Caminos Escondida

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA DEPARTAMENTO DE INGENIERIA GEOGRAFICA

MEJORAMIENTO DE CAMINOS Y ACCESOS MINERA ESCONDIDA

“TRABAJO DE TITULACION PRESENTADO EN CONFORMIDAD A LOS REQUISITOS PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO DE EJECUCION EN GEOMENSURA”

PROFESOR GUIA: JOSE JARA HENRIQUEZ

NELSON ANTONIO CHEPILLO BAHAMONDES JAIME ALFONSO CHEPILLO BAHAMONDES 2001

AGRADECIMIENTOS Tras un largo y a veces difícil camino recorrido llegamos por fin a una meta y a la tarea que teníamos peniente para con nuestros padres y hermano En el camino quedaron personas tan importantes en nuestras vidas como nuestro abuelito Adolfo…. Agradecimientos especiales a nuestro hermano Rodrigo (gracias por tu ayuda), a nuestra querida abuelita Emilia, a Rosana, Pablito y Diego, Mabel, Sole, Yoyito y a Homero. Grandes compañeros como Marcelo Villagra, Fernando Berenguela, Sandro Cabrera y a todos nuestros amigos. A nuestros amigos de I.E.G Lta. Personas muy importantes desntro de nuestra formación como profesionales. Y por último las personas más importantes de nuestras vidas: Nelson y Teresa, gracias a ustedes somos lo que somos y nunca vamos a dejar de agradecer la suerte de tenerlos como PADRES.

A NUESTROS PADRES

ÍNDICE GENERAL AGRADECIMIENTO INDICE GENERAL

Capítulo 1.- ANTECEDENTES HISTORICOS 1.1

Introducción……………………………………………………………………. 1

1.2

El Proyecto Atacama …………………………………………………….. …...

2

1.3

El Descubrimiento de Yacimiento Escondida ………………………….. …...

3

Capítulo 2.- ANTECEDENTES DE CAMINOS Y ACCESOS 2.1.- Introducción……………………………………………………………………...

23

2.2.- Maquinarias y Equipos pesados………………………………………………..

26

2.2.1.- Bulldozers………………………………………………………….. … 27 2.2.2.- Cargadores Frontales.…………………………………………….. … 28 2.2.3

Tractor Neumático…………………………………………………… 30

2.2.4

Moto Noveladora …………………………………………………….. 31

2.2.5

Camión Minero de Extracción………………………………………. 32

2.2.6. Estudio del rendimiento de neumático efectuado a la flota Dresser.. 34 2.2.6.1 Análisis de la situación actual………………………………………. 34 2.2.6.1 Análisis en las bajas de los neumáticos…………………………….. 38 2.3.-

Normas técnicas en caminos de explotación 2.3.1

Alineación de Caminos de Transporte………………………………. 44

2.3.2

Distancia de Detención – Relación entre Gradiente y Freno………. 44

2.3.3

Criterios de Mantenimiento de Caminos……………………………. 48

2.3.4

Criterios de Manteniminto de Vehículos……………………………. 52

Capítulo 3.- ANALISIS PARA LA OPTIMIZACION DE CAMINOS MINERA ESCONDIDA 3.1

Introducción……………………………………………………………………… 55

3.2

Información General…………………………………………………………….. 57

3.3.-

3.2.1

Superficie de los caminos de Acarreo…………………………………... 57

3.2.2

Resistencia a la rodadura……………………………………………….. 58

3.2.3

Curvas regulares y sinuosas……………………………………………. 59

3.2.4

Pendiente Optima……………………………………………………….. 61

Parámetros de Diseño Mínimos Admisibles en Mejoramiento de Caminos Minera Escondida……………………………………………………………… 71 3.3.1

Aspectos Generales…………………………………………………….. 71

3.3.2

Velocidad de Operación……………………………………………….. 72

3.3.3

Velocidad de Diseño……………………………………………………. 72

3.3.4

Factores a considerar en la elaboración de un diseño geométrico……72

3.3.5

Distancia de visibilidad…………………………………………………. 74

3.3.6

Distancia de visibilidad de parada…………………………………….. 75

3.3.7

Alineamiento Horizontal………………………………………………. 77

3.3.8

Alineamiento vertical………………………………………………….. 84

3.3.9

Perfil tipo para Camino Minero………………………………………. 89

Capítulo 4.- REINGENIERIA DE CAMINOS Y ACCESOS 4.1

Introducción……………………………………………………………………. 92

4.2

Aplicación de los Parámetros de diseño……………………………………… 93 4.2.1

Velocidad de Diseño…………………………………………………… 93

4.2.2

Radios………………………………………………………………...... 94

4.2.3

Pendientes……………………………………………………………… 94

4.3

Desarrollo del Proyecto………………………………………………………… 95 4.3.1

Estudio del Planeamiento…………………………………………........ 95

4.3.2

Proyecto de Construcción………………………………………………. 96 4.3.2.1 Maquinaria usada en la Ejecución del Proyecto……………… 96 4.3.2.2 Mención de los equipos topográficos usados en la ejecución del camino……………………………………………………… 99

4.3.3

Datos preliminares del proyecto……………………………………… 102

4.3.4

Calcúlo de uso maquinaria……………………………………………. 104

4.4.- Evaluación de Proyecto………………………………………………………………104 4.4.1

Introducción…………………………………………………………….. 104

4.4.2

Objetivo………………………………………………………………….. 105

4.4.3

Alternativas……………………………………………………………… 106

4.4.4

Análisis de las Alternativas…………………………………………….. 106

Capítulo 5.- CONCLUSIONES………………………………………………… 115 BIBLIOGRAFIA………………………………………………… 118 ANEXOS…………………………………………………………. 119

INTRODUCCION

El presente trabajo de titulación se desarrolla a partir de una necesidad que manifiesta la minera Escondida, y que apunta directamente a una parte de su producción. Los caminos principales de las zonas de extracción serán sometidos a intensos estudios, debido a que el uso incesante de éstos (día y noche) trajo como consecuencia un deterioro evidente. El objetivo general de este trabajo es mejorar el actual estado de los caminos, incorporando geometría en el diseño de éstos, así como también a los principales accesos a la zona de producción. Con respecto a los objetivos específicos, estos serán los siguientes: •

Realizar un estudio de la situación actual de los caminos existentes con métodos topográficos.

•

Diseñar un proyecto general de camino aplicable a todas las mineras a rajo abierto.

•

Desarrollar una metodología de trabajo para aquellas maquinarias que se involucren directamente en la construcción de los caminos.

•

Presentar una tesis con análisis “técnico-económico”, para ver a que conclusión se llega, en cuanto a una inversión en un mejoramiento y una reingeniería realizada en las zonas de explotación de minera Escondida.

Capitulo 1.-

1.1.-

ANTECEDENTES HISTÓRICOS

Introducción En Octubre de 1978, J.D.Lowell propuso a Siegfried Muessig de Getty Oil

Company y Robert O. Wheaton de Utah International, Inc. que ambas compañías exploraran el segmento Norte de la faja Chilena de yacimientos de cobre porfídico. La exploración en Chile sería organizada y dirigida de manera similar al “Covered Area Proyect” llevado a cabo por J.V.Lowell y administrado por Hanna Mining – Getty Oil Joint Venture en áreas de Arizona y Nuevo México, USA, cubiertas por gravas y rocas volcánicas post-minerales. Como resultado de la reunión entre las personas mencionadas y de posteriores entrevistas, Getty Oil y Utah Int. Decidieron formar una asociación de tipo Joint Venture en la

cual J.D.Lowell actuaría como operador del programa.

Básicamente el proyecto consistiría en el proyecto geológico-geoquímico de un gran número de prospectos de tipo cobre porfídico y en la perforación intensiva, pronta y a bajo costo de sondajes con martillos y/o tricono accionados con aire comprimido. Los sondajes se espaciarían en una gran malla con el objeto de inferir la ubicación de un posible horizonte de calcosina supérgena, en base a la posición de los anillos de alteración y mineralización que conforman un sistema zonal concéntrico, típico de los cobres porfídicos. Posteriormente si los resultados fuesen favorables, el espaciamiento de sondajes podría ser reducido para explorar el blanco con mayor conocimiento y precisión.

