribir:

Combinando las expresiones anteriores se obtiene un conjunto de fórmulas que permiten calcular -mediante un procedimiento aritmético iterativo- todos los parámetros del estado de detonación y del estado de explosión, suponiendo conocidas la composición del explosivo y la reacción química involucrada en el proceso. La teoría supone, además, que el explosivo tiene un comportamiento ideal, en el sentido que las reacciones químicas ocurren completamente en la zona comprendida entre el frente de reacción y el plano C - J. CARACTERÍSTICAS DE LOS EXPLOSIVOS Cuando un explosivo detona confinado o inserto en un determinado medio se observan básicamente dos efectos:

• Un efecto de fracturamiento preliminar asociado al violento impacto de la onda de choque. Se trata de una acción dinámica "rompedora", cuya mayor o menor intensidad depende de los parámetros del Estado de Detonación.

• Un efecto de empuje asociado al trabajo de expansión de los gases generados por la reacción química, a expensas de la energía en forma de calor contenida en esos gases, cuya mayor o menor intensidad depende de los parámetros termoquímicos del Estado de Explosión.

• Adicionalmente, es necesario considerar también algunos efectos que dicen relación con las condiciones "prácticas" de su utilización y/o aplicación.

Atendiendo a lo anterior, la caracterización de los explosivos será enfocada distinguiendo entre:

• Características "rompedoras" • Características "energéticas" • Características "prácticas"


CARACTERÍSTICAS ROMPEDORAS La capacidad rompedora de un explosivo está relacionada con los parámetros del estado de detonación; en lo esencial con la Presión de Detonación (P2). Esta depende a su vez de la Velocidad de Detonación (D) como también de la Densidad del Explosivo en su estado original (Si). Presión de Detonación

• Medirla directamente mediante métodos experimentales ha resultado hasta ahora un problema insoluble, dado su naturaleza transiente y sus valores excesivamente altos.

• Desde el punto de vista de un usuario de explosivos, como es el caso de un Ingeniero de Minas, una buena aproximación para la estimación de P2, suficiente para fines comparativos, se puede obtener a partir de la relación hidrodinámica ya consignada anteriormente:

• Despreciando Pi (presión atmosférica) y utilizando la relación aproximada W « % D, se obtiene:

• Expresado en unidades técnicas (MKS), la expresión anterior toma la forma siguiente:

Así por ejemplo, para un explosivo de un peso especifico igual a 1.000 [kgp/m3] y una velocidad de detonación (D) de 4.000 [m/seg], se obtiene una presión de detonación (P2) equivalente a 40.800 [kgp/cm2]. Velocidad de detonación Se define como la velocidad de propagación estable o constante que alcanza la reacción química en una columna explosiva durante el proceso de detonación. Alcanza valores comprendidos entre los 2.000 y 8.000 [m/seg].


Se llama Velocidad de Detonación ideal (D*) a la velocidad teórica máxima determinada por la Teoría Termohidrodinámica. Es función de los parámetros termoquímicos del estado de detonación, principalmente del calor (Q2) liberado por la reacción química. Para un determinado explosivo ideal dado, D* es función solamente de su densidad (δ1). En el caso de los explosivos sólidos, esta relación es lineal. Se llama Velocidad de Detonación Real o Práctica (D) la que alcanza la reacción química en las condiciones reales de aplicación del explosivo. Depende por lo tanto de otros factores tales como: energía de iniciación, diámetro de perforación, granulometría y grado de confinamiento de la carga explosiva. Se puede medir experimentalmente mediante métodos muy precisos y bastante simples. Por ejemplo, la mayoría de los explosivos industriales requieren una cantidad mínima de materia reactante inicial relativamente grande -masa crítica- para alcanzar un estado de detonación estable. En términos prácticos, esta cantidad de materia depende del diámetro de la carga explosiva o, lo que es lo mismo, del diámetro de perforación.

Densidad La densidad de los explosivos industriales es un dato del problema proporcionado por los fabricantes, que incluyen esta información en sus manuales y catálogos. Varía entre 0,6 a 1,4 [gr/cm3]. Es preciso distinguir, no obstante, entre la densidad de la materia explosiva propiamente tal y la densidad de carguío, vale decir, la densidad real que adquiere el explosivo al ser cargado en el interior de los tiros. En algunos casos pueden ser diferentes. Observando la fórmula hidrodinámica que determina la presión de detonación [P2 = f(D2, δ1)], identificada como la característica más importante en cuanto a la capacidad rompedora de los explosivos, es fácil concluir la incidencia que tiena la densidad del explosivo en este sentido.


CARACTERÍSTICAS ENERGÉTICAS Se refieren a la capacidad del explosivo para fragmentar o remover un volumen de roca por efecto de la acción expansiva de los gases generados por la reacción química, que se encuentran en la situación conocida como Estado de Explosión. Teóricamente, este trabajo de expansión se expresa por lo general según el concepto denominado Trabajo Máximo Disponible. Adicionalmente, se consideran como características energéticas al Volumen de Gases producidos y a la Presión en el estado de explosión (P3). Trabajo Máximo Disponible Se define como el trabajo termodinámico teórico que realizarían los gases al expandirse adiabáticamente desde su estado inicial (i) correspondiente al estado de explosión, hasta un estado final (f) correspondiente a las condiciones ambientales de presión (presión atmosférica).

Se le designa por A0 y se expresa generalmente en kilocalorías por kilo de explosivo. Varía entre 600 a 1.400 [Kcal/kg] para los explosivos industriales. Según la definición anterior, expresando este concepto analíticamente, se puede escribir:

Por otra parte, según el Primer Principio de la Termodinámica, para un proceso adiabático reversible, se tiene:

Reemplazando dE = C dT, e integrando:


En suma, este trabajo se realiza a expensas del calor contenido en los gases en el estado de explosión (Q.,), correspondiente al calor desprendido por la reacción química.

Por otra parte, desde un punto de vista práctico, es sabido que el calor residual de los gases (Qf) no supera las 50 [kcal/kg], vale decir del orden de un 2 a un 7 % de Q3, de modo que con fines de comparación, para un usuario de explosivos, es razonablemente suficiente la aproximación siguiente:

donde Q3 equivale al calor de formación de los productos menos el calor de formación de los reactantes. Volumen de Gases Se define como el volumen que ocupan los gases producidos por la detonación de 1 [kg] de explosivo, referido a las condiciones normales de presión y temperatura, correspondientes a 1 [Atm] y a 0 [°C] respectivamente. Se designa por V0 y se expresa en [lt/kg].


Cuando se trata de explosivos de composición simple, cuya reacción química puede ser preestablecida con buena aproximación aplicando los principios básicos de las combinaciones químicas, resulta fácil estimar teóricamente este volumen. En efecto, conocida la cantidad de materia reactante y la sumatoria del número de moles de cada uno de los gases que se forman [Σni], es sabido que 1 [mol-gr] de cualquier gas ocupa un volumen equivalente a 22,4 [It] en las condiciones normales indicadas en el párrafo anterior. Se puede medir también experimentalmente en un dispositivo conocido con el nombre de Bomba de Bichel. Para los explosivos industriales utilizados en excavación de rocas, Vo varía entre 700 a 1.000 [lt/kg]. Presión de los gases Se refiere a la presión que alcanzan los gases en el Estado de Explosión (P3), vale decir la presión en la cámara de explosión antes de iniciarse el desplazamiento o deformación de la roca circundante. Teóricamente, esta presión queda definida por la Ecuación de Estado según la expresión siguiente:

La teoría supone que los gases ocupan el mismo volumen que el explosivo antes de la detonación, y que se cumple además el principio de la conservación de la masa, o sea V3 = V1. Sin embargo, en la práctica pueden darse situaciones en que la materia explosiva no ocupa totalmente la cámara de explosión (v3 ≠ v1). Se define entonces lo que se conoce como "Borehole Pressure" (Pb), que a falta de una expresión equivalente podría traducirse como "Presión Efectiva".

donde

Esta presión efectiva (Pb) representa la capacidad del explosivo para inducir en la roca circundante esfuerzos de compresión, tracción y cizalle, que actúan sobre los planos de debilidad del maciso rocoso, provocando el fracturamiento y remoción del material afectado. Para los explosivos industriales, esta presión alcanza valores comprendidos entre 15.000 y 100.000 [Atm].


CARACTERÍSTICAS PRÁCTICAS Se refieren en general a ciertos aspectos que describen el comportamiento de los explosivos en relación a sus condiciones reales de manejo operacional, a sus aplicaciones técnicas y a las restricciones de seguridad. En la literatura especializada es posible encontrar una gran variedad de proposiciones relativas a este tema. Simplificando un poco las cosas, en lo esencial estas características se pueden resumir en las siguientes:

• SENSIBILIDAD • FUERZA O POTENCIA • GASES TÓXICOS • RESISTENCIA AL AGUA • ESTABILIDAD QUÍMICA

Sensibilidad En un sentido amplio, la sensibilidad es una medida de la cantidad de energía que se requiere aplicar para hacer detonar un determinado explosivo. Este concepto engloba diferentes significados, dependiendo del tipo de estímulo energético que se aplique para tales efectos, pero en particular se le relaciona con el factor riesgo implícito en el uso y manejo de los explosivos. Desde esta perspectiva, por razones de seguridad los explosivos industriales deben ser ni muy sensibles, pero tampoco demasiado insensibles. En el primer caso, existe el riesgo de una detonación accidental por manipulación o manejo descuidado. En el segundo, se pueden generar condiciones de riesgo por la presencia de explosivo sin detonar después de la tronadura. La sensibilidad se expresa o se mide de distintas formas, siendo las más comunes las que se indican a continuación. Sensibilidad al impacto: Es una medida de la cantidad de energía de impacto necesaria para hacer detonar un explosivo, y se expresa en [kg-m]. Sensibilidad a la iniciación primaria: Es una medida de la cantidad [gr] de explosivo primario requerida para hacer detonar un explosivo secundario. La clasificación más aceptada diferencia entre explosivos sensibles a un Detonador N° 8 y explosivos insensibles a un Detonador N° 8. Sensibilidad a la detonación por simpatía: Es una medida de la distancia máxima a la cual la detonación de una carga explosiva induce la detonación de otra similar, al aire libre. Varía entre 2 a 8 veces el diámetro del cartucho. Fuerza o potencia


El concepto de fuerza o potencia se aplica en un sentido relativo para comparar la capacidad de los explosivos entre sí para fragmentar y/o remover roca in-situ. Se asocia en general a la energía en forma de calor liberada por la reacción química, a expensas de la cual los gases efectúan su trabajo de expansión sobre el medio. En otras palabras, en este contexto la expresión fuerza o potencia se utiliza como sinónimo de trabajo. Por otra parte, el término potencia se refiere a la velocidad con que se realiza un cierto trabajo. En consecuencia, para un determinado explosivo la potencia depende de la cantidad de energía liberada (calor) como asimismo de la velocidad con que ella se libera (velocidad de detonación), característica esta última representativa de la capacidad rompedora asociada al impacto de la onda de choque. En suma, en estricto rigor, esta característica práctica -conocida como "fuerza o potencia"- engloba los conceptos teóricos de Trabajo Máximo Disponible (Ao) y de Poder Rompedor, ya definidos y explicados con anterioridad. En la actualidad predomina una metodología o criterio de comparación que consiste en evaluar los explosivos en base a diversas fórmulas semi-empíricas propuestas por diferentes autores especialistas en el tema. Entre las más utilizadas se pueden destacar las que se indican a continuación.

• Ulf Langefors de Suecia: toma en cuenta solamente las características energéticas de los explosivos, y define la Potencia Relativa (S) con respecto a un explosivo de referencia en los términos siguientes:

El explosivo de referencia adoptado por Langefors es una dinamita sueca conocida con el nombre de LFB, que desarrolla una energía calórica de 1.200 [Kcal/kg] y un volumen de gases igual a 850 [It/kg]. En América, en particular en los EE UU y Chile, se prefiere comparar con respecto al ANFO, cuyo calor de explosión es del orden de 900 [Kcal/kg] con un volumen de gases de 970 [It/kg].

• Paddock de los EE UU: propone una fórmula que combina el concepto energético

asociado al calor desprendido por la reacción química con características


representativas del poder rompedor de los explosivos. Define así lo que denomina Factor de Potencia mediante la siguiente expresión:

Asimismo, en términos comparativos, define el Factor de Potencia Relativa (FPR) con respecto a un explosivo de referencia:

Si se adopta como explosivo de referencia al ANFO, en condiciones de carguío a granel y diámetro de la carga mayor de 150 mm, Q0 se aproxima a 900 [Kcal/kg], Do es del orden de 4.500 [m/seg] y 8o toma un valor de 0,8 [gr/cm3].

• Poder Rompedor Relativo (PRR): Otra fórmula también utilizada considera solamente

las características rompedoras del explosivo, medidas con respecto a un explosivo de referencia, según la expresión siguiente:

De manera similar en este caso, para fines de comparación se prefiere hoy en día escoger al ANFO como explosivo de referencia, cuyas características ya han sido precisadas en valores cuantitativos en los párrafos anteriores.

En síntesis, esta propiedad de los explosivos, a la que identifican y se refieren diversos autores con el nombre genérico de Fuerza o Potencia, es un concepto que puede aceptar diversas lecturas. Es preciso por lo tanto ser bastante cuidadoso con su aplicación, como asimismo adoptar un criterio flexible en su manejo. En este sentido, se requiere primero una buena comprensión de los fundamentos teóricos que respaldan las diferentes aproximaciones, en cuanto a diferenciar claramente cuales características de los explosivos se están privilegiando en cada caso: rompedoras o energéticas.


Gases tóxicos La detonación de todos los explosivos industriales produce una gran cantidad de gases como también pequeñas cantidades de residuos sólidos. Entre los gases que se forman siempre existe una cierta proporción variable de gases tóxicos, tales como el Monóxido de Carbono (CO) y Óxidos de Nitrógeno (N2O, NO, N02 y NO3) En las minas a rajo abierto este problema no tiene mayor relevancia, pero en las faenas subterráneas la presencia de estos gases nocivos es un aspecto que debe ser controlado rigurosamente. El CO es un compuesto ávido de oxígeno, de modo que al ser inhalado se transfiere en los pulmones a la sangre y captura el oxígeno de la hemoglobina produciendo su destrucción parcial, proceso que puede provocar la muerte si la concentración es alta y/o si la persona permanece un tiempo prolongado expuesto a un ambiente contaminado. A su vez, los Óxidos de Nitrógeno al ser aspirados se combinan con la humedad presente en las vías respiratorias formando Acido Nítrico, el cual se deposita en los tejidos produciendo lesiones que pueden también comprometer la vida del individuo dependiendo de la concentración y tiempo de exposición. Entre los principales factores que contribuyen a generar gases tóxicos se pueden mencionar los siguientes:

• Energía de iniciación insuficiente • Mezclas explosivas defectuosas • Explosivo alterado en su composición original por manejo descuidado • Presencia de agentes extraños al explosivo mismo tales como aceite, agua, papel o

plásticos. Resistencia al agua Es una medida de la mayor o menor capacidad del explosivo para conservar sus propiedades en presencia de agua. En los explosivos del tipo dinamitas como también de los explosivos granulados, depende principalmente de su composición, específicamente de la proporción de Nitrato de Amonio presente en la mezcla, dado el gran poder higroscópico de este compuesto químico. También influye el tipo de envoltorio en el caso de los explosivos encartuchados. Se acostumbra a expresarla en términos del número de horas que el material explosivo puede estar sumergido en agua sin que resulten afectadas sus propiedades detonantes. La escala de clasificación generalmente aceptada contempla las siguientes categorías: Nula, Limitada, Buena, Muy Buena y Excelente. La primera categoría corresponde a un explosivo que no tiene ninguna resistencia al agua; en cambio la última, garantiza una exposición superior a las 12 horas.


Estabilidad química Esta propiedad se refiere a que los explosivos deben ser químicamente estables, en el sentido de no descomponerse en las condiciones de ambiente normales de almacenamiento.


BREVE RESEÑA QUÍMICA COMPOSICIÓN DE LOS EXPLOSIVOS Las reacciones químicas explosivas son, casi sin excepción, del tipo oxi-reducción, es decir, reacciones donde el oxígeno y los elementos combustibles o reductores (carbono, hidrógeno u otros) presentes en la mezcla se combinan entre sí. Ciertos grupos de átomos aparecen reiteradamente en estas reacciones, donde siempre está presente el nitrógeno. Así, desde un punto de vista práctico, la química de los explosivos dice relación casi exclusivamente con compuestos nitrogenados del tipo [C-H-N-O]. Atendiendo a su composición química, se pueden distinguir las siguientes categorías en cuanto a productos explosivos:

• Compuestos químicos orgánicos o inorgánicos que son explosivos propiamente tales. Se les denomina explosivos base, y en su estructura molecular están presentes el oxígeno, el nitrógeno y también los elementos reductores, formando grupos químicos como nitrato (-ON02), nitro (-N02), nitroamina (-NH N02), fulminato (-ONC) y otros.

• Mezclas de compuestos químicos explosivos propiamente tales con otros que no lo son, pero que intervienen en la reacción como agentes oxidantes y/o reductores. A esta categoría pertenecen las dinamitas.

• Mezclas de compuestos químicos que aportan oxígeno (oxidantes) con otros que aportan elementos combustibles o reductores, y que separadamente ninguno de ellos se puede catalogar como explosivo.

Los explosivos bases no se utilizan directamente con fines de fragmentación de rocas. Las dinamitas perdieron su hegemonía, predominando hoy en día en las aplicaciones mineras y obras civiles los llamados agentes explosivos pertenecientes a la última de las categorías señaladas. BALANCE DE OXIGENO Como principio general los explosivos industriales se diseñan de modo que la reacción química no genere gases tóxicos (CO, NO, NO2). Esto implica que la cantidad de oxígeno presente en la mezcla, debe ser la suficiente para oxidar totalmente los elementos reductores (carbono, hidrógeno u otros); pero al mismo tiempo, tampoco debe sobrar oxígeno, para evitar que se combine con el nitrógeno libre. Esta condición es lo que se denomina Balance de Oxígeno. En suma, si falta oxígeno se forma monóxido de carbono (CO); y por el contrario, si sobra oxígeno se forman óxidos de nitrógeno (N20, NO, NO2 y NO3), conduciendo ambos casos a situaciones indeseables. Por otra parte, los productos inofensivos más comunes que se forman en una reacción explosiva son anhídrico carbónico (CO2), vapor de agua (H20), nitrógeno molecular libre (N2), y sólidos inertes tales como Na2O, cal (CaO), trióxido de aluminio o corindón (AI203) y otros.


Por consiguiente, la condición de balance de oxígeno se puede expresar mediante una ecuación algebraica donde el símbolo químico de cada elemento representa el número de átomos de dicho elemento presentes en la mezcla.

A manera de ejemplo de aplicación, suponga que se desea preparar 1 kilo de ANFO, el explosivo de composición más simple utilizado hoy en día. Se trata de una mezcla de Nitrato de Amonio (AN NH4 NO3) con Petróleo (FO CH2). El problema consiste en determinar las proporciones (X e Y) de ambos ingredientes de modo que la mezcla resulte balanceada; es decir, que se formen solamente C02, H20 y N2. El resultado de este ejercicio es el siguiente:

PRINCIPALES INGREDIENTES Según lo señalado con anterioridad, los principales ingredientes que intervienen en la composición de los explosivos industriales se pueden clasificar en las siguientes categorías:


EXPLOSIVOS INDUSTRIALES Los explosivos industriales utilizados hoy en día con fines de excavación o fragmentación de rocas son los siguientes:

• EXPLOSIVOS EN BASE A NITROGLICERINA O DINAMITAS • EXPLOSIVOS SECOS GRANULADOS O NITROCARBONITRA TOS • EXPLOSIVOS ACUOSOS (SLURRIES) O HIDROGELES • EXPLOSIVOS EMULSIONADOS O EMULSIONES

DINAMITAS


NITROCARBONITRATOS Composición Se trata de mezclas granuladas secas de nitratos con agentes combustibles o reductores. Sus exponentes más conocidos son los siguientes:

Propiedades Valores aproximados para productos comerciales nacionales (ENAEX) cargados a granel confinados en un diámetro de 6" (152 mm).

PRODUCTO

DENS.

VEL. DE DETONACIÓN

PRESIÓN DE DETONACIÓN

CALOR

VOLUMEN DE GASES

[gr/cc] [m/seg] [kbar] [kcal/kg] [It/kg]

ANFO

0.78

3.900

30

912

1.050

ANFO + Al-2 a 12

0.85

4.700-4.500

47 - 43

960 - 1.360

1.030-900

ANFOS LIVIANOS

0.64 -0.52

3.900-3.000

24- 12

880 - 820

1.060- 1.080

SANFO

0.87

3.350

25

750

816

SANFO + AI-2 a 8

0.95

3.290-4.200

27 - 42

800 - 1.050

755 - 720

En cuanto a sus características prácticas, estos explosivos son insensibles a un Detonador N° 8 y presentan una resistencia al agua prácticamente nula.


Modalidades de carguío


HIDROGELES Composición Desde un punto de vista físico-químico consisten en un sistema heterogéneo, coloidal, formado por dos fases:

• FASE LÍQUIDA O MEDIO DE DISPERSIÓN (~15 %): Solución saturada de nitratos inorgánicos: AN y/o SN

• FASE SOLIDA DISPERSA EN FORMA COLOIDAL:

o Oxidantes: nitratos o Combustibles o reductores: carbón, azufre, aluminio o Sensibilizadores: TNT, NC, MMAN o Espesadores: gomas

Propiedades Las diferentes combinaciones que se pueden lograr con estos ingredientes da origen a una gran variedad de productos:

• Hidrogeles en cartuchos de pequeño diámetro para minería subterránea, sensibles a un Detonador N° 8. Densidad 1.10 a 1.12 [gr/cc].

• Hidrogeles en bolsas de gran diámetro para minería a rajo abierto, insensibles a un Detonador N° 8. Densidad 1.10 a 1,35 [gr/cc].

• Hidrogeles bombeables directamente a los tiros, para minería a rajo abierto, preparado en camiones fábrica.

• Velocidad de detonación: 4.000 a 5.000 [m/seg]. • Calor de explosión: 700 a 1.400 [kcal/kg]. • Resistencia al agua sin envoltorio plástico superior a 24 horas.

EMULSIONES EXPLOSIVAS Composición En general se entiende por emulsión a un sistema físico-químico uniforme compuesto por dos fases líquidas que no se mezclan. Una fase es discontinua y la otra continua. Existen básicamente dos tipos: agua en aceite y la situación inversa aceite en agua. Los explosivos emulsionados, o simplemente emulsiones como se les llama, son del tipo agua en aceite, a las que se agrega una tercera fase gaseosa (aire) y/o sólida dispersa en la emulsión.

• FASE ACUOSA O DISCONTINUA: Solución saturada de nitratos inorgánicos (AN y/o SN) suspendida en forma de gotas microscópicas en la fase continua.

• FASE ACEITOSA O CONTINUA: Hidrocarburos: petróleo, parafina u otro aceite


• FASE GASEOSA Y/O SOLIDA DISPERSA: Pequeñas burbujas de aire naturales o de

vidrio, polvo de aluminio y microesferas de plástico o resinas. Su función es controlar la sensibilidad y la densidad explosivo.

• AGENTES EMULSIFICANTES

Propiedades En la tabla siguiente se resumen las características técnicas de algunos de estos explosivos nacionales comercializados por ENAEX

PRODUCTO

DENSIDAD [gr/cc]

VEL. DE DETONACIÓN

[m/seg]


[kbar]

CALOR [kcal/kg]

VOLUMEN DE GASES [It/kg]

ENAXITA (1)

1,10-1,18

5.100-5.800

72 - 99

710-750

987 - 1.000

HIDROMITE PDB (2)

1.17

4.000-4.500

53

678

1.100

HIDROMITEE (3)

1.20

5.300

82

731

1.005

(1) En cartuchos de pequeño diámetro (1 a 2 pulgadas) para minería subterránea. (2) Producto bombeable directamente en tiros de pequeño diámetro para minería subterránea. (3) Producto envasado en bolsas de polietileno (3 ½ - 4 ½ - 5 ½ pulgadas de diámetro) para minería a rajo abierto. ANFOS PESADOS Estos productos explosivos consisten en una mezcla de una emulsión (matriz) con ANFO. La emulsión rellena los huecos entre los granos del ANFO. En la tabla siguiente se resumen las características técnicas de algunos de estos explosivos nacionales comercializados por ENAEX

PRODUCTO

DENSIDAD [gr/cc]

VEL. DE DETONACIÓN

[m/seg]


[kbar]

CALOR [kcal/kg]

VOLUMEN DE GASES

pt/kg]

HIDROMITE 1100/1800

1,37-1.34

3.620-4.130 44-56 632 - 865

1.120-1.045

HEET 910/960

0,90 - 1,34

3.740-4.200

30-47

900 - 750

1.060 - 1.090

HEET 930/950 Al

1.33- 1,35

3.980-3.660

49. -38

830 - 870

1.080-1.070

Se preparan en camiones fábrica para ser depositados directamente en los tiros en minas a cielo abierto.


INICIACIÓN DE UNA TRONADURA La operación conocida con el nombre de TRONADURA puede alcanzar una gran complejidad dependiendo del número de tiros y de la cantidad de explosivo involucrados en el proceso. Se deben satisfacer diversos requerimientos técnicos como asimismo imponer rigurosas condiciones de segundad. Para ello se utilizan un conjunto de elementos, artefactos o dispositivos conocidos con el nombre de accesorios de voladura, que cumplen en lo esencial las siguientes funciones: FUNCIONES

• INICIACIÓN PROPIAMENTE TAL: Corresponde a la acción o efecto que inicia la detonación de la columna explosiva en cada uno de los tiros.

• CONEXIÓN: Se refiere a la necesidad de conectar todos los tiros entre sí de modo de

trasmitir o propagar la detonación a cada uno de ellos.

• SECUENCIA: Corresponde al efecto de imprimir un orden de salida al conjunto de cargas explosivas que conforman el diseño o diagrama de disparo.

• ACTIVACIÓN O ENCENDIDO: Se refiere a la fuente de energía inicial que activa el

proceso de detonación de todo el conjunto de cargas explosivas involucradas en la tronadura.

ACCESORIOS DE VOLADURA Guía corriente Se le conoce también como guía o mecha de seguridad, y consiste en un cordón que contiene un núcleo de pólvora negra revestida con una envoltura de fibra textil y/o plástica. Trasmite una combustión a una velocidad conocida del orden de 0,75 [cm/seg]. Cumple sólo la función de activación o encendido a fuego.

Guía conectora Conocida también como guía o mecha de ignición rápida, consiste en un cordón más delgado que el anterior con un núcleo de pólvora negra. Trasmite una combustión a una velocidad entre 1,5 a 10 [cm/seg] según el producto. Sus funciones corresponden a las de ACTIVACIÓN o ENCENDIDO A FUEGO, CONEXIÓN y SECUENCIA.


Se utiliza exclusivamente para propagar el encendido a un conjunto de guías corrientes a través de una pequeña cápsula metálica que contiene una pastilla de material pirotécnico. Guía detonante Se trata de un cordón que contiene un núcleo de un explosivo detonante secundario (PETN) recubierto por fibras sintéticas y una superficie exterior de plástico. Trasmite una detonación a una velocidad de 6.000 a 7.000 [m/seg]. Se especifican según la cantidad de explosivo por unidad de longitud (1 a 40 gr/m). Cumple las funciones de conexión e INICIACIÓN

Detonadores corrientes Consisten en un cilindro o cápsula metálica (aluminio o cobre) de unos pocos centímetros de largo, que contiene en el fondo una pequeña carga (1 a 2 gr aproximadamente) compuesta por un explosivo primario (Ázida de Plomo) más un explosivo secundario (PETN). Cumplen sólo la función de INICIACIÓN, y se activan exclusiva-mente mediante una guía corriente que se inserta en la parte vacía de la cápsula, hasta tomar contacto con una pastilla de ignición de material inflamable. El ensamble se asegura apretando la cápsula con un alicates especial.


Detonadores eléctricos Instantáneos: consisten en una cápsula metálica que contiene en el fondo una carga similar a la indicada en el caso anterior. Esta carga se activa haciendo circular un pulso eléctrico por un elemento electro-pirotécnico conformado por un filamento inserto en una gota de material inflamable. De la cápsula salen al exterior dos cables conductores, que se van uniendo unos con otros hasta conformar así un circuito que se conecta finalmente a una fuente de energía eléctrica. Se activan con una intensidad de flujo eléctrico de 1 a 2 amperes; pero se fabrican también en una versión de alta intensidad (6 a 8 amperes) para uso en condiciones de riesgo ante posible presencia de corrientes exógenas inducidas por electricidad estática, radio-frecuencias, tormentas eléctricas, líneas de alta tensión u otras.

De retardo: es el mismo artefacto anterior, al cual se le interpone un elemento retardado!" entre la gota inflamable y la carga primaria. Consiste en un pequeño cilindro que contiene una mezcla de compuestos químicos que propaga una combustión. Variando la longitud de este elemento es posible obtener así detonadores con tiempos secuenciales de iniciación. Se fabrican en dos series:

• Retardo largo: imprimen un intervalo de tiempo de 0,5 segundos entre cada detonador de la serie.

• Retardo corto: imprimen un intervalo de tiempo de milésimas de segundo entre cada detonador de la serie.

Estos detonadores satisfacen las funciones de INICIACIÓN, CONEXIÓN y SECUENCIA


Detonadores no eléctricos Son los de más reciente invención y su desarrollo obedece a razones de seguridad, en el sentido de eliminar los riesgos inherentes al sistema de activación eléctrica. Sus funciones son similares a los detonadores eléctricos, pero difieren en la modalidad de activación. En este caso el detonador se activa mediante un tubo plástico que contiene una mezcla explosiva que trasmite una detonación de bajo poder por el interior del tubo, sin destruirlo, impidiendo la iniciación anticipada del explosivo. Se fabrican en las mismas series ya señaladas, que en sus versiones estándar se distinguen entre retardo largo con 0,5 segundos de intervalo y de retardo corto con milésimas de segundo de intervalo Estos detonadores cumplen sólo las funciones de iniciación y secuencia. Para conectarlos entre sí se utiliza una guía detonante normal.


Series de detonadores En la tabla siguiente se incluyen algunos ejemplos de series de detonadores No eléctricos, de retardo largo (LP) como también de retardo corto (MS), disponibles en el mercado.

RETARDO LARGO RETARDO CORTO

TEC HARSEIM (TECNEL)

ATLAS POWDER (BLASTMASTER)

DU PONT (MS DELAY)

C I L TEC HARSEIM (TECNEL)

N°

∆t [seg] Σt [seg] ∆t [seg] Σt [seg] ∆t [mseg]

Σt [mseg]

∆t [mseg]

Σt [mseg]

∆t [mseg]

Σt [mseg]

0 — 0,00 — 0,00 — 0 — 0 — 0

1 0,20 0,20 0,20 0,20 25 25 8 8 25 25 2 0,20 0,40 0,20 0,40 25 50 22 30 25 50 3 0,20 0,60 0,20 0,60 25 75 20 50 25 75 4 0,40 1,00 0,20 0,80 25 100 25 75 25 100 5 0,40 1,40 0,20 1,00 25 125 25 100 25 125 6 0,50 1,90 0,20 1,20 25 150 30 130 25 150 7 0,55 2,45 0,50 1,70 25 175 30 160 25 175 8 0,65 3,10 0,50 2,20 25 200 30 190 25 200 9 0,75 3,85 0,50 2,70 50 250 40 230 50 250

10 0,80 4,65 0,50 3,20 50 300 50 280 50 300 11 0,85 5,50 0,50 3,70 50 350 60 340 50 350 12 0,95 6,45 0,50 4,20 50 400 70 410 50 400 13 1,00 7,45 0,50 4,70 50 450 80 490 50 450 14 1,05 8,50 0,50 5,20 50 500 80 570 50 500 15 1,10 9,60 0,50 5,70 100 600 80 650 100 600 16 1,10 10,70 0,50 6,20 100 700 75 725 100 700 17 — — 0,50 6,70 100 800 75 800 100 800 18 — — 0,50 7,20 100 900 75 875 100 900 19 — — — — 100 1000 75 950 100 1000 20 — — — — — — 75 1025 100 1100 21 — — — — — — 100 1125 100 1200 22 — — — — — — 100 1225 100 1300 23 — — — — — — 125 1350 100 1400 24 — — — — — — 150 1500 100 1500 25 — — — — — — 175 1675 100 1600 26 — — — — — — 200 1875 100 1700 27 — — — — — — 200 2075 100 1800 28 — — — — — — 225 2300 — — 29 — — — — — — 250 2550 — — 30 — — — — — — 330 2880 — — 31 — — — — — — 330 3210 — —


Microconectores Es un dispositivo que permite intercalar un retardo de milésimas de segundo en una línea troncal de guía detonante que trasmite la detonación a un conjunto de tiros. Cumplen solamente la función de imprimir SECUENCIA. En su versión más simple (unidireccionales) se trata de un detonador "No eléctrico" de retardo corto (MS) al cual se le incorporan unos accesorios plásticos que facilitan la conexión con la guía detonante. En la figura se muestra una versión bidireccional, que consiste en una cápsula metálica, montada en un armazón de plástico, que contiene el elemento retardador.

Amplificadores Son artefactos explosivos de forma cilíndrica que se utilizan para amplificar o aumentar la energía de iniciación en presencia de explosivos insensibles a un detonador normal. El material explosivo es una mezcla de PETN y TNT conocida con el nombre de PENTOLITA, explosivo secundario de gran poder detonante. Su alta densidad (1,6 gr/cm3) y velocidad de detonación (7.000 m/seg) generan una gran presión de detonación (200 Kbar). Se fabrican en diferentes tamaños y calibres. Aquí en Chile los produce y comercializa ENAEX con el nombre de APD, sigla de alto poder detonante, en versiones que abarcan desde las unidades más pequeña de 150 gramos y 1 ½ pulgada de diámetro, hasta las más grandes de 900 gramos y 3 pulgadas de diámetro. Pueden ser activados por cualquier tipo de detonador, como asimismo por una guía detonante. Sólo cumplen la función de INICIACIÓN.


MODALIDADES DE INICIACIÓN La combinación correcta de estos artefactos y/o dispositivos permite iniciar una gran diversidad de tronaduras, desde las más simples hasta las de mayor complejidad. El problema es en lo esencial de orden práctico, y su solución depende en cada caso de las características específicas del tipo de excavación que se quiere realizar y del nivel de recursos técnicos y económicos disponibles en cada faena. El tratamiento del tema no se puede conceptualizar, una misma situación puede admitir diferentes soluciones dependiendo de las condiciones locales de cada faena. El único principio de validez general que se puede enunciar, es conectar estos elementos respetando una lógica o sentido común basado en el conocimiento de los componentes de cada uno de ellos y de las funciones que cumplen. Ante la imposibilidad de tratar en particular la gran variedad de situaciones que se presentan en la práctica, a continuación se describen algunos ejemplos de aplicación que se han seleccionado como los más representativos. GALERÍA O TÚNEL DE SECCIÓN PEQUEÑA (< 10 m2) Primera solución La solución más simple, utilizada en lo que se acostumbra a llamar minería artesanal, es la combinación de un detonador corriente con una guía corriente.

• EXPLOSIVO: por lo general sensible a un detonador. • INICIACIÓN: detonador corriente. • CONEXIÓN: no existe. • SECUENCIA: Según el orden de encendido de las guías, todas de la misma longitud. • ACTIVACIÓN: Encendido a fuego de cada uno de los tiros a través de la guía

corriente. Esta modalidad de iniciación sólo es aceptable, por razones de seguridad, cuando se trata de un número reducido de tiros


Segunda solución Consiste en incorporar una guía conectora al caso anterior, la cual recorre en un orden predeterminado el frente de avance uniendo los extremos de las guías corrientes que salen de los tiros.

• EXPLOSIVO: por lo general sensible a un detonador. • INICIACIÓN: detonador corriente. • CONEXIÓN: mediante la guía conectora más una cápsula especial o conectar. • SECUENCIA: queda dada por el orden de conexión de los tiros con la guía conectora. • ACTIVACIÓN: encendido a fuego a través de la guía conectora

Es una solución de bajo costo que ofrece condiciones aceptables de seguridad, y que se sigue aplicando incluso en faenas de alta productividad.

Tercera solución Detonadores eléctricos de retardo largo (LP), los cuales satisfacen tres de las funciones requeridas.

• INICIACIÓN: detonador eléctrico. • CONEXIÓN: se unen los cables eléctricos de los detonadores. • SECUENCIA: detonadores eléctricos de retardo largo (LP). • ACTIVACIÓN: fuente de energía eléctrica.


Solución segura y económica, aplicable cuando no existen riesgos de corrientes exógenas.

GALERÍA O TÚNEL DE SECCIÓN MEDIANA O GRANDE (> 10 m2) Primera solución Hoy en día la solución preferentemente más aceptada consiste en la utilización de detonadores "No eléctricos".

• EXPLOSIVO: en el ejemplo que se describe en las figuras se ha supuesto un explosivo sensible a un detonador. Si se trata de un explosivo insensible habría que agregar un amplificador (APD).

• INICIACIÓN: detonadores "No eléctricos" de retardo corto (MS) para los tiros centrales (rainura) y de retardo largo (LP) para el resto.

• CONEXIÓN: guía detonante, que recorre la frente uniendo todos los tiros. • SECUENCIA: la dan los detonadores según el número de serie correspondiente. • ACTIVACIÓN: por lo general se recurre a un DETONADOR ELÉCTRICO N° 0.

También se puede utilizar encendido a fuego con un detonador corriente más una guía corriente.


Segunda solución Si no existen riesgos de corrientes exógenas, se pueden utilizar también detonadores eléctricos - MS y LP, similarmente al caso anterior- como una alternativa segura y más económica, que satisfacen de modo integral las funciones de INICIACIÓN, CONEXIÓN y SECUENCIA.

TRONADURAS EN MINAS A CIELO ABIERTO Primera solución La solución más simple y de menor costo consiste en una combinación de guía detonante conjuntamente con microconectores.

• EXPLOSIVO: en las tronaduras en minas a cielo abierto se utilizan solamente explosivos insensibles a un detonador

• INICIACIÓN: guía detonante (10 a 20 gr/m) conjuntamente con amplificadores (APD), en cantidad y peso proporcional al diámetro de perforación y a la masa de la columna explosiva

• CONEXIÓN: troncal de guía detonante con ramificaciones que recorren los tiros según un orden pre-establecido.

• SECUENCIA: microconectores intercalados antes del primer tiro de cada una de las ramificaciones.

• ACTIVACIÓN: detonador eléctrico N° O adherido al extremo de la guía troncal mediante una cinta adhesiva.


Segunda solución Algunas aplicaciones requieren fraccionar la carga al interior de cada tiro para introducir así retardos en la columna explosiva, de modo de controlar el daño por vibraciones. La intensidad de la onda que se trasmite a la roca no depende de la cantidad total de explosivo tronado sino que de la cantidad de explosivo por retardo. Para lograr este efecto se utilizan detonadores "No eléctricos" (MS) al interior de los tiros conjuntamente con guía detonante y, si es necesario, también microconectores ubicados en superficie.

• INICIACIÓN: Un amplificador (APD) más un detonador "No eléctrico" de microrretardo (MS) en cada una de las cargas.

• CONEXIÓN: troncal de guía detonante con ramificaciones que recorren los tiros según el orden deseado.

• SECUENCIA: detonadores "No eléctricos" de microrretardo (MS) en cada una de las cargas.

• ACTIVACIÓN: detonador eléctrico N° 0 adherido al extremo de la guía troncal mediante una cinta adhesiva.


Tercera solución En faenas pequeñas y/o medianas, si no existen riesgos de corrientes exógenas, una solución de bajo costo es la utilización de detonadores eléctricos de microrretardo (MS), que satisfacen de modo integral las funciones de INICIACIÓN, CONEXIÓN y SECUENCIA. MINERÍA SUBTERRÁNEA: ARRANQUE CON TIROS RADIALES Hoy en día la solución de mayor aceptación consiste en el uso de detonadores "No eléctricos" de microrretardo (MS) conjuntamente con guía detonante.

• EXPLOSIVO: Por lo general se utilizan explosivos insensibles a un detonador N° 8. • INICIACIÓN: Un amplificador (APD) más un detonador "No eléctrico" de MlCRO-

RRETARDO (MS) en cada uno de los tiros. • CONEXIÓN: guía detonante que contornea cada abanico de tiros. • SECUENCIA: detonadores "No eléctricos" de microrretardo (MS) del mismo N° de

Serie en cada abanico. • ACTIVACIÓN: detonador eléctrico N° 0 adherido al extremo de la guía troncal

mediante una cinta adhesiva.



DISEÑO DE TRONADURAS

INTRODUCCIÓN Para fragmentar roca se requiere aplicar energía, la cual se obtiene -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 minera 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. Esta energía se consume en los siguientes procesos:

• Creación de nuevas superficies o fragmentación propiamente tal. • Deformaciones plásticas y/o fricción entre superficies. • 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 eficiencia con que ella se utiliza. Dicho de otra manera, se trata -en la medida de lo posible- de optimizar la relación entre la energía liberada por el explosivo con respecto a la energía requerida para obtener el grado de fragmentación o granulometría esperada. En suma, el diseño de una tronadura implica una comprensión de los fenómenos o mecanismos 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 desea 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. PRINCIPIOS DE FRAGMENTACIÓN Cuando se hace detonar una carga explosiva inserta en un sólido, la energía liberada se transfiere al medio que la rodea produciendo básicamente dos efectos:


• Un impacto muy violento provocado por la repentina aplicación de la Presión de Detonación (P2) 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 a alta presión y temperatura presentes en la cámara de explosión. Depende de los parámetros del Estado de Explosión.

DESCRIPCIÓN DEL FENÓMENO SUPOSICIÓN: La roca es un sólido continuo, homogéneo, isótropo y elástico. Primer caso Carga explosiva concentrada (esférica), inserta en un macizo rocoso infinitamente extendido. Se observa:

• Una primera aureola de roca triturada o pulverizada, inmediatamente vecina a la carga.

• Una segunda aureola intensamente fragmentada que se caracteriza por la presencia de fracturas entrecruzadas de cizalle.

• Más a la periferia, una zona donde se observan fracturas radiales, que se extiende desde 4 hasta 12 veces el diámetro de la carga.

• Finalmente, una zona donde no se observan fracturas, denominada zona sísmica.

Segundo caso Carga explosiva concentrada (esférica), inserta en un macizo rocoso con una cara libre en las cercanías.


Si la experiencia descrita anteriormente se realiza suponiendo cargas con igual cantidad de explosivo y para una misma combinación explosivo-roca, 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. MECANISMOS SIMPLES DE FRAGMENTACIÓN Modelo antiguo La fuerza de empuje de los gases induce fatigas de cizalle máximas en planos o elementos de superficie orientados en un ángulo de 45° con respecto a la dirección de la fuerza.


Modelo de Kumao Hino (Teoría de la Onda de Choque) La detonación de la carga explosiva genera una onda de compresión que se transfiere a la roca como un impacto de gran violencia. Tal impacto tritura la roca circundante vecina a la carga y luego se propaga por el sólido hasta alcanzar una eventual superficie libre, donde se refleja como onda de tracción. Como la resistencia a la tracción (St) de la roca es mucho menor que su resistencia a la compresión (Sc), se produce una fractura cuando la resultante de la onda reflejada supera la resistencia a la tracción de la roca.


Fracturas radiales La detonación de una carga esférica genera un pulso de fatiga (compresión) que se propaga en la roca circundante en todas direcciones, según un frente de onda esférico. En las cercanías de la carga los esfuerzos inducidos en el sólido son una fuerte fatiga de compresión en sentido radial conjuntamente con una moderada fatiga, también de compresión, en sentido lateral o tangencial, cuya relación -según la teoría de la elasticidad-está dada por la siguiente expresión:

Esta relación se modifica gradualmente debido a la propagación radial divergente del pulso de fatiga, que produce una expansión volumétrica del casquete esférico afectado por el paso de la onda. La fatiga radial decae en virtud de la ley de atenuación y la fatiga tangencial cambia de signo y se convierte en una fatiga de tracción progresivamente creciente. Al paso de la onda, el punto A se desplaza a la posición A', asimismo el punto B lo hace a la posición B’; vale decir, el arco AB se estira y la roca termina fracturándose radialmente por tracción.

Teoría de Melvin Cook Cook (1965) la denomina "Energy Theory of Fragmentaron". Postula que la fragmentación de la roca se produce por una superposición de tres mecanismos:

• Impacto de la onda de choque que tritura o pulveriza la roca en las vecindades de la carga.

• Reflexión de la onda de fatiga incidente (compresión) en una eventual superficie libre, según el modelo de K. Hiño.

• Estallido de la roca (rockbursting) ubicada en la zona intermedia, por efecto de una compresión masiva y la subsecuente distensión o descompresión repentina.


Según Cook, la mayor parte de la energía liberada por la reacción química se transfiere a la roca por efecto de la presión sostenida de los gases en la cámara de explosión. La masa de roca comprendida entre la carga y la cara libre almacena energía de deformación (strain energy). Luego, cuando la roca cede finalmente, debilitada por el pre-fracturamiento anterior, la presión de los gases en la cámara de explosión decae bruscamente, produciéndose una descompresión muy violenta. La energía de deformación se libera, dando lugar así al fenómeno denominado estallido de roca. Los factores que Melvin Cook identifica como relevantes en este proceso, son los siguientes:


COMENTARIOS Y CONCLUSIONES Las teorías o mecanismos de fragmentación de la roca analizados con anterioridad se refieren a modelos bastante simplificados de la realidad. Suponen una carga esférica única y asimilan la roca a un sólido continuo, homogéneo, isótropo y elástico. En tal sentido, estas teorías tienen más bien un valor académico-conceptual, y sólo permiten explicar algunas formas simples de fracturamiento, pero obviamente no dan cuenta de todos los fenómenos que ocurren en la realidad. No obstante, la mayoría de los autores coinciden -al menos cualitativamente- en algunos conceptos básicos del proceso, y sólo discrepan en la mayor o menor relevancia que le asignan a uno u otro de los mecanismos de ruptura descritos con anterioridad. En lo esencial, existe consenso en que el impacto de la onda de choque genera diversos tipos de fracturas, entre los cuales se reconocen los siguientes: trituración en las vecindades de la carga, fracturas entrecruzadas de cizalle, fracturas radiales de tracción en el entorno más alejado, y fracturas de tracción por reflexión de la onda de fatiga en una eventual cara libre cercana a la carga. Asimismo, se reconoce también la acción de los gases a alta presión almacenados en la cámara de explosión. Estos gases penetran en las fracturas radiales creadas previamente y las expanden, y su fuerza de empuje termina así removiendo todo el volumen de roca comprometido entre la carga explosiva y la cara libre. Cabe señalar, finalmente, que la mayor o menor presencia de los fenómenos descritos, depende en definitiva de las propiedades de la roca, en lo esencial de su rigidez (Módulo de Poisson) y de las características de sus estructuras pre-existentes.

CRITERIOS BÁSICOS DE DISEÑO CONSIDERACIONES PRELIMINARES En el punto anterior se analizaron algunos modelos y/o hipótesis que describen ciertos mecanismos simples de ruptura de la roca por efecto de la detonación de una carga


explosiva. Sin embargo, en la práctica minera la realidad es mucho más compleja; la roca es un sólido de origen natural, de propiedades cambiantes, y por lo tanto muy difícil de simular. En suma, para expresarlo en forma simple, las teorías y modelos enunciados no son suficientes para respaldar el diseño de una tronadura. Se recurre por lo tanto a metodologías empíricas o semiempíricas que se apoyan en diferentes aproximaciones al problema.