Las operaciones en Chile se iniciaron a partir del año 1979 mediante la creación de las subsidiarias Minera Utah de Chile, Inc. y Getty Mining ( Chile) Inc. Los primeros estudios se centraron en 5 blancos de exploración seleccionados por J.D.Lowell y situados bajo cubiertas de grava post-minerales. Simultáneamente, un amplio programa de manifestaciones mineras fue desarrollado para proteger, en primera instancia, las áreas de exploración que aparecían con mejores expectativas. Al mismo tiempo se inició a lo largo de la faja seleccionada, un programa de prospección geoquímica regional de sedimentos de drenaje, con el objeto de generar nuevos blancos de exploración. Alguna de las anomalías que se detectaron, resultaron estar relacionadas con yacimientos o concentraciones conocidas, tales como El Abra, El Tesoro, Centinela, etc. Sin embargo, una de ellas, la denominada Anomalía P situada esencialmente en la cubierta aluvial entre Cerro Zaldivar y Cerro Colorado ( actualmente Escondida) y ubicada a unos 150 km Al Este – Sureste de Antofagasta, resultó ser una de las más atractivas e indicativas de la existencia de mineralización del tipo cobre porfídico. Dicho lugar había sido ya mencionado a F.J.Ortiz por el Ingeniero de Ejecución en Minas, D.C.Rojas, como un posible blanco de exploración con sondajes.

A mediados del año 1979, el área de Escondida fue visitada por J.D.Lowell, F.J.Ortiz y D.C.Rojas, reconociéndose entonces la presencia de limonita derivada de calcosina en la cubierta lixiviada hospedada en rocas sericitizadas, alunitizadas y silicificadas expuestas en Cerro Colorado. Aproximadamente, 310 muestras de rocas lixiviadas colectadas en dicho lugar fueron examinadas por H.Courtright en Tucson,

Arizona quien corroboró ésta observación,

aunque la cantidad de limonita según

sulfuros de cobre detectada en las muestras fue mas bien escasa, en comparación con otros recubrimientos lixiviados conocidos. Por otra parte, los valores geoquímicos de cobre y molibdeno resultaron ser sólo moderadamente alentadores ( 22% de las muestras sobre 100 ppm Cu y 37% sobre 20 ppm Mo).

Levantamientos geológicos muy preliminares realizados por minera Utah en 1980, señalaron la existencia de un stock de pórfido cuarzo-feldespático de 15 x 3 km Elongado en dirección Norte-Sur y emplazados en andesitas y sedimentitas marinas Jurásicas. La alteración hidrotermal era esencialmente filica, alunítica, silícica, rodeada parcialmente por facies propilítica, conformando de ésta manera un sistema de pórfido cuprífero de grandes dimensiones. El núcleo de dicho sistema hidrotermal se suponía que estaba ubicado en el área cubierta de 3 x 3.5 km Entre los cerros Colorado y Zaldivar.

Nueve sondajes de exploración por un total de 2240 m. fueron perforados en Escondida entre el 3 y el 21 de marzo de 1981. Los 5 primeros ( 864 m) fueron ubicados entre los cerros Colorado y Zaldivar, detectando matendesitas propilíticas y mineralizadas con pirita y escasa calcopirita. Principalmente por éste motivo, se decidió explorar el recubrimiento lixiviado de Cerro Colorado, donde se perforaron 4 sondajes (1376 m.) propuestos originalmente por H. Courtright. Estos pozos atravesaron un

Horizonte de calcosina supergenea de 100-165 m. de espesor localizado bajo 137-365 m de sobrecarga lixiviada.

El descubrimiento del yacimiento Escondida fue logrado a poco más de 2 años de iniciarse el proyecto Atacama, habiéndose llevado a cabo con una campaña de sondajes de exploración que demoró sólo 2 – 3 semanas. Este suceso es, ciertamente, el exitoso resultado de un programa concebido no tanto para culminar con una brillante deducción geológica y la perforación de un solo blanco, sino más bien para realizar numerosas observaciones básicas y deducciones simples complementadas prontamente con perforaciones de bajo costo, que eventualmente condujesen al hallazgo de un importante yacimiento de pórfido cuprífero.

El presente capítulo describe los principales acontecimientos de carácter técnico que condujeron al descubrimiento del yacimiento Escondida situado en el área de Cerro Colorado (Fig.1), en las vecindades de la Estación Zaldivar del ferrocarril a Salta, a unos 150 km. al Este-Sureste del puerto de Antofagasta y a 3000-3500 sobre el nivel del mar.

El descubrimiento fue llevado a cabo a mediados de marzo de 1981 con la participación de geólogos y personal auxiliar de la empresa Minera Utah de Chile, Inc. Que en aquella época operaba en el país conjuntamente con Getty Mining ( Chile) Inc. Mediante una asociación del tipo Joint Venture. Estas compañías son subsidiarias de

Utah Internactional Inc. De San Francisco y Getty Oil Co. De Los Angeles (USA), respectivamente. El área de referencia era conocida desde antes que Minera Utah de Chile iniciará en el Norte Grande su programa de exploración para localizar pórfidos cupríferos enriquecidos supergénicamente. De esta manera, Escondida había sido ya objeto de estudios geológicos de reconocimiento realizados por geólogos particulares o de diferentes compañías mineras, con resultados que se desconocen. Al parecer los primeros que identificaron el área (Colorado-Zaldívar) como un prospecto importante de tipo cobre porfídico, fueron geólogos de Cerro de Pasco Corporation quienes llegaron al lugar aproximadamente 25 años atrás.

Minera Utah de Chile, Inc. - por medio de su Proyecto Atacama, diseñado y organizado en 1979 para alcanzar el objetivo señalado- tuvo la visión y buena fortuna de interesarse tempranamente en el área de Escondida, realizando en ella una serie de reconocimientos geológicos-geoquímicos complementados con sondajes de exploración que culminaron en el descubrimiento de un importante yacimiento cuprífero de categoría mundial.

1.2.-

El Proyecto Atacama

En octubre de 1978, J. D. Lowell propuso a Siegfried Muessing de Getty Oil Company y Robert O. Wheaton de Utah International, Inc. formaron una sociedad temporal denominada Proyecto Atacama con el propósito de explorar yacimientos de cobre porfídico en la región pre-cordillerana del norte de Chile, aproximadamente entre Calama y Copiapó, donde se sitúa un segmento de 500 Km de largo de la faja de pórfidos cupríferos denominada “subprovincia de los cobres porfídicos de la provincia metalogénica del Geosinclinal Andino” o “faja andina de cobres porfídicos” de edad terciaria. El segmento en cuestión –además del hecho de ser relativamente angosto y contener grandes yacimientos de cobre porfídicos, como asimismo varios prospectos afines y numerosas zonas de alteración hidrotermal- fue seleccionado por J. D. Lowell para la búsqueda de cobres cupríferos sepultados debido a que: •

Al menos un 50% del área está cubierta por aluvio y/o rocas volcánicas

post-minerales (Figura 2).

•

La cubierta post-mineral es, en general, sólo moderadamente potente y

puede ser atravesada en forma relativamente fácil con sondajes de martillo y/o tricono accionados con aire comprimido, que son perforados con gran rapidez y a un bajo costo. La fig. 2 muestra la zona (más oscura), que atraviesa la región de norte a sur, compuesta o formada por aluvio.

•

Los afloramientos de rocas pre-minerales aparecen en número suficiente

como para permitir la identificación –mediante el mapeo geológico y muestreo geoquímico- de halos concéntricos de zonación de alteración y mineralización, con el propósito de definir la posible existencia de un blanco mineral sepultado bajo la cubierta post-mineral adyacente. •

La carencia de programas de exploración apoyados en sondajes de

rotación espaciados a gran malla (grass-root exploration), era casi absoluta en aquella época. El plan que se recomendó aplicar en áreas cubiertas por rocas post-minerales del Proyecto Atacama, consistía básicamente en aprovechar la disposición zonal concéntrica de mineralización y alteración de silicatos, típica de un sistema de cobre porfídico (Lowell y Guilbert, 1970). En este plan se considera, en primera aproximación, que el blanco de exploración está constituido más bien por los anillos exteriores del sistema, cuyas dimensiones son varias veces mayores que las del núcleo mineralizado mismo. La perforación de sondajes a gran malla y de bajo costo permite visualizar las características geométricas del esquema de zonación de alteración y mineralización y circunscribir, de este modo, el área que supuestamente contiene el blanco mineral. Una vez conocidos los grandes rasgos de dicho esquema y si los valores geoquímicos asociados son alentadores, se puede disminuir el espaciamiento de la malla de sondajes para concentrar los esfuerzos sobre el núcleo mineralizado que se explora. La metodología descrita anteriormente tiene como componente esencial la perforación de sondajes exploradores espaciados a gran malla, por lo cual los costos y la

eficiencia de la perforación son factores críticos que inciden grandemente en el éxito o fracaso de este tipo de empresa. La aplicación de sondajes de rotación a aire comprimido, perforados normalmente a un bajo costo es fundamental para que el número de descubrimientos tienda a ser directamente proporcional a la cantidad de pozos terminados e inversamente proporcional al costo por metro de perforación.