• Observación de los resultados de la práctica operacional o Intuición o Experiencia práctica o Aproximaciones sucesivas: pruebas y errores

• Investigaciones y ensayos o Intuición o Ensayos a escala de laboratorio : modelos analógicos o Ensayos a escala real: experiencias en terreno

• Modelamientos o Físico-matemáticos o Digitales

Cualquier metodología de diseño requiere previamente disponer de un conjunto de antecedentes, cuyo análisis -en una secuencia lógica-conduzca a la solución técnica y económicamente más adecuada.

• Primero, se deben conocer y evaluar las propiedades de la roca. • Segundo, en función de las propiedades de la roca se selecciona el explosivo a

utilizar, incorporando también al análisis las restricciones operacionales inherentes a la faena y/o al tipo de excavación.

• Finalmente, se procede al diseño propiamente tal, aplicando la metodología o formulismo que se estime conveniente, en función de los parámetros geométricos de la tronadura y de la granulometría esperada.

Propiedades de la roca

• Características físico-mecánicas: densidad; resistencias a la compresión, tracción y cizalle; módulos elásticos (Módulo de Young y Módulo Poisson); velocidad de propagación de las ondas de fatiga.

• Características geotécnicas: estratificación, sistemas de fracturas pre-existentes, frecuencia y orientación de las fracturas, condición de las fracturas.

Restricciones operacionales

• Granulometría esperada • Control de daño por vibraciones • Presencia de agua • Usos y costumbres de la faena

Características del explosivo

• Características rompedoras: densidad de cargío (∆), velocidad de detonación (D), presión de detonación (P2).

• Características energéticas: calor liberado por la reacción química (Q), volumen de gases (V), presión de los gases (Pb).


• Características prácticas: sensibilidad, fuerza o potencia relativa, resistencia al agua. Parámetros geométricos de la tronadura

• Diámetro de perforación (Ø) • Longitud de los tiros (L) • Longitud de la carga explosiva (l) • Distancia de la carga a la cara libre (Burden) • Espaciamiento entre los tiros (E) • Secuencia de salida y retardos entre cargas • Ubicación del artefacto iniciador • Acoplamiento entre el explosivo y la roca: relación entre el Ø de la columna explosiva

y el Ø de perforación CONFIGURACIONES BÁSICAS Para abordar el estudio del diseño de una tronadura es preciso distinguir entre dos configuraciones básicas:

• Voladuras tipo cráter: son aquellas donde la carga explosiva puede actuar solamente sobre una cara libre, infinitamente extendida. Esta configuración va asociada normalmente a lo que se denomina carga concentrada, entendiéndose por tal a una columna explosiva cuya longitud no excede a 6 veces el diámetro (Ø) de la carga. La condición anterior se basa en lo observado en la práctica, en el sentido que una carga cilíndrica de longitud [l < 6Ø] produce el mismo efecto que el de una carga esférica equivalente en cantidad. Si su longitud es mayor, los efectos ya no son los mismos.

• Voladuras tipo banco: se trata en este caso de una configuración en la cual el

explosivo puede actuar sobre dos caras libres, y se le asocia normalmente a una carga de geometría cilíndrica. Cabe señalar que este concepto no sólo se refiere a la situación de un banco normal o vertical (minería a cielo abierto) como el mostrado en la figura; también se aplica a bancos horizontales e invertidos, como es frecuente en las faenas subterráneas. En la mayoría de las aplicaciones la configuración tipo banco presenta un punto singular denominado empotramiento, que ofrece una mayor resistencia a la acción del explosivo. No obstante, en la práctica minera se dan también situaciones de voladuras tipo banco sin empotramiento.


DISEÑO VOLADURAS TIPO CRÁTER Se trata de estimar la cantidad de explosivo requerida para crear una cavidad o cráter de una profundidad dada del modo más eficiente posible. Dicho en otra forma, optimizar la relación entre el volumen de roca removida [m3] y la cantidad de explosivo utilizado [kg]. La solución de este problema se basa en lo que se denomina ley de similitud. Ley de similitud "Para una determinada combinación explosivo-roca, los efectos producidos por la detonación de cargas concentradas diferentes en cuanto a cantidad -comparando situaciones homologas- son geométricamente semejantes, y la razón de similitud para las magnitudes lineales está dada por la raíz cúbica de la cantidad de explosivo". Se entiende por situaciones homologas cuando los cráteres que se forman corresponden, por ejemplo, a los de máximo volumen, o cuando la distribución granulométrica del material fragmentado es equivalente.


Expresando este enunciado en forma analítica se puede escribir

y si se hace extensivo este resultado a un número "n" de cargas se tiene

Luego, generalizando la expresión anterior, se obtiene finalmente una fórmula muy simple que relaciona el burden (B) con la cantidad de carga (Q). Dicho en otra forma, dado un cierto burden a romper, se calcula la cantidad de explosivo requerida para tales efectos.

La constante "C" depende de las propiedades de la roca y de las características del explosivo. De este modo, la solución del problema pasa por la estimación o determinación de esta constante para cada combinación explosivo-roca. Para ello, se recurre a metodologías empíricas respaldadas por ensayos o pruebas de terreno. Metodología de C. Livingstone Su soporte es la descripción y análisis de los resultados de una experiencia que consiste en registrar el modo cómo evoluciona la formación del cráter en función de la profundidad de la carga (B).


• Strain energy range : más allá del burden crítico, la energía liberada por el explosivo

se consume principalmente en deformación de la roca (ondas sísmicas). • Shock-wave range : esta zona de la curva representa, según Livingstone, la presencia

de cráteres cuya profundidad no alcanza a la carga; vale decir, el mecanismo de fracturamiento por tracción descrito por K. Hiño : reflexión de la onda de fatiga incidente en la cara libre (slabbing).

• Fragmentation range: representa la formación de cráteres que alcanzan a la carga, pero de un volumen inferior al óptimo, de modo que el excedente de energía del explosivo se traduce en una mayor fragmentación de la roca.

• Air blast range: representa lo que se podría llamar un disparo al aire, donde la energía liberada por el explosivo se transfiere principalmente al aire en la forma de una onda expansiva.

A partir de la interpretación de esta fenomenología, Livingstone obtiene un conjunto de fórmulas empíricas que definen un procedimiento para estimar la constante "C" para una determinada combinación explosivo-roca. Simplificando bastante las cosas, postula que en la posición de burden crítico (Bc) se cumple la relación siguiente:

Introduciendo luego el concepto de razón de profundidad (∆), definido como la relación "B / Bc", para la situación de burden óptimo se puede escribir:

luego,

En suma, la fórmula anterior es una expresión de la Ley de Similitud, donde la constante "C" es igual a " ∆0 x E". Los valores de "∆0" y "E" se obtienen, para una determinada combinación explosivo-roca, mediante una serie de ensayos o pruebas, que consisten en medir el volumen del cráter que se forma al hacer detonar una misma cantidad de explosivo (Q) a diferentes profundidades (B).


Para cada combinación explosivo-roca se obtiene una curva diferente, y para generalizar los resultados -independizándolos de la cantidad de explosivo (Q) utilizada en el ensayo- se prefiere representar gráficamente la relación [V/Q] en función de la razón de profundidad [∆ = B/BC]. En la figura se muestran tales resultados para tres diferentes combinaciones explosivo-roca.

Los resultados obtenidos a partir de ensayos realizados y publicados por diversos autores, dan cuenta de los siguientes rangos de valores numéricos para las constantes "E" y " ∆0", cuando la cantidad de explosivo "Q" se expresa en [kg] y el burden "B" en [m]:

Los valores más bajos de "E" y a su vez más altos de " ∆0", corresponden a rocas de comportamiento dúctil o plástico (Módulo de Poisson alto). Lo contrario se observa en rocas duras o rígidas (Módulo de Poisson bajo). Así por ejemplo, en el caso de valores de " ∆0" cercanos a la unidad, el gráfico indica una ausencia del mecanismo de ruptura descrito por K. Hino (shock-wave range). Esto se interpreta en el sentido que en rocas blandas o dúctiles, la acción expansiva de los gases es la que predomina en el proceso de formación del cráter; en cambio en las rocas duras o rígidas, el efecto del impacto de la onda de choque adquiere mayor relevancia. En suma, los valores de Ε y ∆0 son un buen indicador para seleccionar el explosivo más adecuado en función de la propiedades de la roca. Dicho en otra forma, en principio, para rocas duras o rígidas se deberán privilegiar las características rompedoras del explosivo; por el contrario, en rocas blandas o dúctiles, es preferible privilegiar sus características energéticas.


DISEÑO VOLADURAS TIPO BANCO Las tronaduras con una configuración tipo banco se definen en general como aquellas donde la carga explosiva puede interactuar con respecto a dos caras libres. La situación convencional es la que se observa en las explotaciones a rajo abierto, con los bancos dispuestos en una posición normal, una carga de geometría cilíndrica y con un punto singular en el pié del banco que se denomina empotramiento. No obstante, en minería subterránea se presentan también situaciones con bancos horizontales o invertidos, como asimismo bancos sin empotramiento (Fig. 3.9).

A partir de los años 50 se han propuesto diversas fórmulas y/o metodologías para el diseño de estas tronaduras. La más consistente es la metodología desarrollada por el profesor Ulf Langefors de Suecia y posteriorrmente por Langefors y Kihlstrom (1963), cuya confiabilidad está respaldada por una larga serie de investigaciones y experiencias, tanto a escala real como también de ensayos a escala de 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.


Metodología de U. Langefors A) 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:

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 parámetros geométricos:

Si el diseño se circunscribe a un solo tiro, se puede excluir por ahora el parámetro E, espaciamiento entre los tiros (Fig. 3.10). Luego:

Por otra parte, la cantidad de explosivo (Q) por tiro es función del diámetro de perforación (Ø) y de la longitud de la carga (h). Esto significa que uno de estos parámetros se puede expresar en función de los otros dos; vale decir, se puede excluir también del análisis -por ahora- el diámetro de perforación (Ø). O sea:


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 finalmente:

o lo que es lo mismo:

Siendo "f" una función positiva del burden "B", se puede escribir:

Si se considera ahora la cantidad de explosivo “q” por unidad de longitud de carga [kg/m], se tiene:

Langefors de sus ensayos y experiencias concluye que los valores de los K1 (i > 4) tienden a cero, y postula finalmente que la cantidad de explosivo "Q" necesaria para un tiro queda determinada por la siguiente expresión:


donde las constantes "Ki" son función de la geometría de la tronadura y, más específicamente, de la relación entre "H/B" y "h/B".

Adicionalmente, Lagefors le asigna a estas constantes un significado físico:

B) Estudio de casos Tal como se explicó previamente, las constantes "K i" son función de la geometría de la tronadura, y para su estimación mediante ensayos se requiere definir previamente dicha geometría. Langefors identifica, para resolver el problema de diseño de una tronadura tipo banco, dos configuraciones o casos. Caso (a) Se trata de un banco normal de una altura (H) igual al burden (B) con una carga concentrada (Q0) ubicada en el fondo del tiro (Fig. 3.11). Luego:

Dicho en otra forma, las constantes "ai" son casos especiales de los "Ki" para una determinada configuración geométrica: H/B = 1 y h/B = 0.


A partir de una larga serie de experiencias a diferentes escalas, con una combinación dada explosivo-roca, Langefors determinó estas constantes obteniendo los siguientes resultados:

Para la configuración que se analiza, el volumen de roca removido es función del burden (B) y, más precisamente, es proporcional a la tercera potencia de "B", vale decir:

donde "C" tiene un valor aproximadamente igual a la unidad (C≈1) según los ensayos realizados por Langefors. De lo anterior se puede estimar el consumo específico de explosivo [gr/m3] para esta configuración particular, el cual queda dado por la siguiente relación:

Los ensayos o pruebas realizados por Langefors se enmarcan en un escenario referido a los requerimientos mínimos de energía (explosivo) para fragmentar o remover el volumen de roca comprometido por la tronadura, sin mayores exigencias en cuanto a la granulometría del producto. En este sentido, simplificando mucho las cosas, cabe explicar que tales experiencias consistían en determinar -para cada una de las escalas del ensayo- la cantidad de explosivo (Q) necesaria para fragmentar la roca con el menor desplazamiento posible del centro de gravedad del volumen de material arrancado. En este orden de cosas, se puede concluir que el umbral mínimo en cuanto a cantidad de explosivo requerida en tales condiciones, para un burden (B) comprendido entre 1 y 10 metros -rango que abarca la inmensa mayoría de los casos observados en la práctica minera- se mantiene sensiblemente constante en una cifra del orden de los 400 [gr/m3]. Si se requiere un producto de granulometría más fina, se debe considerar en el diseño un factor de carga superior al indicado. Es preciso recordar, no obstante, que estos resultados se refieren a una determinada combinación explosivo-roca. Específicamente, el explosivo utilizado por Langefors en sus experiencias es un Amón Gelatina conocida en Suecia con la sigla LFB, cuyas características


ya fueron indicadas anteriormente. En cuanto a la roca, se trata de un granito muy homogéneo de gran presencia en Suecia. Caso (b) Aquí se trata de un banco sin empotramiento (H ∞) y de una carga de geometría cilíndrica de longitud igual al burden. (Fig. 3.12). Luego, se puede escribir:

Expresado en forma analítica, las constantes "bi" son casos especiales de los "Ki” para una configuración geométrica definida por H/B ∞ y h/B =1:

Siguiendo un procedimiento similar al anterior, ensayos a diferentes escalas para la misma combinación explosivo-roca ya señalada, los valores obtenidos por Langefors se resumen en lo siguiente:

El resultado anterior indica que la cantidad de explosivo (Q), expresada en [kg/m3], requerida para romper la parte superior del banco, es bastante menor que la requerida para el pié del banco. Caso (c) Este caso corresponde a la configuración real que se presenta más comúnmente en la práctica minera: banco normal con empotramiento. Langefors resuelve esta situación mediante la superposición de los dos casos anteriores (Fig. 3.13, izquierda), donde la carga concentrada (Q0) debe ser repartida como carga de fondo (Qf) en una altura de columna igual


al burden (B) más una pasadura (J) igual 0,3 B. Al resto de la columna le denomina carga superior (Qs), asignándole al taco (T) una longitud igual al burden (Fig. 3.13, derecha).

No obstante, como ya fue explicado anteriormente, una carga cilíndrica de longitud h > 6 Ø no produce el mismo efecto que el de una carga concentrada. Para corregir esta diferencia, Langefors realizó una serie de experiencias que le permitieron correlacionar los efectos producidos por ambas cargas, cuyos resultados se muestran en el gráfico (Fig. 3.14).

Observando el gráfico se concluye que una carga cilíndrica (Qc) de longitud menor o igual a 0.3 B produce el mismo efecto que el de una carga concentrada (Q0) con una cantidad de explosivo equivalente. Si su longitud es mayor, los efectos ya no son los mismos. De este modo, se puede establecer la siguiente relación entre las dos situaciones mostradas en la figura 3.13:


En resumen, una carga cilíndrica (Qc) de longitud igual a 1.3B produce el mismo efecto o reemplaza a una carga concentrada (Q0) que contiene una cantidad de explosivo equivalente a 0.9Bqf [kg]. Luego, se puede escribir:

La fórmula anterior permite resolver el problema en cuanto a la cantidad de explosivo por metro [kg/m] que es necesario colocar en el fondo del tiro (qf) para romper un burden (B). Por otra parte, "qf" es función del diámetro de perforación (Ø), parámetro que se define previamente en etapas anteriores del proyecto. En suma, el problema se resuelve en el sentido inverso; vale decir, dado "0" y el explosivo a utilizar o, lo que es lo mismo, dado "qf", se despeja el burden (B) correspondiente. La resolución de esta fórmula no resulta trivial, de modo que para simplificar las cosas se recurre a la siguiente aproximación:

donde la constante de mayor gravitación a3 (0,35 kg/m3) -correspondiente al término centrales reemplazada por a'3, tomando en cuenta que los otros dos términos ("a2" y "a4") tienen mucho menor incidencia. A esta constante se le asigna un valor equivalente a 0,4 [kg/m3], cantidad de explosivo mínima necesaria para romper la parte inferior del banco, según lo consignado anteriormente. Asimismo, simplificando también un poco las cosas, la carga superior (Qs) puede ser estimada a partir de:


La presencia o no de carga superior (Qs) depende de la altura del banco (H), pudiéndose presentar las siguientes situaciones:

C) Corrección por espaciamiento entre los tiros Los resultados obtenidos hasta ahora se refieren a una tronadura que contempla un solo tiro, situación que no se da en la práctica. Una tronadura con una configuración tipo banco involucra un conjunto numeroso de tiros distribuidos en varias hileras, donde el burden (B) corresponde a la distancia entre hileras y el espaciamiento (E) a la distancia entre dos tiros contiguos de una misma hilera (Fig. 3.15).

El espaciamiento (E) se acostumbra expresarlo en función del burden (B) o, más específicamente, como una relación entre "E" y "B" (E/B). Así, se tiene:


En síntesis, el criterio que se aplica para introducir este parámetro en la fórmula es mantener constante la cantidad de explosivo por unidad de volumen de roca a remover [kg/m3]. Luego, se debe cumplir:

D) Corrección por explosivo Como ya fue señalado, en sus ensayos Langefors utilizó una dinamita sueca (Amón Gelatina) conocida en ese país con la sigla LFB. La aplicación de su formulismo requiere por lo tanto introducir un factor de corrección (FC) que homologue al explosivo que uno desea utilizar con la dinamita LFB. Planteado en forma analítica se puede escribir:

En relación al concepto de fuerza o potencia utilizado para comparar los explosivos entre sí, tal como se comentara en el acápite correspondiente a Características Prácticas de los Explosivos, este problema no es trivial. Langefors propone una fórmula empírica para hacer esta comparación, definiendo un factor que llama Potencia Relativa (S), que sólo toma en cuenta las características energéticas de los explosivos:

Por otra parte, existen otros criterios o fórmulas que consideran solamente las características rompedoras de los explosivos; por ejemplo, el conocido como Poder Rompedor Relativo (PRR):


En este orden de cosas, la estimación de un factor de corrección (FC) es un problema que puede aceptar diferentes aproximaciones, que pasan por un análisis cuidadoso de las propiedades de la roca y de las características de los explosivos posibles de utilizar. No existen recetas; pero en términos generales, si se trata de rocas duras, rígidas y frágiles -Módulo de Poisson ( p, ) bajo- habrá que privilegiar las características rompedoras del explosivo. Por el contrario, si se está en presencia de rocas dúctiles de un comportamiento más bien plástico -Módulo de Poisson alto- habrá que apuntar a sus características energéticas. Pero las cosas en la realidad no son tan simples obviamente; entre ambos extremos, en la práctica minera se puede observar un amplio espectro de situaciones, lo que obscurece aún más el análisis. En suma, simplificando bastante las cosas, al menos conceptualmente el problema puede plantearse en los siguientes términos:

donde "m" y "n" son ponderadores que dependen de las propiedades de la roca y pueden tomar valores comprendidos entre O y 1, siempre que satisfagan la condición [m + n = 1]. Las características del explosivo de referencia en este caso (Amón Gelatina LFB) son las que se indican a continuación:

E) Fórmula final Introduciendo en la fórmula inicial esta última corrección, se puede escribir la siguiente expresión:


Luego, igualando ambas expresiones y despejando el burden "B", se obtiene finalmente :

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 (Ø), en función de la dureza de la roca y de la densidad del explosivo utilizado.

La constante "KB" depende de la combinación explosivo-roca y los valores propuestos por Ash se resumen en el siguiente cuadro:


Los demás parámetros geométricos quedan determinados por su relación con el burden, según los rangos observados por Ash en la práctica minera.

Esta metodología goza de bastante popularidad por su simpleza. No obstante, cabe señalar que sólo es aplicable al diseño de tronaduras en minas a rajo abierto.


GENERALIDADES ACERCA DEL MANEJO DE MINERALES

Introducción La etapa de carguío y transporte corresponde a la extracción y desplazamiento del material previamente fragmentado de la frente de trabajo. Este material puede ser:

• Mineral que será tratado en la planta.

• Mineral de baja ley que será depositado en stock para su posterior tratamiento.

• Lastre que se está removiendo para acceder al mineral (durante desarrollos, por ejemplo).

• En algunos casos, el material es directamente el producto comercial (carbón, fosfatos,

minerales industriales). Existe una serie de propiedades físicas que son relevantes para el manejo de materiales:

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

El carguío y transporte queda definido por el requerimiento de producción, dado por el plan minero (ton/año).


Distintas combinaciones de equipos y secuencias de operación pueden satisfacer el requerimiento de producción. Los principales factores en la definición de los equipos para realizar esta labor son:

• Capacidad de los equipos • Tiempo requerido para completar un ciclo de operación

Definiciones

• Producción: Volumen o peso total de material que debe manejarse en una operación específica. Puede referirse tanto al mineral con valor económico que se extrae, como al estéril que debe ser removido para acceder al primero. A menudo, la producción de mineral se define en unidades de peso, mientras que el movimiento de estéril se expresa en volumen.

• Tasa de producción: Corresponde al volumen o peso de producción teórico por

unidad de tiempo de un equipo determinado. Generalmente se expresa en términos de producción por hora, pero puede también utilizarse la tasa por turno o día.

• Productividad: La producción real por unidad de tiempo, cuando todas las

consideraciones de eficiencia y administración han sido consideradas. También puede llamarse tasa neta de producción, o tasa de producción por unidad de trabajo y tiempo (por ejemplo, toneladas/hombre turno).

• Eficiencia: El porcentaje de la tasa de producción estimada que es efectivamente

utilizado por el equipo. Reducciones en la tasa de producción pueden deberse al equipo mismo, o condiciones del personal o del trabajo. El factor de eficiencia puede expresarse como el número de minutos promedio que se trabajan a producción máxima en una hora dividido por 60 minutos.

• Disponibilidad: La porción del tiempo de operación programado que un equipo está

mecánicamente preparado para trabajar.

• Utilización: La porción del tiempo disponible que el equipo realmente está trabajando.

• Capacidad: Se refiere al volumen de material que una unidad de carguío o transporte puede contener en un momento dado (por ejemplo, el volumen del balde de una pala o de la tolva de un camión). La capacidad se puede expresar de dos maneras:

o Capacidad rasa: El volumen de material en una unidad de carguío o transporte

cuando es llenado hasta el tope, pero sin material sobre los lados o llevado en algún accesorio externo como los dientes del balde.

o Capacidad colmada: Máximo volumen de material que una unidad de carguío

o transporte puede manejar cuando el material es acumulado sobre los lados del contenedor. Mientras que la capacidad rasa es una constante para un equipo dado, la capacidad colmada depende del material transportado y de sus propiedades (tamaño de granos, ángulo de reposo, etc.).


• Capacidad nominal (de fábrica): capacidad de un determinado equipo, en términos

del peso máximo que puede manejar. La mayoría de los equipos están diseñados para movilizar un determinado peso, en lugar de un volumen máximo. Por lo tanto, el volumen de material manejado dependerá de la densidad del material, y variará con la densidad para un mismo equipo, mientras que el peso máximo es constante y es una función de la resistencia de los componentes del equipo.

• Factor de esponjamiento: El incremento fraccional del volumen del material que

ocurre cuando está fragmentado y ha sido sacado de su estado natural (volumen in situ) y depositado en un sitio no confinado (volumen no confinado). Puede expresarse como una fracción decimal o como un porcentaje.

• Factor de llenado de balde: Un ajuste de la capacidad de llenado del balde de

equipos de carguío. Se expresa generalmente como una fracción decimal y corrige la capacidad del balde al volumen que realmente puede mover, dependiendo de las características del material y su ángulo de reposo, y la habilidad del operador del equipo para efectuar la maniobra de llenado del balde.