La operación en Chile se iniciaron a principios de 1979, mediante la creación de las subsidiarias Minera Utah de Chile, Inc. y Getty Mining (Chile) Inc. Quedando la primera a cargo de las operaciones en el país. El primer trabajo del Proyecto Atacama, sin embargo, fue realizado por J. D. Lowell en diciembre de 1978 y correspondió a una investigación bibliográfica preliminar y a un vuelo de reconocimiento sobre gran parte de la faja seleccionada, con el objeto adicional de identificar algún blanco de exploración obvio que no hubiese sido examinado con sondajes. Como resultado de estos trabajos, se escogieron 5 áreas de interés para ser estudiadas con mayor detención: tres situadas en la faja misma del Proyecto y dos al norte de ésta. Todas ellas se encontraban cubiertas en gran parte por sedimentos y rocas volcánicas post-minerales y parecían ser adecuadas para la exploración con sondajes, en base a la posible existencia de esquemas regionales de zonación de alteración hidrotermal. Por conveniencia logística la base de operaciones se instaló a la ciudad de Antofagasta, donde logró reunirse un pequeño pero experimentado grupo de administrativos y auxiliares de terreno quienes secundaron eficazmente a los geólogos

del Proyecto. Los grupos de exploración se formaron de acuerdo al esquema que se señala a continuación: •

Un equipo para realizar reconocimientos geológicos y geoquímicos a

escala regional con el propósito de identificar grandes áreas de exploración. •

Un grupo encargado de efectuar levantamientos geológicos completados

con muestreos geoquímicos de mayor detalle con el objeto de seleccionar blancos de exploración específicos y •

Un conjunto responsable de dirigir las operaciones de sondajes y evaluar

los resultados obtenidos.

Además, se organizó un pequeño departamento de propiedad minera y se diseñó un sencillo laboratorio geoquímico móvil para determinaciones colorimétricas de cobre y molibdeno en el terreno mismo, especialmente en conexión con las faenas de sondajes.

El Proyecto Utah-Getty parece haber sido pionero al desarrollar en el Desierto de Atacama un vasto programa regional de prospección geoquímica de reconocimiento en sedimentos de drenaje, como apoyo a la búsqueda de yacimientos de cobre porfídicos sepultados bajo cubiertas sedimentarias post-minerales. Esta prospección geoquímica regional –complementada con observaciones geológicas- fue realizada en el cinturón andino, entre Calama y Copiapó durante el primer año del Proyecto. En una primera etapa, se recolectaron muestras de sedimentos de drenaje espaciadas cada 1 km, a lo largo de 3 perfiles longitudinales norte-noreste situados aproximadamente en el centro y

márgenes oriental y occidental del cinturón. También fueron investigados cursos de agua secos y quebradas mayores que lo atraviesan en diversos sentidos. Inicialmente, las muestras consistieron en limo colectado en la superficie del terreno y tamizado a menos de 80 mallas. Posteriormente, éstas se obtuvieron de la sub-superficie y se complementaron con trozos de guijarros de rocas alteradas y compósitos cortados en bancos labrados por quebradillas. Las muestras se analizaron por Cu, Zn y Mo en el Skiline Laboratory de Tucson, Arizona.

En la primera fase (1979) del programa geoquímico regional se colectaron 1.400 ejemplares detectándose alrededor de treinta zonas anómalas . Los niveles anómalos determinados en base a análisis estadísticos de la totalidad de las muestras recolectadas fueron establecidos en 80 ppm Cu, 100 ppm Zn y 10 ppm Mo. Las anomalías fueron re-examinadas en una segunda etapa (1980) obteniéndose 670 muestras adicionales. Se descubrió que algunas de las zonas anómalas reflejaban la contaminación de la superficie del terreno producida por los humos de fundiciones o por relaves de antiguas plantas de beneficio de minerales. Otras anomalías resultaron estar claramente asociadas a yacimientos o prospectos conocidos tales como El Tesoro, Centinela, Chimborazo, Morro de la Mina, Perla, Sierra Jardín, etc.

En definitiva, se concluyó que sólo 10 de las 30 zonas anómalas originales eran realmente significativas para los propósitos perseguidos por el Proyecto. Entre éstas, la anomalía regional P localizada en el área Escondida-Zaldívar, resultó ser una de las más

atractivas, tanto por sus alentadores resultados geoquímicos de Cu , Mo y Zn como por su estrecha relación con la alteración hidrotermal y recubrimientos lixiviados exhibidos por las rocas pre-minerales adyacentes (T. Kittredge, comunicación escrita, 1980). En el área anómala P se recolectaron unas 50 muestras adicionales de sedimentos de drenaje que señalaron las siguientes zonas anómalas: •

Una anomalía de Mo definida por 7 muestras con valores de 20 Km2 en

Escondida. •

Una anomalía de Cu determinada por 19 muestras con contenidos de 80-

585 ppm, que se extiende entre Escondida y el sector sur de Zadívar, en un área de 45 Km2. •

Una anomalía de Zn establecida por 21 muestras con valores de 100-325

ppm, que tiende a formar un halo alrededor de la mineralización de Cu y Mo como es típico en los pórfidos cupríferos (Figura 3).

Prospección Geoquímica Distrital de sedimentos de Drenaje en el Area Zaldivar - Escondida.

Fig.3

Simbología : : Pórfidos Cupríferos : Sedimentos de Drenaje : Zona de contacto con mayor presencia cuprífera : Zona con recubrimientos lixiviados

En algunas de las zonas anómalas detectadas en el programa regional se realizaron, durante el segundo año del proyecto, prospecciones geoquímicas

de

complemento consistente en: i)

Muestreo de rocas cada 0.5 – 1 km Siguiendo el contorno de los

afloramientos pre-minerales adyacentes a la zona anómala. ii)

Recolección de muestras adicionales de sedimentos.

iii)

Mediciones de la dirección de transporte como apoyo para determinar la

proveniencia de las anomalías. iv)

Muestreo de los clastos alterados que pudieran existir en los sedimentos

post-minerales. v)

Mapeo geológico de reconocimiento en el contorno de los afloramientos

pre-minerales, con énfasis en alteración de silicatos, mineralización diseminada, disposición radial de diques y vetas polimetálicas, etc.

Otros trabajos realizados por Minera Utah de Chile durante los dos primeros años del Proyecto Atacama, correspondientes a mediciones gravimétricas para determinar el espesor de la cubierta aluvial en ciertos prospectos de interés, y a la compilación de un mapa geológico a escala 1 : 250.000 de la faja en estudio. Para completar éste mapa fue necesario efectuar en el terreno el levantamiento geológico.

1.3.-

El Descubrimiento del Yacimiento Escondida Analizando las características geológicas, aparentemente desalentadoras, y que

en cierta medida disminuían el atractivo del prospecto Escondida como un buen blanco de exploración con sondares. La naturaleza sólo ligeramente favorable del recubrimiento lixiviado, modificada negativamente por efectos del superleaching; el escaso contenido de cobre en la cubierta lixiviada en relación con otros yacimientos de cobre porfídicos enriquecidos; la posición geológica aparentemente alta de Escondida según el esquema clásico de zonación vertical de mineralización y alteración de silicatos, etc; tornaban dudosa la conveniencia de examinar el prospecto por medio de sondajes. No obstante, a lo anterior, la decisión de explorar el prospecto fue adoptada en Enero de 1981, en base a los siguientes argumentos: • Existencia de una anomalía geoquímica regional de Cu, Mo y Zn detectada en sedimentos de drenaje y centrada en el área Cerro Colorado-Zaldivar. • Presencia de algunos depósitos polimetálicos periféricos alrededor de Escondida. • Clara disposición zonal concéntrica de las facies de alteración de silicatos. • Evidencias palpables, aunque escasas, de limonitas derivadas de la oxidación de calcosina diseminada. • Contenidos anormalmente altos de molibdeno en la cubierta lixiviada.

• El prospecto Escondida se adjuntaba a la premisa básica del Proyecto Atacama de examinar con sondajes el máximo número de prospectos que presentasen alguna evidencia de contener una zona de calcosina supérgena en profundidad.

Originalmente, el principal blanco de exploración en Escondida lo constituía un horizonte de calcosina supérgena postulado bajo la cubierta de detritus que separa los afloramientos alterados de Cerro Colorado y Zaldivar, donde se suponía que estaba situado el centro del sistema de Cobre Porfidico. Para comprobar ésta hipótesis se programaron allí 5 sondajes espaciados a intervalos de 1 a 1.2 km Se contempló además, la posibilidad de perforar los sondajes propuestos por H. Courtright en Cerro Colorado, no tanto para verificar la presencia de sulfuros primarios profundos, sino para examinar la posible presencia de una zona

de enriquecimiento supérgeno de mayores

proporciones que las sugeridas por dicho consultor.