• Ciclo: Al igual como la explotación de minas se describe generalmente como un ciclo

de operaciones unitarias, cada operación unitaria tiene también una naturaleza cíclica. Las operaciones unitarias de carguío y transporte pueden dividirse en una rotación ordenada de pasos o suboperaciones. Por ejemplo, los componentes más comunes de un ciclo de carguío con unidad discreta son: cargar, transportar, botar y regresar. Desde el punto de vista de selección de equipos o planificación de la producción, la duración de cada componente es de primordial importancia. La suma de los tiempos considerados para completar un ciclo corresponde al tiempo del ciclo.

El objetivo del proceso de selección de equipos para manejo de materiales es bastante sencillo: se trata de seleccionar un equipo o una combinación de equipos que sea capaz de mover un volumen específico de material sobre una distancia conocida en un determinado periodo de tiempo.


PROCESO DE SELECCIÓN DE EQUIPOS

Caso General: Los pasos básicos de selección de equipos de carguío y transporte son los siguientes:

1. Determinar la producción requerida. Los requerimientos de producción totales pueden verse afectados por una serie de factores externos al proyecto. Estos pueden incluir proyecciones de ventas, contratos, cantidad de reservas disponibles y otras operaciones de la compañía. En base a estos antecedentes se debe definir la cantidad total de mineral a producir. Requerimientos de producción se establecen, generalmente, para periodos de un año. La producción total anual debe entonces convertirse en tasas de producción diaria u horaria para cada operación. La tasa de producción de ciertas operaciones unitarias se verá afectada por variables como el porcentaje de recuperación, ley del mineral y razón de sobrecarga. Por ejemplo, en la medida que la razón de sobrecarga aumenta en una mina de carbón, la remoción de la sobrecarga debe aumentar proporcionalmente de manera de asegurar una producción constante de mineral. Por lo tanto, las tasas de producción de carguío y transporte deben considerar el mineral de interés, así como el estéril que es necesario remover para acceder a dicho mineral.

2. Determinar alcance o recorridos de transporte. Equipos de base fija cargan en un punto y luego rotan en torno a su centro para descargar en otro punto. La máxima distancia horizontal sobre la cual un equipo puede cargar o botar el material se define como su alcance. La geometría del depósito a excavar es el factor primario para determinar el alcance requerido por el equipo. Los recorridos de transporte se refieren a las distancias y pendientes que deben recorrer equipos móviles. Tanto para las unidades de transporte como para aquellas que combinan el carguío con el transporte, hay cierta distancia que debe ser recorrida para llegar al punto de descarga. Sin embargo, esta distancia no es necesariamente una línea recta. En el caso de una mina subterránea, la configuración espacial de las excavaciones determinará la distancia total a recorrer, aunque esto también puede


verse afectado por factores tales como la ventilación y la disponibilidad de energía eléctrica, mientras que en una mina a cielo abierto, la principal consideración es la topografía. Los límites de la propiedad y el derecho a vía legal pueden también afectar estas distancias.

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

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

tasa de producción = capacidad x (no. de ciclos / unidad de tiempo)

Cuando se han considerado todos los factores de eficiencia:

productividad = tasa de producción x factores de eficiencia

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

5. Iterar para mejorar la productividad. El tipo de maquinaria considerado en el punto 3 puede no ser el adecuado y tras el cálculo de la capacidad requerida, puede ser necesario utilizar un tipo de maquinaria diferente. Al seleccionar un tipo diferente de equipos, los tiempos de ciclo deben ser re-estimados así como las capacidades y factores de eficiencia. El cálculo de la capacidad debe ser refinada nuevamente para determinar si el equipamiento propuesto puede satisfacerla. Varias iteraciones pueden ser necesarias antes de encontrar una solución satisfactoria. Sin embargo, puede haber más de una solución al problema de carguío y transporte. Sabiendo que la tasa de producción es


directamente proporcional a la capacidad e inversamente proporcional al tiempo de ciclo de la maquinaria seleccionada, el ingeniero puede hacer varias iteraciones de manera de definir un número de flotas de carguío y transporte para hacer comparaciones de costos.

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

7. Iterar para reducir costos de capital y de operación.

La fase técnica del proceso de selección identificará cierto número de sistemas alternativos de carguío y transporte. Una comparación de costos debe realizarse, que considere el costo de capital, costo de operación y la vida de los equipos en años. Adicionalmente al análisis económico tradicional de ingeniería, se pueden realizar simulaciones de los distintos sistemas de carguío y transporte, lo que permiten verificar algunas de las hipótesis que se asumieron para su selección. Además, estos sistemas permiten a menudo identificar alternativas a las definidas por medio del sistema de selección determinista planteado anteriormente. Determinación de la Producción Requerida: Existen varias fórmulas empíricas para determinar el ritmo óptimo de producción anual (en ton/año) o bien la vida óptima de la mina (en años) de una explotación, tanto a cielo abierto, como subterránea. La primera fórmula empírica denominada Regla de Taylor (1976) propone una vida óptima de explotación calculada como:

VOE (años) = 6.5 x (Reservas (millones de ton))0.25 x (1 ± 0.2)

Equivalentemente, se puede calcular el ritmo óptimo de producción como:


ROP (ton/año) = 0.15 x (Reservas (millones de ton))0.75 x (1 ± 0.2)

Por ejemplo, para un depósito con reservas de 100 millones de toneladas, la VOE sería entre 16.44 y 24.66 años, dependiendo del factor que fluctúa entre 0.8 y 1.2. Utilizando la fórmula para el ROP, calculamos una producción anual entre 3.79 y 5.69 millones de ton/año. Alternativamente, se pueden calcular las producciones dividiendo las reservas totales por el número de años, lo que da una producción anual entre 4.05 y 6.08 millones de toneladas, bastante bien aproximado por la fórmula de ROP antes mencionada. Otros autores han propuesto fórmulas diferentes para minas a cielo abierto y para minas subterráneas. Por ejemplo, Mackenzie (1982) propone los siguientes ritmos óptimos de explotación: Minería Subterránea: (hasta 6 millones de ton/año)

ROP (ton/año) = 4.22 x (Reservas (millones de ton))0.756

Minería a Rajo Abierto: (hasta 60 millones de ton/año)

ROP (ton/año) = 5.63 x (Reservas (millones de ton))0.756

Otras fórmulas han sido entregadas en base a antecedentes recopilados en una gran cantidad de proyectos mineros, entregando las siguientes Vidas Óptimas de Explotación para distintos metales: Cobre: VOE (años) = 5.35 x (Reservas (millones de ton))0.273 Oro: VOE (años) = 5.08 x (Reservas (millones de ton))0.31 Plomo–Zinc: VOE (años) = 7.61 x (Reservas (millones de ton))0.276 Una aproximación alternativa propuesta por López Jimeno (1988) considera también la ley media equivalente del depósito:

VOE (años) = 4.77 x Ley equivalente (%Cu)0.1 x (Reservas (millones de ton))0.3

Estas fórmulas pueden usarse, pero debe tenerse en consideración que los ritmos de producción cambiarán en función de la ley media, sobrecarga a remover, recuperaciones


metalúrgicas y leyes de concentrados, además de otras consideraciones técnicas del depósito, inversiones requeridas y factores sociopolíticos externos. Determinación de alcances o recorridos de transporte: Los recorridos de transporte cambian en la medida que se desarrolla la explotación. En la práctica, se diseñan y calculan perfiles de transporte, donde se indican las distancias, pendientes y condiciones de operación de los recorridos de transporte. Los tiempos estimados de transporte para dichos perfiles se calculan en base a consideraciones técnicas del equipo de transporte, o bien en base a mediciones empíricas (hechas en terreno). El conocimiento de los perfiles de transporte permitirá, como se verá en las secciones siguientes, el cálculo de la productividad y de los ciclos de carguío y transporte, y su optimización.

CLASIFICACIÓN DE EQUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE

Los equipos se clasifican según la función que pueden satisfacer. Es así como se distingue entre equipos de carguío, equipos de transporte y equipos mixtos. Los primeros realizan principalmente la labor de carga del material desde la frente de trabajo hacia un equipo de transporte que llevará el material a un determinado destino (planta, botadero, stock). Alternativamente, estos equipos de carguío pueden depositar directamente el material removido en un punto definido. Este es el caso de las dragadoras en minería de carbón, donde el equipo remueve la sobrecarga y la utiliza para construir la superficie sobre la cual se emplazará en un futuro cercano. Los equipos de carguío pueden separarse a su vez en unidades discretas de carguío, como es el caso de palas y cargadores, o bien, como equipos de carguío de flujo continuo, como es el caso de excavadores de balde que realizan una operación continua de extracción de material. Otra forma de diferenciar los equipos de carguío considera si éstos se desplazan o no, por lo que se distingue entre equipos sin acarreo (en general su base no se desplaza en cada operación de carguío) y equipos con acarreo mínimo (pueden desplazarse cortas distancias). Los equipos de transporte tienen por principal función desplazar el material extraído por el equipo de carguío hacia un punto de destino definido por el plan minero. Pueden tener un camino fijo como es el caso de trenes que requieren el tendido de líneas férreas, o bien


pueden desplazarse libremente por cualquier camino, como es el caso de los camiones. Además, se pueden dividir en unidades discretas, como es el caso de camiones y trenes, o equipos de transporte de flujo continuo. En esta última categoría califican las correas transportadoras, las que pueden trasladar material de granulometría bastante gruesa dentro de la mina. Finalmente, se pueden definir los equipos mixtos, que pueden realizar en una sola operación el carguío y transporte del material. El equipo de mayor interés en esta categoría corresponde al LHD, que es una pala de bajo perfil para minería subterránea, que tiene autonomía para realizar eficientemente traslados de hasta 300 metros de material.

CONCEPTOS DE DESGLOSE DEL TIEMPO

Algunos conceptos de desglose de tiempo importantes para calcular las productividades de los equipos en cada una de las operaciones unitarias son:

• Tiempo nominal: corresponde al tiempo total considerado en el periodo de producción. Por ejemplo, el tiempo nominal en un turno es la duración del mismo (8 o 12 horas).

• Tiempo disponible: corresponde a la fracción del tiempo nominal en que el equipo está

disponible para ser operado, es decir, se debe descontar al tiempo nominal todos aquellos tiempos en que el equipo esté sujeto a mantenimiento y reparaciones.

Tdisponible = Tnominal – Tmant&rep

• Tiempo operativo: corresponde al tiempo en que el equipo está entregado a su operador y en condiciones de realizar la labor programada. Este tiempo se divide en:

o Tiempo efectivo: corresponde al tiempo en que el equipo está desarrollando sin

inconvenientes la labor programada.

o Tiempo de pérdidas operacionales: corresponde al tiempo en que el equipo, estando operativo, realiza otras labores, tales como traslados, esperas de equipo complementario, etc.


• Tiempo de reserva: corresponde al tiempo en que el equipo, estando en condiciones

de realizar la labor productiva, no es utilizado, ya sea porque no hay un operador disponible, o bien, simplemente porque no se ha considerado su operación en los programas de producción para el período actual.

Tdisponible = Toperativo + Treserva = Tefectivo + Tpérdidas + Treserva

La clasificación de equipos de carguío se presenta en la Tabla 1.

Sin acarreo Acarreo mínimo Unidad Discreta

• Pala eléctrica • Retroexcavadora • Pala hidráulica • Pala neumática

• Cargador frontal • LHD

Flujo Continuo • Excavador de baldes • Dragadora

Tabla 1: Principales equipos de carguío y su clasificación.


EQUIPOS DE CARGUÍO

Tal como se señaló antes, estos equipos se clasifican según si consideran o no acarreo del material. Descripción de equipos de carguío sin acarreo Entre los equipos de este tipo están: palas mineras, retroexcavadoras, excavadoras hidráulicas y pequeñas palas neumáticas.

Palas (eléctricas o de cables) Se utilizan principalmente en mediana y gran minería a cielo abierto. Tienen un bajo costo por unidad de producción y pueden manejar grandes volúmenes. Cada modelo puede combinarse con varios modelos de camiones, lo que les otorga cierta flexibilidad. Son equipos caros y críticos en la producción que requieren de mantenimiento preventivo para evitar interrupciones en la producción. Tienen poca movilidad para trabajar en varias frentes al mismo tiempo. Para una misma producción, la energía eléctrica que consumen estos equipos resulta más económica que el consumo de combustible de una pala hidráulica. Sin embargo, el costo de inversión requerido es considerablemente mayor en el caso de una pala eléctrica. Algunos modelos de palas P&H y los pesos máximos que pueden manejar se presentan en la Figura 1

Figura 1: Modelos y capacidades de palas eléctricas. Se incluye además, el número de

pases necesarios para cargar ciertos modelos de camiones.


Adicionalmente, se entregan los rangos de capacidades (en volumen) de los baldes disponibles para cada modelo, en la Figura 2. El diseño de estas palas requiere alta estabilidad y seguridad para el operador, el cual se ubica en frente de la pala, con una amplia visión de la frente de trabajo, pero a una distancia que permite que no exista el riesgo de ser alcanzado por desprendimientos de la frente de trabajo.

Figura 2: Capacidades y rango de volúmenes de los baldes disponibles para distintos

modelos de palas eléctricas. La Figura 3 muestra una pala de cable cargando un camión.

Figura 3: Pala de cable cargando camión.

Bucyrus también ofrece palas de cable. Las capacidades de estos equipos pueden verse en la Tabla 2.


Modelo o serie

Capacidad nominal ton (tc)

Capacidades de balde m3 (yd3)

Peso en operación kg (lbs) Largo de brazo m (ft)

795 122.5 (135) Depende del material a mover

595 91 (100) 24.5 a 64.3 (32 a 84)

495 Series 100 (110) hasta 109 (120)

30.6 a 61.2 (40 a 80)

395 Series 26.7 a 53.5 (35 a 70)

1.040.000 (2.288.000) 19.5 (64)

295 Series 18.48 a 39.27 (24 a 51)

724.100 (1.593.000) 18.0 (59)

195 9.2 a 23.9 (12 a 31)

386.800 (851.000) 14 (46)

182 5.7 a 17.6 (8 a 23)

330.448 (728.500) 12.24 (40 2)

Tabla 2: Modelos, capacidades y largos de brazo de palas de cable Bucyrus.

Retroexcavadoras

Se utilizan principalmente en canteras y en algunos casos en pequeña y mediana minería no metálica. Permiten el manejo de producciones pequeñas. Pueden estar montadas sobre neumáticos u orugas. Las capacidades de los baldes alcanzan 4 yd3, con motores de hasta 400 HP. A continuación (Tabla 3 y Tabla 4) se muestran detalles técnicos de palas Liebherr y Caterpillar.

Figura 4: Retroexcavadora cargando camión.


Tabla 3: Capacidades y potencia de palas retroexcavadoras Liehberr.

Tabla 4: Potencias y alcances de palas retroexcavadoras Caterpillar.


Pala hidráulica

Estas palas presentan una mejor movilidad que las palas de cable, aunque no están diseñadas para cambiar de posición de manera frecuente. Con una menor inversión y un costo operacional levemente más alto que en el caso de las palas eléctricas, las palas hidráulicas poseen un rango de capacidades de balde menores (hasta 30 yd3). La cuchara de la pala puede estar instalada de manera frontal o inversa (como una retroexcavadora). El alcance del brazo de la pala durante su operación se muestra en la Figura 6. Además se especifican algunos otros modelos de palas Demag en la Tabla 5.

Figura 6: Alcance de brazo en operación de pala hidráulica.

Figura 5: dos palas hidráulicas en operación.


Modelo Capacidad m3/yd3 Ancho Peso ton/lbs Densidad de material ton/m3 / lbs/yd3

H 485 S 33 / 44 5.5 m / 18‘ 50 / 110000 1.8 / 3050 H 285 S 19 / 25 4.5 m / 14‘ 9” 30 / 66000 1.8 / 3050 H 185 S 14 / 18.5 4.1 m / 13‘ 5” 19.1 / 42100 1.8 / 3050 H 135 S 10.4 / 13.6 3.6 m / 11‘ 2” 12.71 / 28025 1.8 / 3050

Tabla 5: Modelos y especificaciones de palas Demag. Como se mencionaba anteriormente, estos equipos también pueden trabajar como una retroexcavadora (Figura 7). El balde, con un diseño diferente, se monta en el brazo. Se produce un leve cambio en las capacidades de carga.

Figura 7: Operación de pala hidráulica como retroexcavadora.

Pala neumática Las palas autocargadoras son pequeños equipos montados sobre llantas metálicas o neumáticos que permiten el carguío de material en vagones de tren que se ubican inmediatamente tras la pala. La pala recoge el material de la frente de trabajo y lo vuelca hacia atrás del mismo, tras pasarlo por sobre el equipo. Estos equipos suelen ser alimentados por energía neumática y han ido cayendo en la obsolescencia. El sistema de transporte que naturalmente está asociado a este equipo de carguío es el tren.


Cálculo de productividad de equipos de carguío sin acarreo La productividad de equipos de este tipo se calcula de la siguiente forma: (1) Capacidad colmada del balde (m3) (2) Factor de carga (fracción) (3) Capacidad promedio del balde (m3)

(3) (m3) = (1) (m3) x (2) (fracción)

(4) Factor de eficiencia (fracción) (5) Tiempo de ciclo (min) (6) Productividad nominal (m3/hr)

(6) (m3/hr) = (3) (m3) x 60 (min/hr) / (5) (min)

(7) Productividad real (m3/hr)

(7) (m3/hr) = (6) (m3/hr) x (4) (fracción)

Algunos factores de carga (FC) para distintos tipos de material se presentan a continuación:

Material Rango de factor de carga (en porcentaje de capacidad

colmada de balde) % Tierra húmeda o arcillas arenosas

100 – 100

Arena y grava 95 – 110 Arcilla dura 80 – 90

Roca – buena fragmentación 60 – 75 Roca – mala fragmentación 40 – 50

Tabla 6: Factores de carga según tipo de material. Estimación del tiempo de ciclo. El tiempo de ciclo de una excavadora tiene cuatro segmentos:

1. Carga de balde 2. Giro cargado 3. Descarga de balde 4. Giro descargado


El tiempo de cada segmento de la operación dependerá de las condiciones de trabajo, localización del camión o equipo de transporte, profundidad de la excavación, existencia de obstáculos, tamaño de la excavadora, etc. Típicamente el tiempo total del ciclo fluctúa entre los 20 y 30 segundos, pudiendo llegar a 10 a 15 segundos en casos de extrema eficiencia y a cerca de 50 segundos en casos muy complicados. Ejemplo. Seleccione el tamaño de balde para un flota de palas en una operación minera de hierro, dados los siguientes antecedentes acerca de la operación. Se trabaja en toneladas cortas (1 ton = 2000 lb) (1) Número de equipos: 3 (2) Capacidad diaria requerida por equipo: 32700 ton/día (3) Tiempo diario estimado de operación: 17.02 hr (4) Excavabilidad del material: muy difícil (5) Tiempo estimado de ciclo: 37 seg (6) Densidad in situ del material: 6000 lb/yd3 (7) Factor de esponjamiento: 0.60 (8) Factor de llenado de balde: 0.80 (9) Ciclos requeridos por día

= (3) (hr) x 3600 (seg/hr) / (5) (seg) = 17.02 x 3600 / 37 = 1656 ciclos/día

(10) Tonelaje por ciclo = (2) (ton/día) / (9) (ciclos/día) = 32700 / 1656 = 19.8 ton = 39600 lb (11) Tamaño del balde = (10) (lb) / [ (6) (lb/yd3) x (7) x (8) ] = 39600 / [ 6000 x 0.6 x 0.8 ] = 13.8 yd3 ≈ 14 yd3


Descripción de equipos de carguío con acarreo mínimo Este tipo de equipos incluye cargadores frontales y LHD.

Figura 8: Cargador frontal descargando en camión de gran tonelaje.

Cargador frontal Los cargadores frontales ofrecen una alternativa al uso de palas eléctricas o hidráulicas. Presentan grandes ventajas, tales como su movilidad y la posibilidad de manejar grandes volúmenes de material (los más grandes superan las 40 yd3). Estos equipos deben maniobrar para descargar en el camión y para acceder a la frente de trabajo, a diferencia de las palas con base fija, que rotan en torno a la misma. Los cargadores permiten mayor flexibilidad en la producción pues pueden desplazarse con relativa facilidad y rapidez de una frente de trabajo a otra. Óptimamente, sin embargo, el acarreo debe ser mínimo. Se utilizan en mediana y gran minería, tanto para minerales industriales como metálicos.

Figura 9: Cargador frontal descargando en camión de

gran tonelaje.


Tabla 7: Modelos y especificaciones de cargadores frontales Caterpillar.

Modelo Capacidad de Balde m3

Peso de Operación kg

Potencia Motor kW (HP)

Liebherr L544 2.8 15000 121 (165) Liebherr L554 3.3 17220 137 (186) Liebherr L564 4.0 22480 183 (249) Liebherr L574 4.5 24220 195 (265)

Tabla 8: Modelos y especificaciones de cargadores frontales Liebherr.

LHD

Los LHD (load-haul-dump) corresponden a palas de bajo perfil que pueden clasificarse tanto como equipos de carguío con acarreo mínimo o como equipo combinado de carguío y transporte. Estos equipos poseen una alta eficiencia para distancias de acarreo de no más de 300 m. Tienen la particularidad de poseer un balde (o cuchara, de ahí que también se denominen scoops) de gran tamaño, el cual puede ser elevado para cargar un equipo de transporte, tal como un camión de bajo perfil o un camión convencional. Poseen una gran versatilidad y por ende son equipos de alta productividad a un bajo costo operacional. El balde puede tener desde 1.0 a 13.0 yd3.

Figura 10: LHD transportando mineral en mina subterránea


Modelo Motor Capacidad kg/lbs

Ancho del Balde mm/pulg

Wagner HST-05 Diesel 700 / 1500 1016 / 40 Wagner HST-1A Diesel 1360 / 3000 1219 / 48 Wagner ST-1.5 Diesel 2040 / 4500 1270 / 50 Wagner ST-2 Diesel 3000 / 6600 1473 / 58

Wagner ST-2D Diesel 3630 / 8000 1651 / 65 Wagner ST-3.5 Diesel 6000 / 13200 1956 / 77 Wagner ST-6C Diesel 9530 / 21000 2438 / 96

Wagner ST-7.5Z Diesel 12250 / 27000 2566 / 101 Wagner ST-8B Diesel 13640 / 30000 2794 / 110 Wagner ST-15Z Diesel 20410 / 45000 ---

Wagner EHST-05 Eléctrico 700 / 1500 1016 / 40 Wagner EST-1A Eléctrico 1360 / 3000 1219 / 48 Wagner ST-2D Eléctrico 3630 / 8000 1651 / 65 Wagner ST-3.5 Eléctrico 6000 / 13200 1956 / 77 Wagner ST-6C Eléctrico 9530 / 21000 2438 / 96 Wagner ST-8B Eléctrico 13640 / 30000 2794 / 110

Tabla 9: Modelos y especificaciones de LHD Wagner.


La Figura 11 muestra algunos modelos de cargadores LHD, lo que se complementan con la información en la Tabla 9.

Figura 11: Modelos y especificaciones de LHD Toro y EJC.


Cálculo de productividad de equipos de carguío con acarreo mínimo La principal diferencia en el cálculo de productividades con el caso de equipos sin acarreo, radica en que el tiempo de ciclo incluye el tiempo de transporte y regreso necesarios. Para estimar los tiempos de transporte, se puede considerar que para recorrer 60 metros a 12 km/hr el tiempo es de 30 segundos, mientras que si la velocidad se reduce a 6 km/hr, el tiempo aumenta a 60 segundos. El ciclo puede típicamente dividirse en:

Tiempo de ciclo (min)

Carga 0.06 Transporte 0.15 Descarga 0.05 Regreso 0.14 Total 0.40

Tabla 10: Tiempos mínimos para cálculo de ciclo de carguío con acarreo mínimo. Estos tiempos deben considerarse como los mínimos. El tiempo de transporte y regreso considerado en esta tabla incluye sólo el tiempo de maniobra, por lo que debe calcularse y adicionarse el tiempo de acarreo propiamente tal. Éste dependerá de la carga del equipo (generalmente será más alto cuando el equipo vaya cargado), de la pendiente, calidad del camino, trayectoria, etc. Descripción de equipos de carguío de flujo continuo

Excavador de baldes

Estos equipos se utilizan principalmente en minería de material blando o remoción de sobrecarga no consolidada. El principal tipo de equipos es el bucket wheel excavator (excavador con rueda de baldes) que consiste básicamente en una serie de baldes dispuestos en la periferia de una rueda que gira removiendo de manera continua el material. En Chile no se utilizan, puesto que la minería metálica

trabaja principalmente en roca. Su utilización puede verse en minería del carbón, de arenas bituminosas o en la

construcción y remoción de pilas de lixiviación.