En de febrero de 1981, se inició la preparación de caminos de accesos y la construcción de plataformas en los sitios de sondajes programados, empleando como de costumbre, una motoniveladora. Pronto se pudo comprobar, sin embargo, que no sería posible construir los caminos en Cerro Colorado con ésta maquina, con lo que se pensó en el empleo de un bull-dozer controlado localmente. Desafortunadamente, el intrincado y angosto camino público que conduce a Estación Zaldivar, dificultó el traslado rápido y expedito de éste equipo, por lo que fue necesario insistir con la motoniveladora, pero modificando previamente la posición de los sondares propuestos por H. Courtright hacia

niveles más bajos donde ésta pudiera penetrar. Tal es el caso, por ejemplo, del sondaje RDH 9 que fue desplazado de su posición original en unos 400 m Al Este-Noreste, hasta un lugar con similares características geológicas y geoquímicas.

El exámen con sondajes a aire comprimido del blanco situado en la cubierta de ditritus se inició el día 3 de marzo de 1981. Cinco pozos verticales con profundidades variables entre 152 y 182 m fueron completados en 8 días de operación. Estas perforaciones detectaron –después de atravesar una sobrecarga de 12 a 76 m de espesorandesitas, microdioritas, pórfidos cuarcíferos y cuarzo-feldespáticos afectados por alteraciones hidrotermales de fases propilítica. La mineralización asociada consistía fundamentalmente en escasas limonitas y apariciones ocacionales de minarales oxidados de cobre hospedados en un nivel superior lixiviado, con un contenido máximo de 0.25% Cu. Los resultados de la exploración en la zona cubierta fueron desfavorables y descartaron de la supuesta continuidad del sistema de cobre porfídico entre los Cerros Colorado y Zaldivar, estableciendo que se trata de dos núcleos alterados y lixiviados espacialmente inconexos. Sin embargo, la existencia de indicios de enriquecimiento supérgeno en las rocas propilitizadas señalaba expectativas favorables para los sectores con alteración de fases más avanzadas. Por ésta razón, se decidió continuar con la campaña de exploración con el exámen del recubrimiento lixiviado de Cerro Colorado, donde ya se contaban con sitios de sondajes preparados. La perforación en éste sector

comenzó el 13 de Marzo para terminar el día 21, con un total de 1376 m repartidos en cuatro sondajes verticales de profundidades variables entre 303 y 457 m El primer sondaje del sector Cerro Colorado (RDH 6), localizado en su flanco meridional –después de perforar la zona intensamente lixiviada de 241 m de espesor y contenidos de cobre de 0,02%- Interceptó 52 m de calcosina. Al completarse éste sondaje se había descubierto el yacimiento Escondida el día 14 de marzo de 1981, después que el Proyecto Atacama examinara 4 prospectos con resultados desfavorables. El siguiente pozo (RDH7), situado en el sector Sur del Cerro Colorado encontró, a los 137 m de profundidad, un espesor de 73 m de sulfuros supérgenos con 0,68% Cu, seguido de un intervalo mejor de 55 m. y 1,52% Cu, bajo el cual aparecieron 37 m de 0,71% Cu. El sondaje a continuación (RDH 8), perforado en el limite de la alteración , donde los estudios de limonita señalaban las mejores posibilidades, detectó 2 niveles de 22 y 25 m de espesor con contenidos de solo 0,80% Cu ( oxidados) y 0,67% Cu ( sulfuros enriquecidos) respectivamente. La ultima perforación (RDH 9), situada en la parte centro-oriental del Cerro Colorado cortó, después de atravesar 365 m de roca intensamente lixiviada, un espesor de 91 m de sulfuros enriquecidos con ley de cobre de 1,30% ( Figura 4.)

Proyecto de la explotación : Se comenzó por invertir 836 millones de dolares, los cuales fueron destinados principalmente a la construcción de la infraestuctura e instalaciones, adquisición de maquinarias y equipos, y a la remoción de 180 millones de toneladas de material estéril. El cuerpo mineralizado se encontró a unos 200 m de profundidad. El tipo de yacimiento de Escondida se denomina pórfido cuprífero y su mineral principal es calcosina (Cu2S). Los estudios determinaron que las reservas mineralizadas calculadas a la fecha (1996) alcanzan a 2100 millones de toneladas, con una ley promedio de 1.3% de cobre.

Los planes de desarrollo de la empresa considera para fines de 1996 un nivel de producción de cobre fino de 800.000 toneladas métricas anuales. Esto convertirá a Minera Escondida Limitada en la productora de cobre más grande del mundo.

Proyecto de la Planta Concentradora :

En octubre de 1989 se inicia el montaje de estructuras en el edificio del concentrador de la mina, originalmente la Planta Concentradora fue diseñada para tratar 12,8 millones de toneladas de mineral por año, con una capacidad nominal de tratamiento de 35.000 tpd. En julio de 1993, al ponerse en marcha la primera expansión de la planta, su capacidad se incrementó a 45.000 toneladas por día (tpd) y posteriormente, en agosto de 1994, se alcanzó una capacidad de 54.600 tpd. A través de la molienda y pasando por procesos de flotación se obtiene el producto que consiste de una pulpa de concentrado con un contenido aproximado de 44% de cobre.

A continuación se muestra una relación cronológica con las fechas mas significativas y de mayor importancia del Proyecto Escondida:

1979

: Utah internacional y Getty Oil acogen el “Proyecto Atacama”, para explorar depósitos de cobre porfírico en la II Región de Chile.

1979-1981

: Desarrollo de investigaciones y sondajes en el desierto de Atacama.

14 Mar,1981 1981-1988

: Descubrimiento de Escondida. : Recopilación de información y desarrollo de programas intensivos de sondajes, y estudio de factibilidad.

Agosto 1988

: Puesta en marcha del proyecto. Inicio de la Ingeniería de Diseño.

Octubre 1988

: Primera tronadura ( inicio pre-mina )

Marzo 1989

: Inicio de las obras de construcción de las instalaciones.

Sept. 1989

: Inicio de las obras en Coloso.

Nov. 1990

: Inicio de la producción de concentrado.

31 Dic. 1990

: Zarpe desde Coloso del primer embarque de concentrado de Minera Escondida.

14 Mar. 1991

: Inauguración oficial de Minera Escondida Ltda.

Capitulo 2.- ANTECEDENTES DE CAMINOS Y ACCESOS 2.1.-

Introducción

Todo camino minero se comienza a trazar como una simple huella sobre el terreno, huella que servirá para trasladarse de un sector a otro, hacia cada sector de la mina, sin aplicar mayormente los principios de ingeniería básica para la construcción de un camino; sin embargo, el trazado inicial servirá como referencia para darle un trazado geométrico que esté mas de acuerdo a las normas de ingeniería de camino. Si bien, no existen normas que se refieran específicamente a lo que son los caminos mineros, es necesario aplicar parámetros básicos, como por ejemplo: •

Pendientes máximas, teniendo en cuenta que serán usados principalmente por camiones cargados con mineral (240 a 380 ton. Aprox.)

•

Velocidad de diseño, referido a la mayor velocidad que el conductor podrá

desarrollar con seguridad en un tramo. •

La aplicación de Peraltes, pensando en un mejoramiento del camino.

(Reingeniería). •

Geometría, diseño de un alineamiento horizontal y en alzada.

En los capítulos siguientes, se referirá a fondo sobre éstas normas de diseño geométrico, aplicadas en los caminos de Minera Escondida. El trabajo que se desarrolla en una minera a rajo abierto, es muy variado y dinámico, siendo las perforadoras, las palas y los camiones de extracción, uno de los

pilares fundamentales dentro de todos los procesos de producción. Por ende, los caminos vienen a formar una parte importante en lo que a producción se refiere. Los caminos están diseñados para transportar grandes volúmenes de material, ya sea de minerales de alta ley o materiales estériles, por lo que están sometidos diariamente a grandes exigencias. Dentro de éste contexto, se comenzará a explicar los trazados que se han realizado a través del tiempo en la Minera Escondida. Se pueden distinguir tres grandes fases que han marcado la vida de la Minera, que son Trazado inicial (huella), Trazado posterior (mejorado) y la situación actual de éstos. •

Trazado inicial ( huella ) : más que un trazado es una huella ejecutada con

bulldozers, que realizaron los primeros exploradores ( geólogos e ingenieros ), en la etapa de Pre-producción. La idea, es dejar la faja lo más accesible hacia los distintos lugares del proyecto, como las instalaciones de faena, y el sector principal del yacimiento a explorar. •

Trazado posterior ( mejorado ) : en ésta fase, el trazado lo preparan para recibir

camiones y equipos de extracción o maquinaria pesada, o sea, le realizan cambios y mejoras al trazado inicial para que el camino esté en condiciones en la fase de explotación del mineral. Se implementan criterios básicos en el trazado ( horizontal y vertical ), normas que no se habían aplicado anteriormente. •

Estado o situación actual de los caminos : en plena fase de producción, se puede

apreciar que los caminos aún poseen anomalías y necesidades de mejoras; éstos actualmente requieren de una reingeniería ( ingeniería sobre un trazado existente ), en

especial sobre aquellos que van a los chancadores, caminos que son considerados como principales. También se necesita un tratamiento especial en la carpeta de rodado, para que contribuya a una mejor estabilización de la misma, y así evitar en parte otro tipo de problema que repercuta en la producción, como por ejemplo el desgaste de la banda de rodado del neumático de los camiones de extracción. Los camiones actualmente cumplen con las funciones de traslado de material, pero por falta de un buen diseño geométrico en los caminos, ya sean, principales o secundarios, producen gastos dentro de la producción, los que de todas maneras pueden y deben ser evitables.

2.2 .-

Maquinarias y Equipos pesados

La eficiencia y organización son los principales factores que influyen en los resultados que se logran obtener en los procesos productivos. En la explotación del mineral participan diferentes tipos de maquinarias, las cuales cumplen las más variadas labores dentro del marco de la extracción y acarreo propiamente tal; es muy posible pensar que la pala o la perforadora son las piezas de mayor importancia, debido al trabajo que estas realizan, pero tan importante como estas son los camiones de extracción y los equipos auxiliares que transitan por todo el pit; los primeros realizan labores de traslado del mineral, ya sean al chancado o a diferentes sectores de acopio y los segundos cumplen funciones de apoyo en el mantenimiento de los caminos por donde transitan estos equipos, esto quiere decir que junto con mantener expeditas las vías de transporte también deben preocuparse de limpiar el derrame de material producido por el exceso de carga o en algunos casos por las pendientes que presente el camino. Cabe destacar que dicha limpieza se debe realizar de manera rápida y cuidadosa, ya que junto con los equipos pesados que transitan por estas rutas también hacen uso de ellas los equipos livianos y otros vehículos auxiliares.

Descripciones básicas de los principales equipos que transitan y operan dentro del rajo. La Marca de los equipos utilizados corresponde a la firma Caterpillar. 2.2.1.- Bulldozers ( Equipos destinados al movimiento de tierra y construcción)

MODELO

D9N

D10N

D11N

Potencia Mecánica

278kw (370hp) 338kw (520hp) 575kw (770hp)

Nº de Cilindradas

8

12

8

Proporción de R.P.M

1900

1900

1800

Modelo de Fabrica

3408

3412

3508

Peso Total

42.542kg.

57.410kg.

95.846kg.

Altura Total

2.91m.

3.20m.

3.50m.

Largo total

6.87m.

7.76m.

8.50m.

Ancho Cuchilla

4.32m.

4.86m.

5.60m.

Alto Cuchilla

1.80m.

2.05m.

2.31m.

Rendimiento *

1348 m³/h

1961 m³/h

2881 m³/h

Combustible (cap.)

792lts.

1023lts.

1490lts.

Rend. Comb/Hora

57lts.

75lts.

120lts. Fuente: Manual Caterpillar

* El material removido corresponde a roca suelta, la que se obtiene una vez que se realiza la tronadura de algún banco. Cabe hacer notar que el rendimiento varía según el tipo de material que se esté moviendo, ya que puede ser suelto, de acuerdo al cuadro, o compacto.

Estos equipos, dentro de la mina, cumplen funciones de construcción y están destinados a permanecer en los frentes de extracción, ya sea para estirar alguna rampa o mejorar tal o cual acceso, a diferencia de los equipos que se mencionarán posteriormente, los bulldozers realizan operaciones fuera del area de extracción efectuando trabajos en diques o desmontes, pero principalmente de movimiento de tierra.

2.2.2.- Cargadores frontales (Equipos destinados al carguío, limpieza y movimiento de tierra)

MODELO

950F

992D

994D

Potencia Mecánica

278kw (275hp) 515kw (690hp) 932kw (1250hp)

Nº de Cilindradas

6

12

16

Proporción de R.P.M

2100

2200

1600

Modelo de Fabrica

3406

3412

3516

Sistema Hidráulico

103lts.

510lts.

685lts.

Altura Total

3.27m.

5.49m.

6.71m.

Largo total

7.55m.

13.13m.

17.01m.

Ancho Balde

2.75m.

4.50m.

5.31m.

Alto Balde

1.05m.

2.10m.

2.90m.

Rendimiento *

291 m³/h

1905 m³/h

2697 m³/h

Combustible (cap.)

153lts.

541lts.

720lts.

Rend. Comb/Hora

11lts.

45lts.

56lts. Fuente: Manual Caterpillar

El cargador frontal y la Pala son los únicos equipos capacitados para efectuar tareas de carguío, el cargador lo hace, por lo general cuando la pala abandona los frentes de extracción y queda como remanente bastante material para seguir alimentado al chancado, pero que por razones operacionales y económicas se opta por ocupar este ultimo equipo debido a que el costo de traslado es mínimo comparado con el que se obtendría al mantener por algunas horas una pala. El Cargador es un vehículo petrolero y en promedio demora en trasladarse de los frentes mas alejados un total de 35 a 40 minutos en contraposición que todas las palas funcionan con energía eléctrica, el traslado de estas se efectúa con la ayuda de un batitrón (camión transformador), y su tiempo de traslado mínimo demora entre 2 a 4 horas promedio.

2.2.3.- Tractor Neumático (Equipos de limpieza: bermas, caminos y frentes de carguío)

MODELO

814B

824C

834B

Potencia Mecánica

161kw (216hp) 235kw (315hp) 336kw (450hp)

Nº de Cilindradas

6

6

8

Proporción de R.P.M

2200

2100

2100

Modelo de Fabrica

3306

3406

3406

Peso Total

20.580kg.

30.380kg.

46.355kg.

Altura Total

3.56m.

3.96m.

4.10m.

Largo total

6.82m.

7.69m.

8.71m.

Ancho Total

2.86m.

3.17m.

3.56m.

Ancho Cuchilla

3.65m.

4.20m.

4.62m.

Alto Cuchilla

1.00m.

1.22m.

1.45m.

Combustible (cap.)

145lts.

260lts.

440lts.

Rend. Comb/Hora

12lts.

18lts.

30lts. Fuente: Manual Caterpillar

El tractor neumático o “Pato”, como se le conoce dentro del rajo, es el vehículo mas indicado para la limpieza de los frentes y caminos, debido a que estructuralmente no es de gran tamaño, tiene un radio de giro mas corto, debido a que su sistema de articulación se encuentra ubicado en el centro, y es más veloz que cualquier otro equipo auxiliar que opera dentro de las zonas de producción. Es importante destacar que para mantener un camino limpio y permanentemente habilitado se requiere de un vehículo de

apoyo que cumpla esta tarea en forma rápida y precisa ya que el trafico es bastante continuado, sobre todo en aquellas expansiones mas mineralizadas. 2.2.4.- Motoniveladora (Equipo destinado al mantenimiento de los caminos y accesos secundarios)

MODELO

14G

16G

Potencia Mecánica

149kw (200hp)

205kw (275hp)

Nº de Cilindradas

6

6

Proporción de R.P.M

2000

2000

Modelo de Fabrica

3306

3406

Peso Total

18.524kg.

24.724kg.

Altura Total

3.34m.

3.52m.

Largo total

9.22m.

9.99m.

Ancho Total

2.84m.

3.10m.

Velocidad Máxima

40.00km/h

43.60km/h

Combustible (cap.)

370lts.

489lts.

Rend.Comb/Hora

28lts.

40lts. Fuente: Manual Caterpillar

La Motoniveladora es una maquina que realiza trabajos principalmente en el rubro caminero, el objetivo de la Moto dentro de la faena minera es el de mantener los caminos principales y secundarios en buen estado, la escarificación y el posterior perfilado son las principales tareas que desarrolla este equipo dentro del pit.

2.2.5.- Camión Minero de Extracción (Equipo que cumple tareas, específicamente, de acarreo de mineral).