Figura 12: Excavador de baldes.


Dragadoras

Las dragadoras permiten remover la sobrecarga en minas de carbón y luego ir extrayendo los mantos de carbón de manera selectiva (pueden trabajar en capas de espesor mínimo igual a 3 metros con baja dilución). En Chile no se utilizan por razones similares al caso de los excavadores de balde.

Cálculo de productividad de equipos de carguío de flujo continuo Los principales factores en el dimensionamiento de estos equipos son: (1) Capacidad nominal del balde (m3) (2) Número de baldes en la rueda (3) Velocidad de corte de la rueda (m/seg) (4) Diámetro de la rueda (m) (5) Número de descargas de baldes por segundo

(5) (baldes/seg) = (3) (m/seg) x (2) / [ π x (4) (m) ]

(6) Capacidad teórica del excavador (m3/hr)

(6) (m3/hr) = (1) (m3) x (5) (baldes/seg) x 3600 (seg/hr)

El número de baldes descargados depende de la velocidad periférica de la rueda, la que a su vez está limitada por la capacidad de descargar los baldes, la que actúa contra la fuerza centrífuga (si la rueda gira demasiado rápido, la carga de los baldes no caerá por la fuerza centrífuga). Se puede determinar una velocidad máxima de rotación teórica que permita la descarga, aunque en la práctica, las velocidades fluctúan entre 0.4 y 0.6 veces dicha velocidad teórica, dada por la raíz cuadrada del producto entre la aceleración de gravedad (g = 9.8 m/s2) y el radio de la rueda. Además, para mantener el desgaste de los cuchillos o dientes de los baldes a un mínimo, no se exceden velocidades periféricas de 5 m/seg.

Figura 13: Dragadora en operación.


La capacidad por hora de estas excavadoras depende del factor de llenado de los baldes y la resistencia al corte del suelo (se determina la productividad nominal en base a tablas que asocian productividades a resistencia al corte de distintos tipos de suelos). La capacidad real horaria de estas excavadoras se puede calcular considerando todos estos factores. (7) Factor de llenado de baldes (fracción) (8) Productividad real (m3/hr)

(8) (m3/hr) = (1) (m3) x (7) x (5) (baldes/seg) x 3600 (seg/hr)

En suelos con alta resistencia al corte se requieren altas velocidades de la rueda, las que van acompañadas de una capacidad de llenado baja de los baldes, dando una productividad real muy por debajo de la capacidad teórica de la excavadora (la relación puede llegar a ser 0.2).


EQUIPOS DE TRANSPORTE

La Tabla 1 presenta la clasificación de equipos de transporte:

Sin camino fijo Con camino fijo Unidad Discreta

• Camión • Camón de bajo perfil • Camión articulado

• Tren • Skip • Tranvía

Transporte de sólidos Flujo Continuo • Cinta transportadora

Tabla 1: Clasificación de equipos de transporte.

Descripción de equipos de transporte sin camino fijo

Entre los equipos de este tipo están: camiones, camiones de bajo perfil, y camiones articulados.

Camión

El camión corresponde a la unidad de transporte más comúnmente utilizada en explotación de minas. Camiones convencionales se utilizan tanto en minería a cielo abierto, como en minería subterránea. Éstos aceptan tonelajes moderadamente bajos por ciclo (hasta 40 ton). Los camiones fuera de carretera (o camiones mineros) están especialmente diseñados para acarrear tonelajes mayores (Figura 14). Además poseen características de diseño especiales para su utilización en minería. Pueden acarrear sobre 300 ton de material en cada ciclo, lo que genera un bajo costo de operación. Las dimensiones de estos equipos

se muestran en la Figura 2.

Figura 1: Camión minero cargado.


Figura 2: Dimensiones de camión minero.

Estos camiones poseen motores diesel de gran potencia y tienen capacidades que van desde las 35 ton a más de 320 ton. Alcanzan velocidades de desplazamiento sobre 50 km/h (Figura 3).

Figura 3: Especificaciones de camiones Caterpillar.

Los fabricantes sugieren determinadas combinaciones pala-camión, tal como se muestra en la Figura 4


Figura 4: Combinaciones pala-camión sugeridas por Caterpillar.

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

Modelo Tipo de Motor Capacidad ton (tc) Ancho mm (pulg) MT406 Diesel 6 (6.6) 1651 (65) MT408 Diesel 8 (8.8) 1879 (74) MT413 Diesel 11.8 (13.0) 1905 (75) MT416 Diesel 14.5 (16.0) 2133 (84) MT420 Diesel 18.2 (20.0) 2159 (85) MT425 Diesel 23.6 (26.0) 2832 (111.5) MT431 Diesel 28.1 (31.0) --- MT433 Diesel 30 (33.0) 3150 (124) MT439 Diesel 35.5 (39.0) 3353 (132) MT444 Diesel 40 (44.0) 3480 (137)

Electroliner Eléctrico 40 – 70 (44.0 – 77.0) --- EMT-426 Eléctrico 23.6 (26.0) 2832 (111.5) EMT-439 Eléctrico 35.5 (39.0) 3353 (132)

Tabla 2: Especificaciones de modelos de LHD Wagner.


Camión articulado

Usados principalmente para canteras y minerales industriales, requieren de una alta inversión comparados con camiones tolva convencionales.

Figura 6: Especificaciones de camiones

articulados Caterpillar. Cálculo de productividad de equipos de transporte sin camino fijo La productividad de estos equipos depende de la capacidad de la tolva y del número de viajes que pueden realizar en una hora. La capacidad de la tolva está definida por construcción y por las características del material a transportar (densidad, tamaño de colpas, esponjamiento, etc.). El número de viajes por hora dependerá del peso del vehículo, la potencia del motor, la distancia de transporte y condiciones del camino (pendiente, calidad del terreno). Se pueden distinguir tres valores diferentes para la productividad, cada uno de los cuales tiene un significado y uso diferente.

1. Productividad teórica.

Figura 5: Camión articulado.


Corresponde al peso o volumen por hora producido por una unidad en operación si no ocurren retrasos o pausas en la producción. Indica el potencial máximo productivo de un equipo, lo que muy raramente ocurre en la práctica. (1) Tiempo de ciclo de transporte (min) (2) Capacidad nominal del equipo (ton) (3) Factor de esponjamiento (fracción) (4) Densidad de material esponjado (ton/m3) (5) Productividad (ton/hr)

(5) (ton/hr) = 60 (min/hr) x (2) (ton) / (1) (min)

(6) Tasa de remoción de volumen in situ (m3/hr)

(6) (m3/hr) = 60 (min/hr) x (2) (ton) / [ (1) (min) x (3) x (4) (ton/m3) ]

2. Productividad promedio. Corresponde al peso o volumen por hora producido por una unidad en operación, considerando retrasos fijos y variables. Esta tasa de producción debe aplicarse al periodo de tiempo deseado (día, turno) para estimar la producción total. (1) Duración del período de tiempo (hr) (2) Retrasos fijos (hr) (3) Eficiencia de trabajo (retrasos variables) (fracción) (4) Capacidad nominal del equipo (ton) (5) Tiempo de ciclo de transporte (min) (6) Densidad del material in situ (ton/m3) (7) Factor de esponjamiento (fracción) (8) Productividad (ton/hr)

(8) (ton/hr) = 60 (min/hr) x [ (1) (hr) – (2) (hr) ] x (3) x (4) (ton) /

[ (1) (hr) x (5) (min) ]


(9) (m3/hr) = 60 (min/hr) x [ (1) (hr) – (2) (hr) ] x (3) x (4) (ton) /

[ (1) (hr) x (5) (min) x (7) x (6) (ton/m3) ]

3. Productividad máxima por hora


Corresponde al peso o volumen por hora producido por una unidad en operación, considerando sólo retrasos variables. Esta tasa de producción debe aplicarse para determinar el número de unidades de transporte asignadas a una pala, para lograr cierta producción requerida. (1) Eficiencia de trabajo (retrasos variables) (fracción) (2) Capacidad nominal del equipo (ton) (3) Tiempo de ciclo de transporte (min) (4) Densidad del material in situ (ton/m3) (5) Factor de esponjamiento (fracción) (6) Productividad (ton/hr)

(6) (ton/hr) = 60 (min/hr) x (1) (hr) x (2) (ton) / (3) (min)


(7) (m3/hr) = 60 (min/hr) x (1) (hr) x (2) (ton) /

[ (3) (min) x (5) x (4) (ton/m3) ]

El tiempo de ciclo de transporte es sin duda el factor más importante en todos estos cálculos. A continuación se presenta una metodología para estimarlo.

1. Tiempo de carga El tiempo de carga depende del número de paladas necesarias para llenar la capacidad del camión (o unidad de transporte). Se puede calcular según la siguiente fórmula: (1) Capacidad nominal del camión (ton) (2) Capacidad nominal de la pala (m3) (3) Factor de llenado del balde (fracción) (4) Factor de esponjamiento (fracción) (5) Densidad del material in situ (ton/m3) (6) Tiempo de ciclo de excavadora (min) (7) Número de pasadas

(7) = (1) (ton) / [ (2) (m3) x (3) x (4) x (5) (ton/m3) ]

El número de pasadas se aproxima al entero inmediatamente superior al dado por la fórmula anterior. (8) Tiempo de carga (equipo de transporte) (min)


(8) (min) = (7) x (6) (min)

Se considera, en general, un mínimo de tres pasadas, y en la mayoría de los casos, entre cinco y seis pasadas es el óptimo.

2. Tiempo de giro, posicionamiento y descarga Este tiempo depende de las condiciones de trabajo y del tipo de descarga del equipo. Como referencia, se entregan los valores de la siguiente tabla.

Tiempo según tipo de descarga (min) Condiciones de

Operación Inferior Trasera Lateral

Favorables 0.3 1.0 0.7 Promedio 0.6 1.3 1.0

Desfavorables 1.5 1.5 – 2.0 1.5

Tabla 3: Tiempos de giro, posicionamiento y descarga, según tipo de descarga y condiciones de operación.

3. Tiempo de posicionamiento en punto de carguío

Al igual que en el caso anterior, estos tiempos dependen del tipo de equipo de transporte y de las condiciones de trabajo. Se entrega la siguiente tabla con valores referenciales. El posicionamiento descuidado en el punto de carguío es una práctica que puede causar grandes pérdidas en tiempo de operación. Un buen posicionamiento de los camiones permite reducir el tiempo de giro de la pala y aumentar la productividad del equipo de carguío. Los camiones debieran posicionarse exactamente bajo la trayectoria del balde de la pala, de manera que no se requiera, por parte del operador de la pala, de un ajuste en el radio (mediante un cambio en el ángulo del brazo de la pala). Este radio debe coincidir tanto como sea posible con la distancia de la pala a la frente que está excavando.

Tiempo según tipo de descarga (min) Condiciones de

Operación Inferior Trasera Lateral

Favorables 0.15 0.15 0.15 Promedio 0.50 0.30 0.50

Desfavorables 1.00 0.50 1.00

Tabla 4: Tiempos de posicionamiento en punto de carguío según tipo de descarga y condiciones de operación.

4. Tiempo de transporte


El tiempo de transporte está determinado por el peso del equipo y las condiciones de la vía. Si no hay restricciones por razones de seguridad o por condiciones laborales, la velocidad de transporte dependerá de la calidad y pendiente del camino y del peso del equipo de transporte y su carga. Una característica importante en la operación de estos vehículos es que deben moderar la velocidad de manera de que los frenos funcionen sin superar la capacidad de enfriamiento del sistema. El cálculo de velocidades de estos camiones depende entonces de la pendiente de bajada. Se define la resistencia por pendiente como el esfuerzo de tracción necesario para sobreponerse a la gravedad y permitir el ascenso del vehículo en una vía con pendiente positiva (es decir, una vía que asciende). Corresponde a 1% del peso del vehículo por cada 1% de pendiente. Por ejemplo, un camino con 5% de pendiente tiene una resistencia por pendiente de un 5% del peso total movilizado (peso del camión más el peso de la carga). Además de la resistencia por pendiente, se tiene la resistencia a rodar de los neumáticos del vehículo, que corresponde al esfuerzo de tracción necesario para sobreponerse al efecto retardatorio entre los neumáticos y la vía. A modo de ejemplo, para un camino bien mantenido y seco de tierra y grava, la resistencia es de 2% del peso movilizado. Para el cálculo de la velocidad a la que el vehículo, cargado o descargado, puede enfrentar los distintos tramos del recorrido de transporte que debe salvar, se utilizan los gráficos de rendimiento que los proveedores de los vehículos de transporte entregan. Los factores a considerar son:

• Pendiente • Condiciones de la vía • Resistencia total = resistencia por pendiente + resistencia a rodar • Peso del equipo • Peso de la carga • Curva de rendimiento del equipo para las distintas marchas del motor.

Para determinar el desempeño del sistema de retardación se utiliza la Figura 7. Sume la longitud de todos los tramos de pendiente en bajada y, sobre la base de este total, elija la gráfica de retardación correspondiente. A partir del peso bruto del vehículo, baje hasta la línea de pendiente efectiva por ciento (la pendiente efectiva equivale a la pendiente verdadera menos 1% por cada 10 kg/ton / 20 lbs/tc de resistencia a la rodadura). Desde este punto de cruce del peso bruto con la pendiente efectiva, pase horizontalmente a la curva de velocidad más alta obtenible, y luego, descendiendo verticalmente, hasta la velocidad máxima de descenso en la cual los frenos pueden frenar sin exceder la capacidad de enfriamiento. (fuente: Catálogo CAT 793B).


Figura 7: Gráfico para determinar la velocidad máxima en bajada en función del peso

total. Para determinar el desempeño en pendiente se debe utilizar la Figura 8. A partir del peso bruto, baje hasta la línea de resistencia total. La resistencia total es igual al porcentaje de la pendiente mas 1% por cada 10 kg/ton / 20 lb/tc de resistencia a la rodadura. Desde este punto de cruce peso-resistencia, siga horizontalmente hacia la curva de la marcha más alta que puede usar, luego baje a velocidad máxima. La fuerza de tracción utilizable depende de las condiciones del suelo (adherencia) y del peso total en las ruedas motrices. (fuente: Catálogo CAT 793B).


Figura 8: Gráfico para determinar la velocidad máxima en pendiente en función del

peso. Habiendo seleccionado la marcha o rangos a partir del gráfico de rendimiento del camión, es necesario modificar las velocidades indicadas de manera de considerar velocidades promedio en lugar de velocidades máximas. En la Tabla 5 se entregan valores referenciales de estos factores para varias distancias de transporte.

Longitud de la sección de

transporte (m)

Vías cortas y a nivel (150 – 300 m de largo total)

Unidad partiendo desde detención

absoluta

Unidad en movimiento al

entrar a la sección

0 – 100 0.20 0.25 – 0.50 0.50 – 0.70 100 – 230 0.30 0.35 – 0.60 0.60 – 0.75 230 – 450 0.40 0.50 – 0.65 0.70 – 0.80 450 – 750 0.60 – 0.70 0.75 – 0.80

750 – 1000 0.65 – 0.75 0.80 – 0.85 Sobre 1000 0.70 – 0.85 0.80 – 0.90

Tabla 5: Factores para obtener velocidades promedios bajo distintas condiciones de operación.


5. Tiempo de regreso

El tiempo de regreso de la unidad de transporte a menudo está determinado por condiciones de trabajo o precauciones de seguridad, en lugar del rendimiento del equipo mismo. En caso de que no haya pendientes o riesgos de operación, los siguientes factores se deben aplicar a las velocidades máximas del equipo vacío.

Condiciones Menos de 150 m Sobre 150 m Favorables 0.65 0.85 Promedio 0.60 0.80

Desfavorables 0.55 0.75

Tabla 6: Factores para obtener velocidades promedio de regreso con equipos vacíos bajo distintas condiciones de operación.

Descripción de equipos de transporte con camino fijo

Tren Se entiende por esto al conjunto formado por una locomotora (la unidad de potencia que genera el movimiento) y una serie de vagones de mina que transportan el material. La locomotora puede ser a batería o utilizar un motor diesel. La ventaja de la primera es que no emite gases que requieran un aumento en la demanda por ventilación. Los carros del convoy pueden tener capacidades entre 1.0 y 8.0 yd3 aproximadamente. Éstos pueden descargar de manera frontal, lateral o por el fondo.

Skip Estos equipos se utilizan principalmente para la extracción de la producción a través de un pique, desde los niveles de producción de la mina. El sistema puede consistir en dos contenedores (skips) contrabalanceados o por un solo balde balanceado o no por un contrapeso. Existen varios sistemas para controlar el movimiento del skip.

Tranvía Existe la posibilidad de que los camiones, por ejemplo, al ascender por la rampa de una mina a rajo abierto, se conecten a un sistema eléctrico. Las principales ventajas de utilizar este sistema es que se mejoran las velocidades de transporte y por tanto la productividad, y que se reemplaza parte del uso de combustible del camión por energía eléctrica. La mayor desventaja es que le quita flexibilidad al sistema de transporte. Cálculo de productividad de equipos de transporte con camino fijo La productividad se define de la misma manera que para equipos de transporte móviles sin camino fijo. La determinación del tiempo de ciclo es bastante específica al tipo de equipo considerado.


La selección de locomotoras para transporte sobre rieles se centra en el peso y potencia de la carga a remolcar. La potencia de la locomotora puede determinarse a partir de la relación siguiente: (1) Esfuerzo de tracción (kg) (2) Velocidad (km/hr) (3) Eficiencia de transmisión (fracción) (4) Potencia (kw)

(4) (kw) = (1) (kg) x (2) (km/hr) / [ 383 x (3) ]

Para mover una carga, una locomotora debe ser capaz de sobreponerse a la resistencia dada por los siguientes factores:

• Resistencia a rodar: corresponde al peso de la locomotora y de los carros mineros (incluida su carga, si existe), multiplicada por un coeficiente de fricción. Este coeficiente puede estar entre 1.0 y 1.5 % del peso.

• Resistencia a las curvas: es función del radio de curvatura, geometría de las ruedas,

velocidad y carga. En general corresponde a menos de un 0.5 % de la carga, por lo que es ignorada con frecuencia.

• Resistencia por pendiente: al existir una pendiente, el peso, además de ser

desplazado horizontalmente, debe ser elevado, lo que genera una resistencia que debe ser considerada en el cálculo de la potencia de la locomotora. Esta resistencia corresponde a 1% del peso por cada 1% de pendiente.

• Aceleración o deceleración: naturalmente, si la velocidad es constante, sólo los tres

factores anteriores deben ser controlados por el esfuerzo de tracción de la locomotora, sin embargo, al existir aceleración o deceleración, se debe incluir también el esfuerzo requerido para alcanzar dicha tasa de aceleración. Se asume que se requiere de 5% del peso del tren en esfuerzo de tracción, para alcanzar una tasa de aceleración de 1.6 km/hr/seg. Normalmente, las locomotoras aceleran entre 0.16 y 0.32 km/hr/seg, por lo que la resistencia por aceleración es del orden de 1 a 2 % del peso desplazado.


Descripción de equipos de transporte de sólidos (flujo continuo)

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

Cálculo de productividad de equipos de transporte de sólidos (flujo continuo) La capacidad de transporte de una correa depende de cómo el material es apilado en ella. Puesto que la correa está constantemente en movimiento y pasa por los soportes, el material es continuamente perturbado y tiende a dispersarse en la correa. La capacidad de transporte de la correa está dada por la siguiente ecuación. (1) Área promedio ocupada por el material en una sección perpendicular a la correa (m2) (2) Densidad del material esponjado (ton/m3) (3) Velocidad de la correa transportadora (m/hr) (4) Capacidad de transporte de la correa (ton/hr)

(4) (ton/hr) = (1) (m2) x (2) (ton/m3) x (3) (m/hr)

Para una correa de ancho W (m), el área promedio seccional ocupada por el material varia aproximadamente entre W2/10 y W2/12 (m2) dependiendo del tipo de material. La velocidad de la correa está limitada principalmente por la exactitud de alineamiento posible.

Figura 9: Correa transportadora en

operación.


La resistencia de la correa determina la fuerza máxima que esta puede tomar, y el valor de dicha fuerza depende de la potencia requerida y del agarre por fricción del cabezal. La potencia que necesita la correa puede dividirse en tres componentes. (1) Potencia para la correa vacía (HP) (2) Potencia para movilizar el material (HP) (3) Potencia para elevar el material (HP) (4) Potencia total requerida en el tambor (HP)

(4) (HP)= (1) (HP) + (2) (HP) ± (3) (HP)

Nótese que si el material es elevado, el signo para dicha componente debe ser positivo, mientras que si la correa mueve el material en una trayectoria que desciende, el propio peso del material y la correa contribuye a disminuir la potencia requerida (y el signo es negativo). Ahora bien, es necesario considerar la potencia del motor que mueve el tambor de la correa, para lo cual se debe considerar un factor de eficiencia del mismo (usualmente se utiliza 90%). (5) Eficiencia del motor (fracción) (6) Potencia del motor

(6) (HP)= (4) (HP) / (5) (fracción)

EQUIPOS DE MIXTOS O COMBINADOS

Algunos de los equipos de carguío y transporte vistos anteriormente pueden clasificarse como equipos mixtos. Este es el caso de los LHD y las dragadoras, equipos principalmente de carguío, pero que pueden adicionalmente desarrollar una función limitada de transporte. Junto a ellos, se incluyen scrapers y dozers, tal como se indica en la Tabla 7.


Móviles Fijas

Unidades Discretas • Scraper • Dozer • LHD

• Dragadora

Tabla 7: Clasificación de equipos mixtos.

8.3.1 Descripción de equipos mixtos móviles

Scraper

El scraper se utiliza generalmente para la remisión de sobrecarga previo a la explotación misma. Carga el material “rascando” la superficie donde está depositado. El material se acumula en una tolva cuya capacidad oscila para aplicaciones mineras entre los 15 y 35 m3. Algunas especificaciones de modelos de scraper Caterpillar se presentan en la Figura 11

Figura 11: Especificaciones de modelos de scraper Caterpillar.

Figura 10: scraper en operación, removiendo sobrecarga.


Dozer (wheeldozer y bulldozer)

Estos dos tipos de equipo poseen una función principalmente de apoyo a los equipos principales. Los wheeldozers están montados sobre neumáticos, mientras que los bulldozers lo están sobre orugas. El wheeldozer se utiliza principalmente para la mantención de caminos, preparación de terrenos y mantención de botaderos. Los bulldozers pueden trabajar bajo condiciones muy difíciles, tales como altas pendientes, y se utilizan a menudo para abrir los accesos, hacer los trabajos iniciales para profundizar el rajo, es decir, iniciar un nuevo banco, así como mantener los caminos. El transporte de material se realiza por empuje en estos equipos. Especificaciones técnicas `pueden verse en las Figuras Figura 13 y Figura 14.

Figura 12: Dozers en operación. A la izquierda se muestra un modelo sobre ruedas y a la derecha, uno sobre orugas.


Figura 13: Especificaciones de bulldozers Caterpillar.

Figura 14: Especificaciones de Wheeldozers Caterpillar.


Cálculo de productividad de equipos mixtos móviles El cálculo de la productividad de un equipo depende por cierto del tipo de equipo, pero en general, puede enfrentarse mediante el cálculo de los siguientes ítems.