Dentro de Minera Escondida encontramos diversos tipos de camiones de extracción, pero que por importancia y gran tamaño solo se refiere a dos de ellos los cuales son el camión Caterpillar, modelo 793-C y el Camión Dresser, modelo 830-E. Para efectos de mencionar los principales aspectos técnicos de funcionalidad nos explayaremos, principalmente en las características del camión Caterpillar y se abordará el tema de los rendimientos, básicamente de neumático, con mayor profundidad refiriéndose al modelo Dresser. La razón fundamental de esta elección es que se ha estado haciendo un seguimiento del comportamiento operacional de esta flota de camiones y por este motivo es que se hace más fácil la tarea de indagar acerca del comportamiento de los neumáticos y el porque son dados de baja en cortos intervalos de tiempo. Por otra parte, se considera que el valor de un neumático gira en torno a los US$15.000. -, no es comprensible que el cambio de estos se efectúe no por el desgaste de la goma, que sería lo más lógico, sino que por situaciones operacionales tales como lo son los estados de los caminos, zonas de carga, vaciado y operación de los camiones entre otras. Por otro lado se debe considerar el diseño y mantenimiento de los neumáticos. Se hace mención a esto principalmente por las pruebas masivas que se le están haciendo a la flota Dresser con neumáticos Bridgestone del tipo 3 A, los que de acuerdo a lo que se

indicará mas adelante, han dado resultados negativos para las características de operación de nuestra faena. Además es preciso señalar que no existe un programa preventivo de control tanto de presiones como de temperaturas para los neumáticos, actualmente esto se realiza al azar, como tampoco una revisión visual de camiones que salen de talleres.

2.2.6.-

Estudio del rendimiento de neumático efectuado a la flota Dresser.

2.2.6.1.-Análisis de la situación actual :

Se ha realizado un análisis en el periodo junio/99 a febrero/00 con respecto a los neumáticos dados de baja, referido particularmente al comportamiento de estos en los camiones Dresser 830E, lo cual se indica la necesidad de revisar la situación actual dado que tal como lo muestra la gráfica (fig.1) de los neumáticos dados de baja mes a mes en el periodo indicado, se puede ver que a partir del mes de Noviembre de 1999, fecha en la cual se iniciaron las pruebas para toda la flota con neumáticos Bridgestone, se ha producido un sostenido y alarmante aumento de las bajas y es así como hasta Octubre de 1999, el promedio mensual era de 14 (catorce) unidades y en el periodo Noviembre/99 a Febrero/00 se incrementó fuertemente a 26 (veintiséis) unidades. Esto nos indica un aumento de 85.7% en promedio para los últimos 4 (cuatro) meses. Aún más, es preciso señalar que el aprovechamiento de la goma disponible es del orden del 60%. Por otro lado si consideramos que el valor de un neumático minero, de las mismas características de los que fueron sometidos a las pruebas, bordea los US$15.000. -, se puede afirmar que nada se puede descartar como ideas, sugerencias, inquietudes, etc.

NEUMATICOS DADOS DE BAJA POR MES 40

NUMERO DE NEUMATICOS

35 30 25 20 15 10 5 0 JUNIO

JULIO

AGOSTO

SEPT.

OCT.

fig. 1

NOV.

DIC.

ENERO

FEB.

Fuente: Minera Escondida

Goma usada en Neumáticos dados de Baja : Tal como se ha indicado, si se considera que cada neumático tiene un valor aproximado a los US$ 15.000. -, la tendencia en la minería referido al uso de estos, es lograr el máximo aprovechamiento en su rendimiento operacional. Para el período en estudio, Junio a Febrero (año fiscal), es interesante indicar que el 54% de los neumáticos dados de baja quedan con al menos un 40% de goma remanente. Además, de acuerdo con la información estadística utilizada para el presente estudio, observando la gráfica referente al tema de goma usada en neumáticos dados de baja, se puede establecer una tabla con valores asociados al mal aprovechamiento de la goma remanente, tomando como base un uso de goma de 82%; es decir, todo lo que esté sobre el 18% de goma remanente se considera pérdida.

CANTIDAD DE FALLAS VS PORCENTAJE DE GOMA USADA

N° Neumaticos dados de Baja

70 60 50 40 30 20 10 0 100%-80%

79%-60%

59%-40%

39%-20%

19%-0%

Goma Usada Fuente: Minera Escondida

Goma (%)

Usada

Nº de Bajas

Goma Perdida (US$) Remanente (%)

100 – 80

25

0

0

79 – 60

58

20 – 18 = 2

23.300

59 – 40

40

40 – 18 = 22

176.000

39 – 20

41

60 – 18 = 42

344.400

19 – 0

16

80 – 18 = 62

198.400

Banda se goma sin uso Banda de telas Banda de goma gastada

Fuente: Minera Escondida

-

Goma Usada : Es la cantidad de goma utilizada, en su máximo

porcentaje de vida útil

-

Goma Remanente : Son las bandas que componen el neumático, las

cuales sufren el desgaste propio de la exigencia, tal como se presenta en la primera fila del cuadro, donde aparecen los valores máximos y mínimos de la goma utilizada, con la cual se determinará la vida útil del neumático y posteriormente la cantidad de goma remanente.

Bajas de acuerdo a la posición del Neumático :

Analizar las bajas desde variados aspectos resulta interesante y a la vez se demuestra la seriedad con que se ataca el estudio, y es así como se ha optado por revisar lo que ocurre considerando las posiciones de los neumáticos en las unidades; vale decir, que los neumáticos ubicados en las posiciones delanteras (1 y 2) dada su condición en el sentido que al tener un desgaste del 60% son cambiados a posiciones traseras (3 y 5); es decir, se podría pensar que deberían ser más resistentes para soportar los obstáculos que se encuentran en su camino; sin embargo, representan el 24% del total de las bajas. Por otro lado, y si consideramos que en la mina el sentido de tránsito es por la izquierda, esto conduce a establecer las posiciones externas (1, 3 y 5) de los neumáticos soportan condiciones severas dado que están próximos a las bermas de los caminos y esto es la razón por la cual el 55% de las bajas está dado para éstas posiciones, situación que se observa en la respectiva gráfica.

DAÑO POR POSICIONES DE NEUMATICOS ENTRE 01 – JUN – 99 AL 02 – FEB – 00

CANTIDAD DE NEUMATICOS DAÑADOS

40 35 30 25 20 15 10 5 0

Nº 1

Nº 2

Nº 3

Nº 4

Nº 5

Nº 6

POSICIÓN DE NEUMATICOS Fuente: Minera Escondida

2.2.6.2.-

Análisis en las bajas de los neumáticos:

Para el período en estudio, para los neumáticos que se usan en los camiones Dresser 830E, es preciso clasificar las causas de bajas, y es así que la podemos encontrar en la tabla adjunta, la cual nos indica que podemos encontrar un gran número de ellas que no representan a las más incidentes.

50

Nº DE FALLAS EN NEUMATICOS

45 40 35 30 25 20 15 10 5 0

A

B

C

D

E

F

G

H

I

J

K

L

M

MOTIVO DE FALLA EN NEUMATICO

Fuente: Minera Escondida

MOTIVO A: Separación profunda alrededor de pestaña

=

0.5%

B: Corte en banda de rodado

=

1.5%

C: Separación en hombro

=

1%

D: Separación retorno

=

2%

E: Pinchado en banda Lateral

=

3%

F: Separación en banda Lateral

=

4%

G: Pinchado en banda de Rodado

=

6%

H: Corte en banda lateral

=

6%

I : Temperatura en banda de Rodado

=

10%

J: Desgaste en banda de rodado

=

11%

K: Impacto en la banda de lateral

=

5%

L: Separación en banda de rodado

=

23%

M: Impacto en la banda de rodado

=

26%

Respecto a esto, podemos decir que las causas de bajas son trece, y que sobre éste promedio de incidencias se analizarán solo cuatro, por orden de frecuencia. De acuerdo a éste orden se tiene: • Impacto en la banda de rodado

(M) 26%

• Separación en la banda de rodado

(L) 23%

• Desgaste en la banda de rodado

(J) 11%

• Temperatura en la banda de rodado

(I) 10%

Estas causas son importantes analizarlas en forma más profunda, dado que producen una fuerte incidencia en el total de las bajas; además, las mejoras que se pueden lograr para éstas son significativas. Así mismo, se producirá también inevitablemente un efecto positivo en todas las otras causas de bajas que están por debajo del promedio de incidencia, lo que significará que dicho promedio disminuirá en los términos que indiquen los beneficios del estudio. Se referirá en forma especial a las cuatro causa de bajas más incidentes, esto es que representan a el 70% del total de bajas de los neumáticos y se supone que las medidas a proponer enfocándolo en esas causas reducirán tres de ellas y producirá un efecto contrario en las bajas por desgaste.