1. Capacidad del equipo: corresponde a la carga por ciclo que el equipo puede manejar. Depende del tamaño del balde del equipo de carguío. Se determina utilizando la capacidad nominal especificada para el equipo.

2. Tiempo de ciclo: al igual que en los casos anteriores, el tiempo de ciclo consta de

cuatro componentes:

a. Tiempo de carga: generalmente de 0.6 a 1.0 min, dependiendo de las condiciones de trabajo.

b. Tiempo de transporte: depende del peso transportado, potencia del equipo,

esfuerzos de tracción, condiciones del camino (pendiente) y distancia de transporte.

c. Tiempo de descarga: este tiempo incluye maniobra y descarga y puede

alcanzar entre 0.6 y 0.8 min.

d. Tiempo de retorno: difiere del tiempo de transporte en que el equipo vuelve descargado y con pendiente contraria a la etapa de transporte.

La velocidad máxima de los equipos puede restringirse al trabajar en pendientes fuertes, de manera de permitir un frenado seguro en esas condiciones. El tiempo de transporte debe entonces recalcularse considerando esta velocidad máxima restringida.

3. Factores de corrección por condiciones de trabajo: la capacidad calculada debe corregirse para considerar la habilidad del operador, condiciones climáticas, de operación, etc.


FICHAS TÉCNICAS DE ALGUNAS FAENAS

Ficha de Mina La Coipa Antecedentes generales

• Ubicación: Franja de Maricunga • Elementos: Au, Ag • Impurezas: Cu, S nativo, Hg, Sulfatos (Fe, Al) • Modelos de bloques: Leyes, densidad, recuperación metalúrgica, Hg, tipo de roca • Malla de sondajes: 25 x 25 m • Modelo de bloques: 10 x 10 m • Tipo de explotación: Rajo abierto

Producción

• Producción mina: 16000 ton/día • Producción planta: 360000 oz Au eq./año • Ley media: 1.2 gr Au/ton • Ley de corte: 0.9 gr Au/ton • Ley de corte operacional: 1.1-1.5 gr Au/ton • Turnos de trabajo: 12 horas • Régimen de trabajo: 4 x 4 • Dotación: 500 trabajadores + 300 contratistas • Costo mina: 0.8 US$/ton material • Costo planta: 7.0 US$/ton mineral • Densidad de material: 2.0 - 2.1 ton/m3

Diseño rajo

• Altura de bancos: 10 m • Ángulo de talud: 52º • Bancos triples: 30 m • Berma: 9.4 m • Razón estéril / mineral: 2.5


Perforación

• Diámetro de perforación: 9 7/8 “ y 6 3/4 “ • Malla de perforación:

o 7 x 7 – 8 x 8 con 9 7/8” o 5 x 5 – 6 x 5 con 6 3/4"

• Precorte a 1.5 m con 3 1/2" a 3.5 m de fila de amortiguación Flota de equipos: 11 Camiones ELECTRA 120 ton 1 Camión CAT 785 135 ton 3 Palas P&H 1900 13 yd3 1 Cargador CAT 994 23 yd3 1 Cargador CAT 992 13 yd3 1 Perforadora Ingersoll Ram DM45 6 3/4" 1 Perforadora Ingersoll Ram T4 6 3/4" 1 Perforadora Ingersoll Ram DMM 9 7/8" 1 Perforadora Tamrock CHA 1100 3 1/2" 4 Bulldozers CAT D8N 2 Motoniveladoras CAT 166 1 Motoniveladora CAT 126 2 Wheeldozers CAT 1224 Ficha Mina Michilla Antecedentes generales

• Ubicación: Formación La Negra • Elementos: Cu, Ag • Modelos de bloques: CuT, CuS, Ag • Malla de sondajes: 25 x 25 m • Modelo de bloques: 10 x 10 m • Tipo de explotación: Rajo abierto / Subterránea

Producción rajo

• Producción mina: 200000 ton/mes • Ley media: 1.63 % CuT; 1.33 %CuS • Ley de corte: 0.53 %Cu

Diseño rajo

• Altura de bancos: 10 m • Ángulo de talud: 41º - 48º


• Longitud rajo: 650 m • Ancho rajo: 600 m • Longitud rampa: 2400 m • Ancho rampa: 16 m • Pendiente rampa: 10 % • Razón estéril / mineral: 1.60 • Ancho mínimo de carguío: 25 m

Perforación rajo

• Diámetro de perforación: 6 ½” • Longitud de perforación: 11 m • Malla de perforación:

o 5 x 6 – 5 x 5 • Precorte a 2.0 m con 4 1/2" a 3.0 m de fila de amortiguación (buffer)

Flota de equipos rajo 6 Camiones EUCLID R65 62 ton 1 Cargador CAT 992D 13.5 yd3 (18 ton) 2 Cargadores CAT 992C 13.5 yd3 (18 ton) 2 Bulldozers 1 Motoniveladora 1 Wheeldozer 1 Retroexcavadora 1 Camión Aljibe 1 Camión lubricante 3 Camiones adicionales 2 Perforadoras DTH 6 1/2" 1 Perforadora DTH para precorte 4 1/2"

• Disponibilidad física o Camiones: 85% o Cargadores: 100%

• Rendimiento o Camiones: 435 ton/km hr o Cargadores: 600 ton/hr

• Distancia a chancador y botaderos: 2000m Producción subterránea

• Producción mina: 50000 ton/mes • Métodos: SLS, C&F, Shrinkage

Diseño subterránea

• Tamaño de pilares: 6 x 6 – 8 x 8 m


• Altura de tajada: 4.5 m • Cámaras SLS: 4 cámaras de 15 x 30 x 20 m3 • Largo rampa: 6.5 km

Perforación subterránea

• Diámetro de perforación: 3” • Largo de perforación: 20 – 25 m

Flota de equipos subterránea 1 Perforadora Atlas Copco SIMBA 2 Perforadoras Jumbo H127 D = 2”, Lp = 3.7 m 1 Perforadora Jumbo H282 D = 2”, Lp = 4.0 m 4 Cargadores Frontales 3.5 yd3 7 Camiones 25 ton 2 Equipos de carguío de explosivo 2 Acuñadores 1 Shotcretero Normet 2 LHD Wagner 6 yd3 1 Empernador 1 Alimack eléctrico 1 Perforadora DTH para precorte 4 1/2" 1 Bulldozer CAT D4 1 Camión aljibe


MECÁNICA DE ROCAS

Introducción En cualquier diseño estructural se quiere predecir su desempeño al ser sometido a cargas durante su vida útil. En mecánica de rocas, interesa el desempeño de las excavaciones en roca generadas por la actividad minera. La mecánica de rocas está asociada a la mecánica clásica y mecánica de continuo, pero hay factores específicos que la distinguen… Una definición formal de la Mecánica de rocas (US National Committee on Rock Mechanics, 1964, 1974) es:

“La mecánica de rocas es la ciencia teórica y aplicada del comportamiento mecánico de la roca y de los macizos rocosos. Corresponde a la rama de la mecánica que estudia la respuesta de la roca y del macizo rocoso a los campos de fuerza de su entorno físico.”

Excavaciones mineras cambian los campos de fuerza de su entorno Por ejemplo: ¿Qué carga puede soportar un pilar en un método de caserones y pilares?


El factor de seguridad depende de la cantidad y calidad de la información utilizada para estimar las cargas y la resistencia de la roca

• Si la información es gruesa utilizar un factor de seguridad entre 2-3 • Si existen ensayos de laboratorio del macizo rocoso utilizar un factor de seguridad en

el rango 1.5-2.0. Las cargas en el pilar están dadas por el campo de esfuerzos en el macizo rocoso, la constitución del macizo rocoso, su densidad, la profundidad a la que se encuentra el pilar, la tectónica en la región y los esfuerzos inducidos producidos por las excavaciones mineras. La resistencia del pilar dependerá de sus parámetros mecánicos (Módulo de elasticidad de la roca, Módulo de Poisson), parámetros constitutivos (Cohesión, Ángulo de fricción interna) y de la condición estructural del macizo rocoso. Sin embargo cuando la información es pobre no existe factor de seguridad que garantice el Diseño.

Definiciones

• Mecánica: área de la física que estudia el efecto de las fuerzas sobre los cuerpos. • Mecánica de rocas: rama de la ingeniería que estudia el efecto de las fuerzas sobre

las rocas. • Roca: parte sólida de la corteza terrestre formada por bloques sólidos y duros de gran

tamaño, encajados y ligados entre sí. Agregado de minerales.


• Suelo: acumulación de partículas de pequeño tamaño (hasta 3 o 4”) y sin una ligazón fuerte entre sí.

• Discontinuidades (joints): cualquier tipo de fractura en la roca. Son planos de fragilidad.

• Macizo rocoso (rock mass): gran masa de roca componente de la corteza terrestre. Está compuesto por:

• Roca intacta: el volumen de roca que se encuentra entre las discontinuidades. También se llama matriz rocosa o sustancia rocosa.

• Discontinuidades: fallas, diaclasas, planos de fractura, de clivaje, etc.

suelo

transición

roca


La mecánica de rocas trata con un material previamente cargado. Al alterar la geometría del macizo rocoso (mediante una excavación en la roca), se redistribuyen los esfuerzos existentes. El macizo estaba en equilibrio y lo desestabilizamos. El principal problema de la mecánica de rocas es que se desconocen estas cargas. Es necesario, entonces, medir estos esfuerzos antes de iniciar la obra. Hay que medir:

• Grado de fracturamiento. • Estado tensional.

Las propiedades de las rocas son desconocidas. Hay que medirlas mediante ensayos de laboratorio o de terreno.

Clasificación Geológica de las rocas Desde un punto de vista genético:

• Ígneas • Sedimentarias • Metamórficas

Desde un punto de vista del comportamiento:

• Textura cristalina • Textura clástica • Rocas de granos muy finos • Rocas orgánicas

El comportamiento puede ser elástico y frágil, o plástico (deformación irreversible), viscoso (orgánicos), anisótropo o isótropo (micas). Es necesario hacer una descripción acabada de las rocas especificando:

• Textura • Composición • Tipo de cementación en las discontinuidades • Diaclasamiento • Contenido de humedad • Poros • Etc.

Propiedades

• Porosidad: proporción entre vacíos y sólido • Densidad: información mineralógica y de constitución de los granos • Velocidad sónica: grado de fracturamiento • Permeabilidad: conexión entre poros • Durabilidad: tendencia de componentes a degradarse • Resistencia: competencia de la roca


Estas propiedades básicas no miden el comportamiento ante cambios en las condiciones de esfuerzos en la roca. Estos índices son de la roca intacta. El macizo rocoso debe ser evaluado adicionalmente para la aplicación de interés. Porosidad: normalmente fluctúa entre 0 y 40%.

talvolumen toporos devolumen

==T

P

VVn

Densidad:

volumenpeso

=γ

Gravedad específica: adimensional

agua del densidadmaterial del densidad

=G

Para minerales comunes: G = 2.0 (halita) – 7.0 (galena) Para rocas comunes: G = 2.0 – 3.0 Carbón: G = 0.7 Permeabilidad: k Se rige por la Ley de Darcy:

Adxdpkqx ⋅⋅=

µ Donde:

• xq es el flujo en la dirección x (L3T-1) • k es la permeabilidad (L2) • µ es la viscosidad (FL-2T) • p es la presión del fluído (FL-2) • A es la sección del área normal a x (L2)

k se mide en Darcy: 1 darcy = 9.86 x 10-9 cm2. Permeabilidad de la roca intacta suele ser muy distinta de la permeabilidad del macizo rocoso.


Se puede relacionar con la separación de grietas en el macizo rocoso, por lo que provee un índice cuantitativo de calidad del macizo rocoso. Resistencia: Se mide mediante el ensayo de carga puntual:

2)50( DPIS =

• )50(SI es la resistencia a la carga puntual (rango típico va de 0.05 a 15 MPa) • P es la carga al momento de la ruptura • D es la distancia entre los puntos cargados

)50(24 SC I=σ se correlaciona con la resistencia a la compresión no confinada o simple. Esta ecuación es un resultado empírico entre la resistencia a la carga puntual y la resistencia a la compresión simple (no válida para rocas débiles). Durabilidad: Rocas pueden alterarse rápidamente al exponerse al aire, agua, tiempo, etc. Más aplicable a mecánica de suelos. Test:

• Tambor de 140 mm de diámetro y 100 mm de largo • Paredes de un tamiz de 2 mm de apertura • 500 grs de roca en 10 piezas • El tambor gira a 20 rpm durante 10 minutos en un baño de agua • Se mide el porcentaje de roca retenida dentro del tambor


Velocidad sónica: Se mide la velocidad del sonido a través del espécimen. Depende sólo de propiedades elásticas y densidad (en teoría), pero en la práctica también importan las fisuras de la roca. Se puede calcular la velocidad longitudinal teórica usando composición y proporciones (asume no fisuras).

∑=i il

i

l VC

V ,*

1

donde

• ilV , es la velocidad sónica promedio en mineral i

• iC es la proporción de mineral i en la roca

Se puede medir lV Index quality:

100% * ⋅=l

l

VVIQ

Correlación con porosidad:

%6.1100% nIQ ⋅−=


Clasificación de Macizo El comportamiento de probetas en laboratorio es muy distinto al comportamiento del macizo rocoso, producto de las discontinuidades y planos de debilidad. Es necesario medir el comportamiento del macizo rocoso, para lo cual se han definido sistemas de clasificación de macizos rocosos RQD: Rock Quality Designation Index (Deere et al., 1967)

• RQD: % del testigo intacto de más de dos veces el diámetro del testigo.


• A partir de testigos de sondajes de al menos 54.7 mm de diámetro. • RQD es un parámetro direccional. • Fracturas por manejo deben ser ignoradas.

RSR: Rock Structure Rating (Wickham et al., 1972) Método cuantitativo para seleccionar el soporte apropiado y describir calidad del macizo rocoso RSR máximo =100

RSR = A + B + C

• A: Geología o Origen del tipo de roca (ígneo, sedimentario o metamórfico) o Dureza de la roca (dura, media, blanda, descompuesta) o Estructura geológica (masiva, levemente, moderadamente, intensamente

plegada o fallada) • B: Geometría Patrones de discontinuidad con respecto a la dirección del tunel

o Espaciamiento de fracturas o Orientación de fracturas (manteo e inclinación) o Dirección del túnel

• C: Aguas subterráneas y condición de fisuras o Calidad del macizo rocoso basado en A y B o Condición de fisura (buena, mediana, mala) o Cantidad de flujo de agua



Parámetro A

Parámetro B

Parámetro C


RMR: Rock Mass Rating (Bieniawski, 1976 – 1989) Combina 6 factores asignándoles puntajes:

• Resistencia a la compresión uniaxial o Laboratorio o Ensayo de carga puntual en terreno

• RQD: o % de recuperación de testigo de largo > 2 veces el diámetro

• Espaciamiento de discontinuidades (se mide en testigos) o Se asume que la roca tiene 3 conjuntos de fracturas o Se utiliza el sistema más relevante

• Condición de discontinuidades o Descripción de “aspereza” de la superficie o Material de relleno o Usar el más liso y desfavorable

• Aguas subterráneas o Flujo de agua en excavación subterránea (si está disponible) o Presión de agua en discontinuidades o Se puede usar también el testigo

• Orientación de discontinuidades o Depende de aplicación o No es fácil de determinar o Cámaras en sondajes o Mapeo de piques

La clasificación se utiliza para definir soporte (fortificación) y como guía en la elección de métodos de explotación subterráneos.


Ejemplo: Túnel en granito levemente meteorizado con un set de discontinuidad principal con inclinación 60º contra la dirección del túnel. Ensayo de carga puntual entrega valores de 8 MPa y un RQD promedio de 70%. Discontinuidades son levemente ásperas y levemente alteradas con una separación de menos de 1 mm. Están espaciadas cada 300 mm. Se anticipa la presencia de agua durante la construcción del túnel.



MRMR: Modified Rock Mass Rating (Laubsher, 1977, 1984) Ajusta el RMR para considerar:

• Esfuerzos in situ e inducidos • Efectos de tronadura y alteración por exposición de la roca fresca al ambiente

Modificaciones fueron hechas inicialmente para condiciones en minas de block caving Q: Rock Tunneling Quality Index (Barton et al., 1974) Q varía en escala logarítmica de 0.001-1000

Q = (RQD / Jn) x (Jr / Ja) x (Jw / SRF)

• RQD Rock Quality Designation • Jn Número de sistemas de discontinuidad • Jr Número de rugosidad de discontinuidades • Ja Número de alteración de discontinuidades • Jw Factor de reducción por agua en discontinuidades • SRF Stress reduction factor

Se puede asociar un significado a los tres cuocientes de la fórmula:

• (RQD / Jn) mide tamaño de bloques • (Jr / Ja) rugosidad y fricción de discontinuidades (resistencia al cizalle entre

bloques) • (Jw / SRF) parámetros de esfuerzos

Correlación propuesta por Bieniawski:

RMR = 9 log Q + 44 Todos estos métodos pueden usarse para determinar la estabilidad de las excavaciones y definir la fortificación necesaria




Uso para definir requerimientos de fortificación:

• Considerar la luz, diámetro o altura de la excavación • Calcular el ESR (Excavation Support Ratio) • Calcular el valor de Q



Modos de Falla de Rocas Flexión:

• Falla por propagación de grietas de tensión • Techo de labor en roca estratificada • Fallamiento por peso propio

Cizalle: • Generación de

superficie de ruptura donde los esfuerzos de corte se concentran

• Roca se relaja fracturándose y linera el esfuerzo

• También generado de manera indirecta con herramientas de perforación

Tracción directa:

• Puede producirse al superarse la fricción, por gravedad

• Fractura en planos no conectados, de poca potencia


Ensayos de laboratorio Probetas de largo L, diámetro D y razón D/L aproximadamente igual a 2. Ensayo de carga puntual: Compresión simple - no confinada

2)50( DPIS =

P es la carga al momento de la ruptura D es la distancia entre los puntos cargados

σ1f = P / A σ1 crece de 0 a σ1f σ2 y σ3 son cero Rango típico: 10-350 MPa

Ensayo de durabilidad Tracción indirecta o ensayo brasileño

Compresión triaxial

• Aplicación simultánea de compresión y presión de confinamiento axisimétrica. • Celda triaxial: depósito en que la probeta se somete a una presión de confinamiento

mediante un líquido a presión (aceite)


Tracción Simple • Más complejo que el ensayo de compresión simple • Menos interés práctico

Fortificación El objetivo de la fortificación es estabilizar excavaciones que han producido un cambio en los esfuerzos de la roca. Los sistemas de soporte están formados por refuerzos de roca (cable, perno) y soportes de roca (marcos de acero, shotcrete, malla, mesh and lacing).

• Cable de roca: cables de estructura pretensada. Pueden estar cementados a columna completa o en una fracción. Pueden instalarse en tensión o distensionados.

• Solicitaciones: requerimientos a que se somete a los sistemas de soporte: fuerzas o presiones, también corrosión y temperatura.

El principal problema en el diseño de soportes para excavaciones es la determinación de las cargas. A continuación se describen brevemente, algunos elementos de soporte:


• Perno: Tubo o barra sólida de acero o fibra. Se instala sin tensión, sujeto a la roca por una pasta cementante, o se sujeta por fricción. Se instala en conjunto con planchuela y tuerca.

• Planchuela: Plancha de acero triangular o cuadrada. Tiene por finalidad aumentar el área de soporte del perno y conectar otros elementos (malla)

• Tuerca: de fierro fundido hexagonal

• Sistema Swellex: Perno se “infla” para generar adherencia por fricción.


• Sistema Split Set:

• Malla: de tejido romboidal, de alambre galvaniuzado blando. o Malla 10006: rombo 100 x 100 mm y alambre nº 6 (5.16 mm de diámetro) o Sostiene la eventual caída de planchones y sirve como refuerzo junto con el

shotcrete

• Cables de acero: diversos tipos. Principales características son: o Diámetro o Composición: número de cordones, su composición, tipo de alma o Paso:

de cordoneado (alambre) de cableado (cordón)

o Masa por unidad (peso por metro) o Sección metálica: suma de secciones rectas nominales de todos los alambres

que componen el cable o Carga de rotura



• Shotcrete: hormigón proyectado (1907). Se puede aplicar por vía seca o vía húmeda. Algunas características:

o R28 = 280 kg/cm2 o Relación agua / cemento:

Vía húmeda: 0.4 a 0.55 Vía seca: 0.3 a 0.5

o Materiales: Cemento Áridos Agua Aditivos Acelerantes Plastificantes Sílica Fibra de acero

o Tiene dos funciones básicas: Estabilizar después de tronadura:

• Evita caída de pequeños bloques • Sella filtraciones de agua

Soporte de galerías combinado con pernos, cables y malla.



MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – SELECCIÓN DE MÉTODO

Definición El método de explotación es la estrategia global que permite la excavación y extracción de un cuerpo mineralizado del modo técnico y económico más eficiente:

• Define los principios generales según los que se ejecutan las operaciones unitarias • Define criterios con respecto al tratamiento de las cavidades que deja la extracción

Clasificación de Métodos Una primera clasificación de los métodos se refiere a si la explotación se realiza siempre expuesta a la superficie o si se desarrolla a través de labores subterráneas. Así, debemos primero separar:

• Métodos de explotación a cielo abierto • Métodos de explotación subterránea

Entre los métodos de explotación de superficie, se pueden identificar los siguientes:

• Cielo abierto, rajo abierto o tajo abierto (llamado Open Pit en inglés). Es el método que más se ve en Chile, particularmente en la explotación de yacimientos de metales básicos y preciosos.

• Cantera (llamado Quarry en inglés). Este nombre se da a la explotación de mineral que puede utilizarse directamente en aplicaciones industriales, como es el caso de la sílice, caliza y piedra de construcción.

• Lavaderos o placeres. Corresponde a la explotación de depósitos de arena en antiguos lechos de ríos o playas, con el fin de recuperar oro, piedras preciosas u otros elementos químicos valiosos.

• Otros. Existen otros métodos poco convencionales para le extracción de algunos elementos de interés, como por ejemplo la disolución, que corresponde a la extracción de azufre o sales solubles mediante la incorporación de un solvente y posterior extracción del soluto de la solución recuperada, y la minería costa afuera, para la extracción de nódulos de manganeso presentes en el fondo del océano.

En cuanto a los métodos de explotación subterráneos, se distinguen según el tratamiento que hagan de la cavidad que deja la extracción de mineral. Sin embargo, en la práctica, la explotación requiere variar y combinar los métodos presentados a continuación, dado que los depósitos raramente se ajustan exactamente a las características ideales de aplicación de alguno de los métodos.


• Métodos autosoportantes o de caserones abiertos: Corresponden a aquellos que

consideran la extracción del mineral y dejar la cavidad que éste ocupaba vacía. Para ello, el caserón debe mantenerse estable en forma natural (ser autosoportante) o requerir escasos elementos de refuerzo. Estos caserones se dejan vacíos una vez que concluye la explotación.

o Room and Pillar o Stope and Pillar o Shrinkage Stoping o Sublevel Stoping o Vertical Crater Retreta

• Métodos soportados o de caserones que requieren elementos de soporte para

mantenerse estables y/o que se rellenan con algún material exógeno. o Cut and Fill Stoping o Excavation Techniques o Backfilling Methods

• Métodos de hundimiento, esto es, donde las cavidades generadas por el mineral

extraído son rellenas con el material superpuesto (mineral, mientras dura la explotación, y estéril, una vez finalizada). El hundimiento y consecuente relleno de las cavidades se produce simultáneamente a la extracción del mineral.

o Longwall Mining o Sublevel Caving o Block / Panel Caving

Criterios de selección del método Características Espaciales Rajo vs Subterránea Afectan tasa de producción, método de manejo de material, diseño de la mina en el depósito.

• Tamaño (alto, ancho o espesor) • Forma (tabular, lenticular, masivo, irregular) • Disposición (inclinado, manteo) • Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga)

Condiciones Geológicas e Hidrológicas Tanto de mineral como de roca de caja (o huésped) Afecta la decisión de usar métodos selectivos o no selectivos

• Requerimiento de drenaje, bombeo, tanto en rajo como en subterránea • Mineralogía es importante para procesos • Mineralogía y petrografía (óxidos vs. Sulfuros) • Composición química


• Estructura del depósito (pliegues, fallas, discontinuidades, intrusiones) • Planos de debilidad (grietas, fracturas, clivaje) • Uniformidad, alteración, meteorización (zonas, límites) • Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, flujo, nivel freático)

Consideraciones Geotécnicas Selección del método (soporte necesario) Hundibilidad

• Propiedades elásticas • Comportamiento plástico o viscoelástico • Estado de los esfuerzos (originales, modificados por la excavación) • Consolidación, compactación, competencia • Otras propiedades físicas (gravedad específica, poros, porosidad, permeabilidad)

Consideraciones Económicas Determinan el éxito del proyecto Afectan inversión, flujos de caja, periodo de retorno, beneficio

• Reservas (tonelaje y ley) • Tasa de producción • Vida de la mina (desarrollo y explotación) • Productividad • Costo de mina de métodos posibles de aplicar

Factores Tecnológicos Se busca la mejor combinación entre las condiciones naturales y el método

• Porcentaje de recuperación • Dilución • Flexibilidad a cambios en la interpretación o condiciones • Selectividad • Concentración o dispersión de frentes de trabajo • Capital, mano de obra, mecanización

Factores Medioambientales No sólo físico, sino que también económico-político.social

• Control de excavaciones para mantener integridad de las mismas (seguridad) • Subsidencia y efectos en superficie • Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad) • Fuerza laboral (contratos, capacitación, salud y seguridad, calidad de vida,

condiciones de comunidad)


En consideración a estos factores, se debe tomar una decisión respecto a si explotar el cuerpo mineralizado mediante métodos de explotación de superficie o métodos de explotación subterráneos. Las características espaciales (geometría del cuerpo) y la competencia de la roca son esenciales dado que pueden determinar la conveniencia de utilizar un método por sobre otros. Sin embargo, puede haber casos en los que el depósito puede explotarse mediante métodos de superficie o subterráneos. En estos casos, es necesario tomar la decisión en función del beneficio económico que se generará en cada caso. Las siguientes figuras muestran la complejidad de las disposiciones de labores subterráneas en depósitos reales, las que deben compatibilizar la extracción desde diversos sectores de la mina, los cuales muchas veces son explotados con métodos diferentes.





MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – ROOM AND PILLAR

Room and Pillar El método se conoce en castellano como Caserones y Pilares, aunque casi siempre se utiliza su nombre en inglés. Mediante este método se explotaban 60% de las minas subterráneas de minerales distintos al carbón en Estados Unidos en los años 80 y el 90% de las minas de carbón. El método posee una variante denominada Stope and Pillar. Este método de explotación es el único aplicable en el caso de yacimientos tabulares horizontales o sub-horizontales, con inclinaciones de hasta 30º. Se trata, por lo general, de depósitos estratificados de origen sedimentario. Principio Consiste en lo esencial en excavar lo más posible el cuerpo mineralizado dejando pilares de mineral que permiten sostener el techo de material estéril. Las dimensiones de los caserones y de los pilares depende de la mayor o menor competencia de la roca sobrepuesta (estabilidad del techo) y también de la roca mineralizada (estabilidad de los pilares), como asimismo del espesor del manto y de las presiones existentes. Por lo general los pilares se distribuyen en una disposición o arreglo lo más regular posible, y pueden tener una sección circular, cuadrada o rectangular semejando un muro. Los caserones abiertos tienen forma rectangular o cuadrada. Al término de la explotación de un área determinada es posible recuperar, al menos parcialmente, un cierto porcentaje de los pilares, dependiendo del valor del mineral que se está extrayendo. El control de leyes es primordial (más importante que diseño minero y ventilación): resulta en un diseño ad-hoc, irregular, con pilares de baja ley no recuperables Se puede trabajar a frente completa (full face slicing) o por tajadas (multiple slicing)

• Frente completa: hasta 8-10m de espesor • Tajadas: más de 10 m de espesor


En la explotación por tajadas se saca primero la parte superior y luego se banquea y saca la parte inferior, lo que permite la explotación simultánea de ambas frentes. Desarrollos En los cuerpos mineralizados de inclinación cercana a la horizontal, se requieren mínimos desarrollos previos a la explotación propiamente tal. Casi siempre es posible utilizar como vías de acceso y transporte del mineral los mismos caserones ya explotados. En el caso de cuerpos de mayor inclinación, donde las pendientes no permiten la circulación de los equipos de carguío y transporte sobre neumáticos, es necesario desarrollar con anterioridad niveles horizontales, espaciados regularmente según la vertical y orientados según el rumbo del manto. Tales niveles se pueden comunicar entre sí mediante rampas, o también se pueden habilitar piques de traspaso cortos que conducen el mineral a un nivel de transporte principal horizontal emplazado bajo el manto. Arranque La perforación y tronadura de producción se realiza según las prácticas habituales que se aplican en el avance de túneles y/o galerías. Dependiendo del espesor del manto, vale decir, del espacio disponible, el nivel de mecanización que es posible utilizar incluye desde perforación manual hasta jumbos de gran tamaño. En presencia de mantos de gran potencia (espesor) la operación de arranque se realiza en dos etapas:

1. Se extrae la parte superior del manto según la modalidad antes indicada 2. Luego se recupera la tajada inferior mediante una operación de banqueo como en una

mina a cielo abierto. Dependiendo de la inclinación del manto, se utilizan equipos montados sobre neumáticos o sobre orugas. Carguío y transporte El mineral tronado se carga directamente en los frentes de trabajo, de preferencia con equipos cargadores diesel montados sobre neumáticos. El espesor del manto, las dimensiones de los espacios y de los accesos disponibles, y la capacidad productiva de la faena, determinan el nivel de mecanización que es posible utilizar.


En mantos de gran potencia, sin problemas de espacio, se usan cargadores frontales y camiones normales. Con restricciones de espacio, se prefieren los cargadores LHD conjuntamente con camiones especiales de bajo perfil. Ventilación La gran extensión horizontal que pueden alcanzar los laboreos y el uso intensivo de equipo diesel, hacen necesario implantar un sistema de ventilación que puede llegar a ser bastante complejo. En la mayoría de los casos resulta indispensable instalar sistemas de ventilación secundaria, utilizando ductos y ventiladores auxiliares ubicados en las proximidades de los frentes de trabajo. Fortificación Los yacimientos estratificados requieren un riguroso control de la estabilidad del techo, el riesgo de derrumbes o desplomes de material está siempre presente. Se recurre por lo general al apernado sistemático del techo. También, si se estima necesario, es posible reforzar o fortificar los pilares, mediante pernos, cables e incluso un enzunchado de cintas metálicas. En resumen, se consideran los siguientes elementos de fortificación:

• Apernado de techo sistemático • Pernos de roca:

o Lechados (a columna completa) o Anclados mecánicamente (puntual) o 5/8, ¾, 1, 1 ¼ pulgadas o 7, 9, 17, 26 toneladas de resistencia o Pensionados a 50% de resistencia

• Planchuelas de 6 pulgadas (150 mm) y de ¼ a 3/8 pulgadas de espesor, planas o como campanas, que distribuyen el esfuerzo de la roca en el collar del perno a través de una tuerca

• Malla puede instalarse entre pernos • Shotcrete para largo plazo • La resistencia de pernos disminuye con el tiempo (puede ser necesario tensarlos

nuevamente, o reemplazarlos durante la vida de la operación) Comentarios En mantos de un espesor importante y de inclinación cercana a la horizontal, el método por room and pillar puede adoptar un alto grado de mecanización, operacionalmente muy eficiente y con una alta capacidad productiva.


La disposición y diseño de las labores es bastante simple y esquemática, permitiendo con facilidad el desarrollo simultáneo de diferentes áreas productivas. No requiere de grandes inversiones en desarrollos de preproducción. Permite una explotación selectiva, dado que siempre existe la posibilidad de dejar como pilares los sectores de más baja ley. La recuperación del yacimiento es uno de los puntos débiles de este método. Una proporción importante del mineral necesariamente debe dejarse como pilares. En cuanto a la dilución, se puede manejar en un nivel muy bajo, controlando la estabilidad del techo y la correcta ejecución de los diagramas de disparo. Características En resumen, las características del método son:

• Método barato, productivo, fácil de mecanizar y simple de diseñar. • Se usa en depósitos horizontales o sub-horizontales (hasta 30º) en roca

razonablemente competente y espesores de 2 a 6 m en carbón, sal, potasio, calizas. En algunos casos pueden considerarse mantos de mayor potencia.

• Consideraciones de diseño: o Estabilidad del techo o Resistencia de los pilares o Espesor del depósito o Profundidad de la mina

• Objetivo: extraer la cantidad máxima de mineral compatible con condiciones seguras de explotación.

• Pilares pueden recuperarse: o Relleno (backfill) en minas no de carbón o Retroceso (retreat mining) en minas de carbón, permitiendo subsidencia

Diseño de Pilares La metodología más simple de diseño de pilares asume que el esfuerzo en el pilar está distribuido uniformemente y que es igual al esfuerzo geoestático vertical original, dividido por la razón entre el área del pilar y el área original (tributaria). El fallamiento ocurre cuando este esfuerzo excede la resistencia a la compresión del pilar de roca. Esta aproximación no considera:

• Extensión y profundidad del área explotada • Componente del esfuerzo paralelo al estrato • Propiedades de deformación del pilar, techo y suelo • Posición de pilares en el área explotada


La resistencia del pilar se calcula a partir de las características geométricas (ancho y alto) y de tests de laboratorio o estudios estadísticos empíricos. Normalmente en la explotación, se separan zonas dejando muros entre ellas




MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – SHRINKAGE STOPING

Shrinkage Stoping El shrinkage stoping es un método de explotación vertical aplicable a vetas (estructuras verticales), principalmente para explotaciones menores. En su esencia, consiste en utilizar el mineral quebrado como piso de trabajo para seguir explotando de manera ascendente. Este mineral provee además soporte adicional de las paredes hasta que el caserón se completa y queda listo para el vaciado. Los caserones se explotan ascendentemente en tajadas horizontales, sacando solamente el ~35% que se esponja y dejando hasta el momento del vaciado el resto (~65%). Es un método intensivo en mano de obra, difícil de mecanizar. Se aplica generalmente a vetas angostas de 1.2 a 30 m o a cuerpos donde otros métodos son técnica o económicamente inviables. Para asegurar que el mineral fluya (que no se “cuelgue”), el mineral no debe tener muchas arcillas, ni debe oxidarse rápidamente, generando cementación. El cuerpo mineralizado debe ser continuo para evitar la dilución. El estéril debe extraerse como dilución o dejarse como pilares aleatorios (que no impidan el flujo). Condiciones de aplicación Este método de explotación 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, vale decir, mayor a 55º. La roca mineralizada debe ser estable y competente. La roca encajadora (paredes) debe presentar también buenas condiciones de estabilidad. Principios Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Una proporción del mineral quebrado, equivalente al aumento de volumen o esponjamiento (30 a 40 %), es extraída continuamente por la base. El resto queda almacenado en el caserón, de modo de servir como piso de trabajo para la operación de arranque (perforación y tronadura) como asimismo de soporte de las paredes del caserón.


Cuando el proceso de arranque alcanza el límite pre-establecido superior del caserón, cesan las operaciones de perforación y tronadura, y se inicia el vaciado del caserón extrayendo el mineral que ha permanecido almacenado (60 a 70%). Los pilares y puentes de mineral que separan los caserones por lo general son recuperados con posterioridad. Desarrollos El método requiere conocer bastante bien la regularidad y los límites del cuerpo mineralizado. Para ello, se construyen dos niveles horizontales separados verticalmente por 30-180 m, los cuales permiten definir la continuidad de la veta y determinar la regularidad en el espesor de la misma. A esto, se agrega una o más chimeneas, construidas por Alimak o Raise- Boeing, las que permiten definir la continuidad vertical, facilitan la ventilación y permiten el acceso del personal y equipos. Finalmente, hay tres alternativas para el desarrollo que sigue: 1. Puntos de extracción cada 1-10m en la base del cuerpo

Instalación de chute de madera en cada punto 2. Correr galería paralela a la base del cuerpo a 7.5 – 15 m en footwall (por estabilidad)

Correr estocada de extracción desde la galería de extracción a la galería de base del depósito cada 7.5 – 15 m

Tronar la primera tajada y se extrae el esponjamiento con LHD o scraper 3. Cuerpos más anchos:

Correr dos galerías de base Construir embudos Por el centro de las dos galerías de base, correr galería de extracción con scraper

y estocadas de extracción para que el esponjamiento fluya hacia la galería de extracción

Arranque Las condiciones de aplicación de este método (vetas angostas de baja capacidad productiva), como también las dificultades de acceso y el piso de trabajo irregular no permiten la utilización de equipos mecanizados de perforación. En la práctica normal se utilizan perforadoras manuales (jack-legs o stopers) y barras integrales. Los tiros pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m) con diámetros de 32 a 38 mm. Excepcionalmente, se utiliza perforación mecanizada, mediante el uso de: drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta 3.0 m). La tronadura se realiza utilizando ANFO, geles (hidrogeles), slurry (emulsiones) y con iniciación no eléctrica normalmente.


Manejo de mineral El sistema tradicional o más antiguo consiste en el carguío directo del esponjamiento por el nivel de extracción mediante de pequeños carros de ferrocarril, mediante buzones instalados en la base de los embudos recolectores. Es necesario nivelar el piso para seguir perforando después de cada tronada, dentro del caserón, para lo que se pueden utilizar slushers, LHD pequeños o simplemente palas y realizar el trabajo manualmente. Después de tronar y extraer cada tajada vertical, se deben subir los accesos (fortificación de accesos con madera). 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 superficie, o en combinación con piques de traspaso cortos, ferrocarril o camiones, y rampas o piques de extracción. Ventilación El frente de trabajo se ventila inyectando aire desde la galería de transporte ubicada en la base a través de la chimenea de acceso emplazada en uno de lkos pilares que flanquean el caserón. El aire viciado se extrae hacia el nivel superior por la chimenea emplazada en el otro pilar correspondiente al caserón vecino. Fortificación Dependiendo de la estabilidad de la roca encajadora, se recurre normalmente a un apernado parcial o sistemático de las paredes del caserón. En situaciones de mayor inestabilidad se colocan pernos y malla de acero, o incluso shotcrete. También es posible dejar algunos pilares de mineral de pequeñas dimensiones. Muestreo de canaleta o de chips en intervalos regulares para control de leyes Vaciado El vaciado es la etapa más peligrosa. Se debe evitar este método si el material se pega o cementa (arcillas) y puede crear colgaduras o arcos. Estas colgaduras pueden ser “deshechas” mediante el uso de agua, explosivos o a mano, lo cual es muy riesgoso. Las colgaduras son costosas y peligrosas. El vaciado debe hacerse sistemático y parejo, para evitar la dilución

• Tren, LHD / camión, slusher (balde de arrastre)


Comentarios

• En la actualidad la aplicación de este método ha quedad relegada a la llamada minería artesanal. Vetas angostas que no permiten gran mecanización.

• Es intensivo en mano de obra y las condiciones de trabajo son relativamente más difíciles, con exposición a riesgos comparativamente mayores en relación a otros métodos.

• Baja capacidad productiva, no permite una gran selectividad, recuperación regular (se dejan pilares y puentes), dilución en cierta medida controlable.

• La mayor parte del mineral arrancado permanece almacenado en los caserones durante un tiempo bastante lago, lo que incide negativamente en el capital de trabajo y flujos de caja del negocio.

Parámetros

• Características del mineral: mineral competente, que no se oxide ni cemente, bajo en arcillas

• Características de roca de caja: competente a moderadamente competente • Forma del depósito: vertical, uniforme en su inclinación y contactos

o Inclinación > 45º, ojalá > 60º • Tamaño:

o Angosto a moderado espesor (1 a 30 m) o Largo: 15 m en adelante

• Ley: moderada a alta Ventajas

• Tasas de producción pequeñas a medianas • Vaciado del caserón por gravedad • Método simple, para minas pequeñas • Capital bajo, algo de mecanización posible • Soporte de mineral y paredes mínimo • Desarrollos moderados • Buena recuperación (75 a 100%) • Baja dilución (10 a 25%) • Selectividad posible

Desventajas

• Productividad baja a moderada (3-10ton/hombre-turno • Costos moderados a altos • Intensivo en mano de obra • Mecanización limitada • Condiciones de trabajo difíciles • Aprox 60% del mineral “preso” dentro del caserón hasta el final • Colgaduras • Pérdida del caserón en vaciado si no se hace con cuidado







MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – SUBLEVEL STOPING

Sublevel Stoping Este método se aplica preferentemente en yacimientos de forma tabular verticales o subverticales de gran espesor, por lo general superior a 10 m. Es deseable que los bordes o contactos del cuerpo mineralizados sean regulares. También es posible aplicarlo en yacimientos masivos o mantos de gran potencia, subdividiendo el macizo mineralizado en caserones separados por pilares, que posteriormente se pueden recuperar. Tanto la roca mineralizada como la roca circundante deben presentar buenas condiciones de estabilidad; vale decir, deben ser suficientemente competentes o autosoportante. Principios El sublevel stoping es un método en el cual se excava el mineral por tajadas verticales dejando el caserón vacío, por lo general de grandes dimensiones, particularmente en el sentido vertical. El mineral arrancado se recolecta en embudos o zanjas emplazadas en la base del caserón, desde donde se extrae según diferentes modalidades. La expresión “sublevel” hace referencia a las galerías o subniveles a partir de los cuales se realiza la operación de arranque del mineral. Desarrollos Un nivel base o nivel de producción, consiste en una galería de transporte y estocadas de carguío que permiten habilitar los puntos de extracción. Embudos o zanjas recolectoras de mineral. Cuando se trata de una zanja continua a lo largo de la base del caserón – modalidad preferida en la actualidad – se requiere el desarrollo previo de una galería a partir de la cual se excava la zanja. Galerías o subniveles de perforación, dispuestos en altura según diversas configuraciones conforme a la geometría del cuerpo mineralizado.


Una chimenea o una rampa de acceso a los subniveles de perforación, emplazada en el límite posterior del caserón. Una chimenea a partir de la cual se excava el corte inicial o cámara de compensación (slot) que sirve de cara libre para las primeras tronaduras de producción. Arranque En la versión convencional se perforan tiros radiales (abanicos) a partir de los subniveles dispuestos para esos fines. Se trata de tiros largos (hasta unos 30 m) de 2 a 3 pulgadas de diámetro, perforados de preferencia con jumbos radiales electro-hidráulicos y barras de extensión. En la versión LBH (long blast hole) se perforan tiros de gran diámetro (4 ½ a 6 ½ pulgadas), en lo posible paralelos y de hasta unos 80 m de longitud. Se utiliza equipo DTH. Las operaciones de perforación y tronadura se pueden manejar en este caso en forma continua e independiente. Se puede barrenar con anticipación un gran número de abanicos, los que posteriormente se van quemando según los requerimientos del programa de producción. Manejo del mineral En su modalidad más antigua el mineral arrancado se cargaba directamente a carros a través de buzones dispuestos en la base del caserón. La presencia de bolones – frecuente en este método – es un problema complicado, dado que no es posible reducir de tamaño en los buzones. Era necesario instalar estaciones de control (parrillas) antes de los buzones. También es posible la utilización de scapers para extraer el mineral, y luego arrastrarlo y cargarlo a carros de ferrocarril. En este caso, el manejo del material grueso o de sobre-tamaño es mucho más simple. Hoy en día se utilizan preferentemente equipos LHD para la extracción, carguío y transporte del mineral hacia estaciones de traspaso, donde es cargado a carros o camiones para su transporte final a superficie. Ventilación La utilización generalizada hoy en día de equipos cargadores diesel (LHD) para el manejo del mineral, exige disponer de una adecuada ventilación del Nivel de Producción. Para tal propósito, se utilizan las galerías de acceso o de cabecera ubicadas en los límites del caserón: el aire es inyectado por una de estas galerías y luego de recorrer el nivel es extraído por la otra. Los subniveles de perforación se ventilan desviando parte del flujo de aire hacia las chimeneas o rampas de acceso a dichos subniveles.


Fortificación Como fuera señalado anteriormente, la aplicación de este método exige buenas condiciones de estabilidad tanto de la roca mineralizada como de la roca circundante. No requiere, por lo tanto, de la utilización intensiva o sistemática de elementos de refuerzo. Las galerías de producción en la base de los caserones se fortifican por lo general – según requerimiento – mediante pernos cementados o pernos y malla de acero (incluso shotcrete), atendiendo a las condiciones locales de la roca. En los subniveles de perforación se puede utilizar localmente elementos de refuerzo provisorios cuando las condiciones de la roca así lo requieran. Comentarios El advenimiento de innovaciones tecnológicas en cuanto a perforación y tronadura subterránea de tiros largos de gran diámetro (LBH), ha traído consigo un significativo aumento de la popularidad de este método. El mayor volumen y complejidad de los desarrollos es compensado por la mayor eficiencia de las operaciones. La perforación, la tronadura y la extracción del mineral son operaciones que se pueden ejecutar de modo independiente entre sí. Permite la utilización intensiva de equipos mecanizados de gran rendimiento; vale decir, pocas unidades con escaso personal. Se puede obtener así una alta productividad en un sector concentrado de la mina. El trazado de los límites de los caserones no acepta líneas sinuosas. En el marco de esos límites pueden quedar incorporados sectores de baja ley como así mismo quedar excluidos otros de alta ley. En este sentido el método SLS es poco selectivo, especialmente en su versión moderna LBH. El conocimiento riguroso y la interpretación adecuada del modelo geológico del yacimiento son factores claves para el éxito de la aplicación de este método; conjuntamente con un cuidadoso control del trazado de los diagramas de tronadura. Características

• Alta producción • Aplicable a cuerpos largos, muy inclinados (idealmente verticales), regulares y con

roca mineral y de caja competente • Productividad: 15-40 ton / hombre turno • Cada caserón puede producir más de 25.000 ton / mes • Intensivo en desarrollos, pero todos son hechos en mineral • Método no es selectivo � cuerpos tienen que ser regulares • Uno de los métodos subterráneos de más bajo costo

Tipo de cuerpo mineralizado

• Regular


• Grande • Resistente y competente • Muros deben autosoportarse • Desde 6 m de ancho • Cuerpos parejos y bien definidos • Dilución • Sin inclusiones de estéril • Sin fracturas • Se truena muchas veces inestabilidad • Caserones permanecen abiertos por largo tiempo

Desarrollo

• Acceso por pique en footwall • Galerías de transporte cada 45 – 120 m • Subniveles cada 10 – 55 m • Slot para cara libre • Pilares se dejan para separar caserones y pueden recuperarse

Extracción

• Embudos que cargan directamente a tren (con nivel de reducción) o Tronadura secundaria

• Embudos que cargan a tren (sin nivel de reducción) o Requiere material de granulometría fina

• Slusher • Parrillas para carguío de tren • LHD a puntos de traspaso • Pala autocargadora a tren

Perforación de producción

• Factores que influyen: o Dureza o Tamaño requerido para traspaso o Diámetro de tiros o Largo de tiros o Orientación o Espaciamiento

• Estos factores contribuyen a elegir el equipo de perforación • Perforación en abanico o tiros paralelos • LBH:

o Diámetro: 170 mm o Distancia entre subniveles: 45 – 55 m o Espaciamiento y burden: 6 x 6 m

Tronadura de producción

• Factores: o Fragmentación requerida o Diámetro de perforación


o Espaciamiento y burden o Condición de tiros o Agua o Tamaño permitido de la tronadura (vibraciones) o Dureza del mineral

• ANFO, hidrogeles, emulsiones y ANFOS pesados a granel o empaquetados • Tronadura secundaria

o Perforación y tronadura o Carga cónica

Relleno de caserones

• Razones medioambientales o de seguridad • Se puede realizar con:

o Roca no cementada o Arena o Roca cementada o Colas cementadas o Etc.