Impacto en banda de rodado ( M ) Dado que dentro de las causas de bajas de neumáticos más relevante esta dada por el impacto en banda de rodado, y si se estima que esto representa el 26% de las causas, es necesario proponer medidas que signifiquen bajar éste tipo de fallas. Se puede agregar también como aspecto destacado que la mitad de las bajas por impacto en banda de rodado, es decir, el 52% de las causas de bajas, están dadas por neumáticos en los cuales se utilizó a lo menos un 60% de la goma disponible del neumático.

Rango Goma Usada (%)

Porcentaje Total (%)

100 – 80

14

79 – 60

34

59 – 40

23

39 – 20

20

19 – 0

9 Fuente: Minera Escondida

Separación en banda de rodado ( L ) Esta causa que representa el 23% de las bajas, es la segunda más incidente y al igual que el caso anterior, podemos visualizar que el uso de la goma disponible del neumático esta por debajo de lo que se puede esperar, y es así como el 86% de las bajas por separación de banda de rodado están dados para neumáticos que aún les queda un 40%

de goma remanente. Esta situación es inaceptable, y se debe lograr determinar cuales son las causas tanto operativas, como de mantenimiento que están incidiendo en éstas cifras.

Rango Goma Usada (%)

Porcentaje Total (%)

100 – 80

2

79 – 60

13

59 – 40

33

39 – 20

35

19 – 0

17 Fuente: Minera Escondida

Desgaste en banda de rodado ( J ) Si bien, ésta debería ser la principal causa de baja, significaría que se esta aprovechando el neumático en un 80% de su goma disponible, situación que no sucede en la realidad, por lo que representa un 11% del total de causas en las fallas del neumático. Esto no ocurre por causas básicamente de tipo operacional y de mantenimiento. El promedio de goma usada para los neumáticos que se dan de baja por desgaste, corresponde a un 82%, cifra atractiva desde el punto de vista de disponibilidad de uso.

Temperatura ( I ) En orden de importancia corresponde a la cuarta causa de baja de neumáticos, y representa el 10% del total. Estima que entre otras causas, existe una incidencia operacional para que ésto ocurra.

Rango Goma Usada (%)

Porcentaje Total (%)

100 – 80

0

79 – 60

11

59 – 40

11

39 – 20

56

19 – 0

22

Fuente: Minera Escondida

2.3.- Normas técnicas en caminos de explotación 2.3.1.- Alineamiento de Caminos de Transporte

Tanto como sea posible económicamente, todos los elementos geométricos de los caminos de transporte deben diseñarse de manera de conseguir un desplazamiento seguro y eficiente a velocidades normales de operación. La habilidad del operador para ver hacia adelante a una distancia igual o mayor de la distancia de detención requerida es la primera consideración. Este capítulo es para encausar el estudio del efecto de la velocidad, pendiente y peso del vehículo respecto de la distancia de detención, como también entregar un criterio sobre el alineamiento vertical y horizontal.

2.3.2.- Distancia de Detención – Relación entre Gradiente y Freno

Bajo el punto de vista de la seguridad las gradientes de los caminos de transporte deben diseñarse de manera que se acomoden a las capacidades de frenado, de todos aquellos vehículos que tengan el menor potencial de freno. Debido a sus pesos extremos y normalmente altas velocidades de operación a otros equipos, su habilidad para retardar mediante frenado es la más baja comparada con los usuarios comunes del camino de transporte. El diseño de rutas que compatibilizan los sistemas de frenado de los camiones de transporte deben dejar un suficiente margen de

seguridad para otros equipos menos frecuentemente utilizados, tales como Patos, Cargadores, Motoniveladoras, etc.

La mayoría de las especificaciones de fabricantes de camiones en cuanto a capacidad de freno está limitada a ilustraciones de la velocidad que puede ser mantenida en bajada usando un sistema de retardación dinámica o hidráulica. Aún cuando la retardación a través de los componentes de marcha es un método eficiente de controles en la disminución de la velocidad, ello no reemplaza con efectividad a los frenos de servicios Desafortunadamente, muy pocos fabricantes de camiones definen la capacidad de sus sistemas de frenos de servicio y de emergencia en términos de rendimientos. Estos usualmente se describen mediante el área recubierta, tamaño del tambor o disco método actuados y sistema de presión. Esto haca que, el operador al no conocer en que momento los frenos del vehículo sujetarán en una pendiente en caso de falla del sistema retardador, por cuanto existe la posibilidad de utilizar los frenos de servicios, Como la única manera de obtener o hacer más lenta la marcha del camión, su rendimiento o capacidad debe definirse y tomar en cuenta en el diseño de pendientes seguras en el camino de transporte.

A continuación se entregan las curvas de distancia de detención respecto a la distancia de detención computadas para varias pendientes y velocidades en cada prueba por categoría de peso. Los puntos de cada una de las distintas curvas han sido deducidas utilizando la siguiente fórmula:

SD = 1 / 2 gt2 * Sen Ø + Vot + ( gt Sen Ø + Vo )2 2g ( Umin – Sen Ø )

Donde: SD = Distancia de detención en metros. g

= Aceleración de gravedad 9.8 m/seg.2

t

= Tiempo consumido entre la percepción del chofer sobre la necesidad de

detenerse y la real ocurrencia de la fricción de contacto en los tambores de freno en segundo. Ø

= Angulo de descenso en grados.

Vo = Velocidad en el momento de percepción del chofer dado en metros/seg. Umin = Coeficiente de fricción del área de contacto neumático – camino sin dimensión.

Aún cuando el significado de la distancia de detención

no son

verdaderamente claro, la ecuación 1, constituyo la forma de llegar a los valores de “ Umin y t ”.

El valor “ t ” está efectivamente compuesto de dos intervalos de tiempo separados ti y t2.

El tiempo necesario para generar una presión y actuar en los componentes del freno después que el pedal ha sido presionado se designa como ti.

Peso Vehículo en Toneladas

Tiempo de Reacción del Freno(ti) En segundos

45

0.5

45 a 90

1.5

90 a 180

2.75

180

4.5

Un segundo componente de t denominado t2 , es el retraso atribuido a la percepción y reacción del conductor desde que percibe hasta que reacciona o el tiempo perdido o gastado desde que el operador ve el riesgo hasta que su pie verdaderamente comienza a presionar el pedal de freno. Un tiempo de 1.5 segundos, se le asigna t2 en todos los casos.

Un valor para Umin, el coeficiente fricción atribuible a la interfase neumático, terreno, se deduce utilizando la siguiente fórmula:

Umin =

V2 295

Donde: V = Prueba SAG de velocidad de 8.9 metros/seg. g = aceleración de gravedad 9.8 metros/seg2 S = Distancia SAG de frenado verdadero ( computado substrayendo ti x 8.9 a la distancia de detención SAG, recomendada para cada clasificación de peso ).

En todo los casos la ecuación engloba un coeficiente de fricción ( Umin )Que promedia un valor de 0.30 y una retardación vehicular de aproximadamente 2.94 m/seg.2

2.3.3.- Criterios de Mantenimiento de Caminos

En la construcción de un camino de transporte, la superficie está sometida a deformaciones por el constante paso de los vehículos de acarreo. Aunque el deterioro puede ser controlado en gran medida por el tipo de material empleado en la superficie, el operador deberá considerar un programa de mantenimiento de camino según la necesidad de seguridad y factores económicos. Polvos, hoyos, raíces, depresiones y otras condiciones adversas del camino ocurrirán en cualquier superficie de carreteo.

Cuando la superficie de rodado tiene una superficie accidentada, existe una tendencia a deflectar los neumáticos y, por lo tanto, no permite la dirección normal de desplazamiento. En consecuencia, el conductor está forzado a compensar la anormalidad aumentando el esfuerzo de la dirección. Si la deformación de la superficie es muy grande o si el conductor no adopta medidas de precaución antes de impactarla, podrá resultar en la perdida total de control. Con frecuencia, aunque el conductor esté capacitado para sobrepasar una irregularidad del camino mediante la dirección y la tendencia a sobrepasar inmediatamente después de pasado el peligro podría nuevamente tener un resultado similar el mencionado.