• Permite recuperar pilares Aspectos económicos

• Alta productividad • Bajo costo • Mecanización

Ventajas

• Muy favorable para mecanización • Altamente eficiente

o Hasta 110 ton / hombre turno • Tasa de producción moderada a alta (25.000 ton / mes) • Método seguro y fácil de ventilar • Recuperación sobre 90% • Dilución baja: < 20% • Perforación puede adelantarse • En operaciones grandes, tronaduras semanales son frecuentes turnos entrenados y

eficientes • Mineral está disponible de inmediato al iniciarse la tronadura de producción

Desventajas

• Intensivo en capital bastantes desarrollos antes de iniciar la producción • No selectivo • Ineficiente a bajas inclinaciones • Tronadura secundaria puede generar gases que vuelven al caserón

Variantes

• VCR: vertical crater retreat o Tronadura con cargas esféricas en la base de hoyos verticales










MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – CUT AND FILL

Cut and Fill Stoping Aplicable a depósitos verticales (vetas) o depósitos de gran tamaño e irregulares. Condiciones de aplicación Se aplica por lo general en cuerpos de forma tabular verticales o subverticales, de espesor variable desde unos pocos metros hasta 15 o 20 m en algunos casos Se prefiere a otras alternativas cuando la roca encajadora (paredes) presentan malas condiciones de estabilidad (incompetente). En cambio, la roca mineralizada debe ser estable y competente, especialmente si se trata de cuerpos de gran espesor. El mineral extraído debe ser suficientemente valioso de modo que el beneficio obtenido por su recuperación compense los mayores costos del método. Principios Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Todo el mineral arrancad es extraído del caserón. Cuando se ha excavado una tajada completa, el vacío dejado se rellena con material exógeno que permite 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 artificiales emplazados en relleno, que se van construyendo a medida que la explotación progresa hacia arriba. Como relleno, se utiliza el material estéril proveniente de los desarrollos subterráneos o de la superficie, también relaves o ripios de las plantas de beneficio, e incluso, mezclas pobres de material particulado y cemento para darle mayor resistencia. Desarrollos Una galería principal de transporte emplazada a lo largo de la base del caserón, dotada de las correspondientes instalaciones de carguío (buzones).


Subnivel de corte inicial (undercut), ubicado entre 5 a 10 m sobre el nivel de transporte, y sus correspondientes chimeneas de acceso. Piques o chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de relleno, comunicadas con la superficie o con un nivel superior. Arranque Se puede realizar con perforación horizontal como también vertical hacia arriba (bancos invertidos). Ambas soluciones tienen ventajas y desventajas. Dependiendo de las dimensiones del cuerpo mineralizado, espacios disponibles y capacidad productiva, es posible utilizar perforación manual (jack-legs o stopers) como también equipos tales como jumbos o wagon-drills. Manejo del mineral El manejo del mineral arrancado en el caserón consiste en cargarlo y transportarlo hasta los piques artificiales de traspaso. Dependiendo de las dimensiones del caserón y de la capacidad productiva de la faena, 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 Por lo general, 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. 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. Fortificación Teniendo en cuenta que este método se aplica en cuerpos tabulares con roca encajadora poco competente, la práctica habitual es el apernado sistemático de las paredes, incluyendo cintas metálicas, malla de acero o cables según las condiciones de terreno. El techo mineralizado se mantiene estable con elementos de fortificación semi-permanentes tales como pernos y/o malla de alambre.


Comentarios Es un método bastante versátil, con un rango de aplicación amplio, especialmente en condiciones de roca incompetente o de características impredecibles.Permite una buena recuperación y selectividad de las reservas, se pueden obviar sin problemas las irregularidades del yacimiento. Los sectores estériles pueden quedar como pilares, como asimismo es posible dejar en el mismo caserón mineral tronado de baja ley. La dilución es controlable utilizando sistemas de soporte adecuados. Entre sus debilidades se pueden señalar las siguientes:

• Discontinuidad de las operaciones para permitir la colocación del relleno y los elementos de refuerzo.

• El volumen de mineral arrancado en un ciclo de trabajo es relativamente pequeño. • Los requerimientos de mano de obra en actividades no productivas es alto, por lo

tanto la productividad del método es baja. Sin embargo, con los equipos sobre neumáticos disponibles hoy en día, se puede alcanzar un buen nivel de mecanización. La habilitación de rampas de acceso facilita el desplazamiento de los equipos de un caserón a otro, lo que permite mejorar sus rendimientos y, por consiguiente, la productividad del método. En suma, es un método de alto costo, cuya aplicación se justifica cuando el mineral extraído tiene un valor asociado importante y las condiciones de estabilidad de la roca encajadora son precarias. Variantes Overhand C&F Stoping

• Cortes horizontales de 1.8 a 4.6 m son extraídos alejándose del acceso, hacia arriba. • Mineral arrancado queda sobre el relleno

o desarrollo se inicia en la base del cuerpo • Techo 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 • Problemas con perforación para tronadura (interferencia) y porque hay que sacar

pernos a mano del material quebrado para que no interfiera en traspaso, y otros procesos (chancado)

o Soporte de techo y muros con madera Post Pillar Stoping

• Para cuerpos anchos verticalmente que no pueden ser explotados por Room and Pillar • Se mantienen pilares para soportar techo, pero el relleno los confina • Mineral debe ser de buena competencia para prevenir fallas en pilares y techo

Under C&F Stoping

• Igual al Overhand C&F Stoping, pero se procede en dirección descendente Drift&Fill Stoping

• Consiste en extraer por medio de galerías que son rellenas, permitiendo la extracción de la “galería” adyacente.






MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – SUBLEVEL CAVING

Sublevel Caving Condiciones de aplicación El método SLC se aplica de preferencia en cuerpos de forma tabular, verticales o subverticales, de grandes dimensiones, tanto en espesor como en su extensión vertical. También es aplicable en yacimientos masivos. La roca mineralizada debe presentar condiciones de competencia solo suficientes para que las labores emplazadas en ella permanezcan estables con un mínimo de elementos de refuerzo. La roca circundante, o más específicamente la superpuesta, debe ser poco competente, de modo que se derrumbe con facilidad ocupando el vacío dejado por la extracción de la roca mineralizada. Es deseable que la roca mineralizada y el material estéril superpuesto sean fácilmente diferenciables y separables, en el sentido de minimizar su mezcla y por consiguiente la dilución del mineral. Principios En general el concepto de método por hundimiento implica que el material estéril superpuesto se derrumba y rellena el vacío que va dejando la extracción del cuerpo mineralizado. Este proceso se debe propagar hasta la superficie, creando así una cavidad o cráter. Consiste en dividir el cuerpo mineralizad en subniveles especiados verticalmente entre 10 a 20 m. En cada subnivel se desarrolla una red de galerías paralelas que cruzan transversalmente el cuerpo, a distancias del orden de 10 a 15 m. Las galerías de un determinado subnivel se ubican entremedio y equidistantes de las galerías de los subniveles inmediatamente vecinos. De este modo, toda la sección mineralizada queda cubierta por una malla de galerías dispuestas en una configuración romboidal.


Las operaciones de arranque, carguío y transporte del mineral, se realizan a partir de estos subniveles en una secuencia descendente. Desarrollos Una rampa que comunica y permite el acceso a todos los subniveles. Galerías de cabecera en cada uno de los subniveles, emplazadas en la roca yacente (footwall), por lo general orientadas según el rumbo y siguiendo el contorno del cuerpo mineralizado. Galerías de arranque y extracción del mineral en todos los subniveles, según la disposición indicada previamente. Estas galerías, de gran sección, constituyen la mayor parte de los desarrollos requeridos y su excavación puede llegar a representar hasta un 20% de la capacidad productiva de la mina. Piques de traspaso que se conectan a todos los subniveles y que permiten la evacuación del mineral arrancado hacia un nivel de transporte principal. Arranque La operación de arranque se inicia en el subnivel superior, en retroceso desde el límite más alejado o pendiente (hanging wall) del cuerpo mineralizado hacia el límite yacente (foot wall). Desde cada galería del subnivel se perforan tiros hacia arriba, según un diagrama en abanico que cubre toda la sección de roca de forma romboidal ubicada inmediatamente encima. La longitud de los tiros es variable pudiendo alcanzar hasta unos 40m. El diámetro de perforación se ubica en el rango de 50 a 90 mm. Se utilizan jumbos electrohidráulicos diseñados para perforación radial. La perforación se realiza anticipadamente como una operación continua e independiente de la tronadura. Cada tronadura involucra entre dos y cinco abanicos por galería. Manejo del mineral El material arrancado se maneja con equipos LHD de gran capacidad, los cuales cargan el mineral en la frente de producción y lo transportan a través de las mismas galerías de perforación para vaciarlo en los piques de traspaso que se conectan a las galerías de cabecera. Este sistema operativo alcanza una alta eficiencia. Una misma pala puede mantenerse continuamente en operación sirviendo simultáneamente a varias galerías. A medida que se extrae el mineral tronado, el material estéril superpuesto rellena el vacío dejado por la explotación, mezclándose parcialmente con el mineral arrancado. La extracción continúa hasta que la introducción de material estéril supera un cierto límite pre-establecido.


Ventilación El uso intensivo de cargadores LHD diesel exige disponer de una buena ventilación en las galerías de producción. Considerando que tales labores son ciegas, se debe recurrir a sistemas auxiliares de ventilación. La solución más socorrida consiste en inyectar el aire fresco por la rampla. El aire accede así a la galería de cabecera donde se instala una puerta de control dotada de un ventilador soplante inyector. A partir de esta puerta, el aire sigue su recorrido hacia las galerías de producción por el interior de una red de ductos de acero o material plástico, que rematan en los frentes de trabajo. El aire retorna ventilando las galerías de producción hacia la galería de cabecera, de donde es evacuado por una chimenea – dotada de un ventilador extractor – ubicada al interior de la puerta de control. Fortificación Este método implica el desarrollo de una gran cantidad de labores de gran sección, específicamente las galerías de producción de 4 a 5 m de ancho, que a su vez tienen una vida relativamente corta. Ambos sentidos apuntan en sentido contrapuesto en cuanto a satisfacer de modo eficiente las condiciones de estabilidad de tales excavaciones. Si se trata de una roca competente no se requiere de elementos de fortificación adicionales. En presencia de rocas medianamente competentes, se pueden utilizar elementos de refuerzo provisorios tales como enmaderado, pernos cementados y malla de alambre. El principal problema se presenta en la mantención del frente de extracción o visera. La presencia de roca de mala calidad requiere de elementos de fortificación semi-permanentes tales como malla de acero, shotcrete o incluso marcos de acero, situación que puede afectar seriamente las posibilidades de aplicación del método. Comentarios El SLC es un método de alta capacidad productiva; su disposición general (layout) es bastante simple, regular y esquemática; y no requiere de excavaciones e instalaciones demasiado complejas. Las operaciones involucradas – desarrollo, arranque y manejo de mineral – se realizan en sectores o niveles distintos, con escasa interferencia, lo que permite una secuencia fluida e independiente de cada una de estas operaciones. Tales condiciones permiten una intensiva utilización de equipos mecanizados de alta productividad pudiendo así alcanzar el proceso un gran nivel de eficiencia y altos estándares técnicos.


La principal debilidad de este método es la alta dilución a la que queda expuesto permanentemente el mineral arrancado durante el proceso de extracción. Se mide en términos de la relación entre la diferencia de leyes del mineral in-situ y del material extraído, con respecto a la diferencia de leyes del mineral in-situ y del material contaminante. Se expresa en porcentaje y puede alcanzar en este caso cifras de hasta un 25%. La dilución, a su vez, afecta la recuperación de las reservas. Cuando la ley del material extraído alcanza el valor mínimo económico estimado aceptable (ley de corte), la extracción se interrumpe y parte del mineral arrancado se pierde. Requiere un gran volumen de desarrollos, que si bien es cierto en gran medida son en mineral, de todos modos los costos involucrados inciden de modo significativo en el costo operacional del proceso productivo.








MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN – BLOCK CAVING

Block Caving Condiciones de aplicación El método de block caving se aplica, casi sin excepción, en yacimientos masivos de grandes dimensiones, como son por ejemplo, los depósitos minerales diseminados conocidos con el nombre de cobres porfídicos, de gran ocurrencia e importancia económica en nuestro país. También es posible su aplicación en cuerpos de forma tabular de gran espesor. Sus mejores condiciones de aplicación se dan en rocas mineralizadas relativamente incompetentes, con un alto índice de fracturas, que se hunden con facilidad quebrándose en fragmentos de tamaño reducido. Sin embrago, la tecnología disponible hoy en día permite también su aplicación en macizos rocosos que presentan alta resistencia a fragmentarse. Es muy deseable o casi imprescindible que los límites del depósito sean regulares y que la distribución de leyes sea uniforme. Este método no permite la explotación selectiva o marginal de cuerpos pequeños, como a la inversa, tampoco es posible separar sectores de baja ley incluidos dentro del macizo mineralizado.


Principios En lo esencial, este método consiste en inducir 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 (gravitacionales y tectónicos), más los inducidos por la modificación de sus condiciones de equilibrio debido al corte basal, generan una inestabilidad en la columna de roca o loza inmediatamente superior. Esta se desploma parcialmente 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 embudos o 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 superficie, proceso que en la terminología minera se denomina subsidencia. El proceso termina cuando se ha extraído toda la columna mineralizada. El material estéril sobrepuesto desciende también ocupando el vacío dejado y en la superficie se observa la aparición de un cráter. Dependiendo de su extensión vertical, el cuerpo mineralizado puede ser explotado a partir de uno o de varios niveles de producción que se hunden sucesivamente en una secuencia descendente. Las alturas de columna entre los noveles puede variar entre 40 a 300 metros. Se distinguen en la práctica dos modalidades de aplicación de este método:

1. Block Caving propiamente tal, en que cada nivel se subdivide en bloques virtuales de área basal entre 3.600 m2 (60 x 60 m) a 10.000 m2 (100 x 100 m), que se hunden sucesivamente en una secuencia discreta.

2. Panel Caving, que consiste en un hundimiento continuo de áreas o módulos de explotación de dimensiones menores.

Desarrollos

• Nivel de producción: conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 15 a 30 m donde se realiza la operación de extracción del mineral según diversas modalidades. Incluye las correspondientes galerías de acceso o cruzados de cabecera.

• Nivel de hundimiento (UCL): conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 15 a 30 m a partir de las cuales se realiza la socavación o corte basal de la columna mineralizada. Se ubica a una cota entre 7 a 20 m sobre el nivel de producción. Incluye las correspondientes labores de acceso o galerías de cabecera.

• Embudos o zanjas recolectoras de mineral, brazos o estocadas de carguío. Se trata de excavaciones que conectan el nivel de producción con el nivel de hundimiento, y que permiten o facilitan la extracción del mineral.

• Piques de traspaso: son labores verticales o inclinadas que conectan el nivel de producción con el nivel de transporte.


• Nivel de transporte: conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 60 a 120 m, donde llega el mineral desde el nivel de producción. Ahí se carga por intermedio de buzones a un sistema de transporte que lo conduce a la planta de chancado, que puede estar ubicada en superficie o en el interior de la mina.

• Subnivel de ventilación: conjunto de galerías paralelas espaciadas entre 60 a 120 m, y los correspondientes cruzados de cabecera, ubicadas bajo el nivel de producción (15 a 30 m). Incluye las chimeneas por donde se inyecta o se extrae el aire hacia y desde el nivel de producción respectivamente.

• Subnivel de control y/o reducción: puede ser o no necesario, dependiendo de la geometría del cuerpo mineralizado y de las características de la roca.







Diseño Simplificando bastante las cosas, en lo esencial, el diseño de un block caving lo determina la clasificación geomecánica del macizo rocoso a hundir, que se traduce en una estimación de la granulometría esperada del material producto del hundimiento. Numerosas investigaciones con modelos a escala, validadas por la práctica, concluyen que el diámetro de la columna que se extrae aisladamente por un punto de extracción es proporcional al tamaño del material. Si la extracción o tiraje es interactiva, vale decir, a partir de puntos de extracción múltiples, ese diámetro puede aumentar hasta 1,5 veces. En suma, la granulometría o tamaño del producto determina el espaciamiento máximo posible de la malla de extracción, de modo que los elipsoides de tiraje se intersecten. A su vez, dicho espaciamiento determina la configuración geométrica modular del sistema de labores. Arranque Sólo se requiere perforación y tronadura para socavar o cortar la base de la columna mineralizada, corte de una altura que oscila entre 5 a 15 m. A esta operación se le denomina hundimiento, y se realiza con tiros radiales en abanico de 50 a 75 mm de diámetro barrenados con jumbos electro-hidráulicos. La longitud de estos tiros puede variar entre unos 5 a 20 m. El resto de la columna se desploma y se fragmento por el efecto combinado de los esfuerzos naturales que actúan sobre el macizo rocoso y el desequilibrio generado por el proceso de socavación basal. Manejo de mineral

• Sistema convencional con extracción manual. Se aplica en cuerpos mineralizados de fácil hundibilidad, que se fragmentan generando un material o producto de granulometría fina a mediana.

o Las dimensiones de la malla de extracción varían entre 7,5 x 7,5 m hasta unos 12,0 x 12,0 m.

o Operarios de extracción o “buitreros”, como se les llama aquí en Chile, manipulan las compuertas emplazadas en el nivel de producción, haciendo correr el mineral a través de una parrilla de control de tamaño. Rendimientos normales del orden de 150 a 500 [ton / hombre – turno] según el tipo de roca.

o El material grueso que no pasa por la parrilla es reducido a golpes de mazo en la misma parrilla. Si el problema de atascamiento se produce en el embudo, se recurre a pequeñas cargas explosivas.

o El mineral se traspasa directamente por gravedad a un nivel de transporte (FF CC, cintas transportadoras o camiones) a través de sistemas de piques ramificados.

• Extracción mecanizada con scrapers. Se utiliza también para condiciones de granulometría fina a mediana, pero principalmente cuando el nivel de transporte se ubica inmediatamente debajo o muy cerca del nivel de producción.


o En cada galería de producción se instala un scraper que arrastra el mineral (30 a 60 m) hasta piques cortos ubicados en la cabecera del bloque, a través de los cuales se carga directamente a carros de ferrocarril o también a camiones.

o Los bolones que no es capaz de arrastrar la pala se reducen de tamaño en la misma galería mediante pequeñas cargas explosivas.

• Extracción mecanizada con equipos LHD. Se aplica cuando se trata de macizos rocosos competentes, poco fracturados, que se hunden generando fragmentos o colpas de gran tamaño. Se utilizan palas de 5 a 8 yardas cúbicas de capacidad.

o Las dimensiones de la malla de extracción pueden variar en este caso entre 12,0 x 12,0 m hasta unos 17,0 x 17,0 m.

o Los equipos LHD extraen y cargan el mineral desde los puntos de extracción y lo transportan hasta los puntos de traspaso regularmente distribuidos a distancias del orden de 80 a 120 m. Su rendimiento puede variar entre unas 600 a 1.200 [ton/turno].

o Las colpas de grandes dimensiones que la pala no es capaz de cargar se reducen de tamaño en los mismos puntos de extracción utilizando cargas explosivas.

Un segundo control de tamaño se realiza en los puntos de vaciado dotados de parrillas o alternativamente en un subnivel inferior en cámaras de picado especialmente dispuestas para estos fines. En ambos casos se utilizan martillos picadores estacionarios o semi-estacionarios de accionamiento hidráulico. La capacidad productiva del sistema de extracción se mide o expresa en [ton / m2 hundido x día]. Este índice depende de las características de hundibilidad de la columna mineralizada, estimándose en la práctica como razonable valores promedio comprendidos entre 0,4 y 1,2 [ton / m2 hundido x día], incluyendo los puntos de extracción fuera de servicio por reparaciones.


Ventilación El block caving es un método que requiere un suministro intensivo de ventilación, en especial al nivel de producción, donde se concentran un conjunto de operaciones altamente contaminantes con presencia de personal: extracción y traspaso (polvo); tronadura secundaria (gases); y también, en muchos casos, carguío y transporte con equipo diesel (polvo y gases). La solución clásica es disponer un subnivel de ventilación ubicado unos pocos metros más abajo del nivel de producción (15 a 30 m). Consiste en un conjunto de galerías paralelas coincidentes y alineadas con las galerías de cabecera o cruzados de acceso a los bloques. El aire fresco se inyecta a las galerías de producción a través de chimeneas, recorre estas galerías y retorna al subnivel de ventilación por otras chimeneas similares ubicadas en la línea de bloques siguiente. Para tales efectos, es necesario disponer de túneles y/o piques principales de inyección y extracción de aire, dotados de los correspondientes ventiladores. Estas labores forman parte de lo que se denomina infraestructura general de la mina. Fortificación

El principal problema dice relación con la estabilidad de las labores del nivel de producción. Estas labores son sometidas a intensas solicitaciones inducidas por la redistribución y concentración de esfuerzos asociadas al proceso de hundimiento. En presencia de roca poco competente con buenas características de hundibilidad, donde es posible aplicar un sistema de extracción manual con galerías de sección pequeña (2,4 x 2,4 m), la solución más socorrida y clásica consiste en una fortificación sistemática con marcos de madera. En condiciones similares a las anteriores, pero con un sistema de extracción con palas de arrastre o scrapers, se utiliza por lo general un revestimiento continuo de hormigón. Si las condiciones son menos rigurosas, puede ser suficiente un apernado conjuntamente con malla de acero y shotcrete. Cuando se trata de roca competente (granulometría gruesa), donde se aplica un sistema de extracción mecanizado con equipos LHD, se requieren galerías de sección más grande (4,0 x 3,6 m). En estos casos, dependiendo de las condiciones locales, se recurre a soluciones que contemplan progresivamente apernado sistemático, malla de acero y shotcrete. Las situaciones más críticas se presentan en las intersecciones de las galerías de producción con los brazos de carguío y en las viceras de los puntos de extracción. Para mantener su estabilidad se recurre, en la mayoría de los casos, a fortificación con marcos de acero y hormigón armado. Los piques de traspaso son también labores conflictivas que requieren una atención especial. Se recurre incluso a revestimientos con planchas de acero o rieles insertos en hormigón.


Comentarios En yacimientos masivos de baja ley, el método por block caving hoy en día es el que permite alcanzar la mayor capacidad productiva con el menor costo de explotación (4 a 5 US$/ton). En tal sentido, el caso de aplicación más relevante a nivel mundial es la mina El Teniente de Codelco Chile, con una producción que supera las 100.000 tpd, lejos la mina subterránea más grande del mundo. La tecnología disponible en la actualidad permite su aplicación en macizos rocosos de las más diversas condiciones geomecánicas. No obstante, las bondades del diseño minero dependen en gran medida del acierto en la estimación de la granulometría del material hundido. Las metodologías para tratar este problema no siempre conducen a soluciones correctas. El método acepta diferentes variantes, algunas de las cuales aún se encuentran a nivel de enunciado conceptual y otras en etapa de experimentación o validación a escala industrial. Las posibilidades de innovación no están agotadas. Permite una buena recuperación de las reservas comprendidas dentro de los límites del área a hundir, pero su selectividad es prácticamente nula. La dilución se puede manejar dentro de límites aceptables (< 10%) con un buen control de tiraje. La preparación de un área a hundir requiere de un gran volumen de desarrollos previos al inicio de la explotación. Esto significa mayores plazos de puesta en marcha y fuertes inversiones antes de producir. Es un método de escasa flexibilidad, que no acepta grandes modificaciones una vez iniciada la producción. Situaciones adversas no previstas o errores de apreciación de las condiciones geomecánicas del macizo rocoso, pueden conducir al abandono o la pérdida de reservas importantes.




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