En conjunto a una seguridad no satisfactoria, el deterioro del camino puede ser de alto costo desde el punto de vista de mantenimiento. Aunque el equipo minero de superficie está diseñado para aceptar condiciones severas, su vida útil puede incrementarse si el manejo defectuoso es mantenido en un mínimo. El desgaste sobre cada componente aumenta significativamente cuando un vehículo se desplaza a alta velocidad sobre una superficie irregular. Si el vehículo es sometido a un uso constante de frenos para sortear las áreas malas, acarrea un desgaste innecesario de los componentes. Al operar sobre áreas con alto contenido de polvo, los problemas de mantenimiento se diversifican. El efecto abrasivo de éste material fino obliga a realizar una limpieza o reemplazo costoso de los elementos, tales como frenos, filtros de aire,

discos hidráulicos. Estos componentes de carácter crítico están sometidos a la infiltración de polvo en camiones de éstas características. Esencialmente, los ítems relativos al deterioro de las superficies de acarreo son las condiciones climáticas, el seguir una vía similar en los viajes, y el derramamiento. Debido a que éstos factores son definibles, el mantenimiento de caminos debe iniciarse con un esfuerzo intenso para incorporar procedimientos preventivos en vez de correctivos. Las canaletas laterales y desagües deberán ser inspeccionados en forma periódica y limpiadas para asegurar la ausencia de obstrucciones. Si no se limpian, las instalaciones de drenaje podrán rebalsarse en las épocas húmedas y causar erosión de la superficie de rodado o saturar los materiales de la sub-base. Las cuadrillas de mantenimiento equipadas con maquinarias livianas tales como motoniveladoras, palas y excavadoras, deberán preocuparse en períodos predeterminados de inspeccionar que todas las líneas de drenaje estén libres de obstáculos. Si los vehículos pesados usan en forma continua el mismo paso en sus respectivas vías de acarreo, la concentración de carga creará eventualmente zanjas o trochas. Para prevenir ésta condición, se deberá inculcar a los conductores el uso de área diferentes de la vía. El derrame de material de vehículos sobrecargados es un problema significativo en varias minas. Si no se previene esta situación o si se permite la permanencia en la ruta de este material, existirá un traqueteo o saltos innecesarios. Por consiguiente, debe

existir un consenso en el carguío para prevenir que el equipo sea colmado más allá del límite permisible. Durante el período de clima seco, o en condiciones ambientales secas, el polvo llegará a ser un problema, especialmente en superficies compuestas de gravilla o material chancado. Para aliviar esta condición, deberán emplearse camiones aljibes acondicionados con sistemas especiales de regadío. Si los problemas de polvo son agudos, se deberá considerar la aplicación de aditivos. La incorporación de sales cloradas en superficie de gravilla o material chancado aumentará la retención de la humedad y eliminará la frecuencia de regadío.

La adhesión a las medidas preventivas discutidas, puede significar reducir significativamente los problemas de mantenimiento de caminos. Sin embargo, éstas no son una solución total. Las condiciones anormales de la superficie ocurrirán en forma periódica requiriendo procedimientos adicionales. En superficies más permanentes las depresiones podrán corregirse con parches de asfalto, ya sea compactado en forma manual o con rodillo. Cuando ocurren depresiones severas en superficies de gravilla bien compactada, el área circundante podrá revolverse, rellenarse y recompactarse hasta una consistencia pareja. Una motoniveladora podrá usarse continuamente para mantener los taludes, remover derrames, rellenar y emparejar las depresiones del camino. El hielo y nieve deben ser totalmente limpiadas del camino. Se requiere especial atención al concreto asfáltico y otras superficies lisas. La textura compacta de éstos materiales las hacen

susceptibles a un rápido congelamiento en climas fríos que la hacen resbaladiza y riesgosa para el control del vehículo. Bajo éstas condiciones debe implementarse en forma inmediata la aplicación de sal o cenizas. Todas las áreas en donde se use material suelto para aumentar la resistencia de rodado y retención del vehículo, deberán inspeccionarse periódicamente para la consistencia del material. Si éstas áreas llegan a compactarse, deberá usarse un bulldozer con equipo escarificador para romper la superficie.

2.3.4.- Criterios de Mantenimiento de Vehículos

Los costos de acarreo con frecuencia representan hasta un 50% de los costos totales de explotación y algunas veces hasta un 25% de los costos totales de operación, generales y otros de la operación total minera. La mayoría de las empresas mineras ofrecen en general inspecciones regulares extensivas de mantenimiento de vehículos de transporte, algunos requieren inspección diaria de cosas tales como sistemas de presión e integridad, presión de neumáticos, niveles de líquidos, continuidad del sistema eléctrico, tensión de correas, etc. El mantenimiento periódico es ejecutado para reemplazar filtros, cambios de aceite, filtros de aire, etc. Se requiere inspección periódica para la presión de los sistemas de freno, recubrimiento de los frenos y rodamiento de las ruedas. La reparación y reemplazo de componentes tales como motor, transmisión, puente trasero, eje, etc., es efectuado según

se requiere. Muchas compañías estipulan que los conductores llenen informes diarios sobre la condición del vehículo. Durante los chequeos, debe prestarse atención especial a todos los componentes del sistema de frenos para ver si están ajustados adecuadamente según especificaciones del fabricante. Un vehículo con el sistema de frenos mal mantenido, o fuga de presión en el sistema, que cause activación del sistema de frenos de emergencia, resultará en una aplicación desigual y calentamiento excesivo de un tambor. Debido a que la inflamación de los componentes de freno y propagación de las llamas a otras áreas del camión no es muy improbable, los extinguidores de fuego han llegado a ser un equipo normal. En resumen, el ajuste inadecuado de uno o más recubrimientos, origina la dependencia total sobre los otros. Si es incorrecto, los frenos que funcionan normal experimentarán desgaste excesivo e innecesario. Aunque ésta lista de chequeo cubre aquellos ítems de mantenimiento que deben inspeccionarse cada 500 horas de operación, deberá mantenerse un registro diario para cada parte del equipo. Este libro sirve para registrar cualquier dificultad o anomalía del equipo detectada por cada operador. Los ítems que requieran operación o ajuste deberán anotarse en éste libro para dejar la constancia al otro conductor. Si el mantenimiento es de superficie, es necesario conocer la magnitud para evaluar si afectará la integridad del equipo, debe hacerse una anotación en el registro, y una notificación archivada al jefe de mantenimiento. Al término de un período especificado ( una o dos semanas), el jefe de mantenimiento revisa los libros de registro a fin de familiarizarse con los problemas menores experimentados por los operadores. Las hojas de registro deberán firmarse,

fecharse, y archivarse con el registro principal mantenido para cada parte del equipo. Cualquier programa de mantenimiento deberá estar gobernado por la operación individual. El ejemplo siguiente indica cómo la responsabilidad puede distribuirse para garantizar que los chequeos son acciones adecuadas. Sin embargo, la responsabilidad final para la operación segura de cada día depende del operador del equipo.

Capitulo 3.-

ANALISIS PARA LA OPTIMIZACION DE CAMINOS MINERA ESCONDIDA

3.1.-

Introducción

La optimización de los caminos, parte con la idea de combinar bien el tránsito, o sea, camión versus camino de acarreo, ya que requiere examinar muchos factores y los efectos que éstos tienen en los resultados del balance general. La mayoría de las minas utilizan una medida basada, en cierta forma, en el costo por tonelada de material movido. Esta medida se basa en los dos componentes del costo por tonelada en acarreo de camiones: la productividad (o desempeño) y el costo de operación. La productividad se puede medir o predecir para las tareas específicas utilizando medidas reales de la operación de la mina o las de un programa de simulación de ésta operación. Se pueden combinar separadamente las tareas para dar una cifra neta, a largo plazo y a mayor escala, para la producción de la mina. Es más difícil captar el costo real porque está orientado hacia el tiempo de transporte o uso y la tarea, y puede ser influido por la suma de varios factores que afectan la vida útil total del camión. Por ejemplo, las asignaciones de costos, como los de adquisición de los camiones y los de reparación que en algunas oportunidades se extienden por largos períodos de tiempo. Otros costos, como los de combustibles y los de neumáticos, se pueden vincular más directamente con ciertas tareas.

Este trabajo se concentra en factores económicos más directos, orientados según las tareas, que afectan los costos y la productividad de los camiones. Si se examinan separadamente los caminos de acarreo y los camiones, se pueden aislar los factores principales que afectan los costos y el rendimiento general. Hay muchos factores, pero los más importantes son:

CAMION

.

CAMINO

1) Pesos.

1) Trazado de las pendientes

2) Rendimientos de las tracciones

2) Pendientes constantes.

en las ruedas. 3) Rendimiento en la retardación.

3) Resistencia a la rodadura. 4)Diseño de curvas regulares y sinuosas.

4) Técnica del operador.

5) Estado de la superficie.

Algunos de éstos factores se describen en las siguientes secciones. Nótese que un aspecto clave en la ecuación económica, es el impacto que ejerce el trazado de la mina en el diseño de los caminos. El plano determina los parámetros del camino, tales como la pendiente, las curvas regulares y las curvas sinuosas. El diseño de ciertas pendientes puede afectar el acceso a la veta, poniendo al descubierto más mineral de extracción y puede influir, además, en la relación entre el mineral y el estéril. La evaluación de las variables incluidas debe tomar en cuenta estas ventajas, además de las más directas como el rendimiento y los costos. En algunos casos el rendimiento y los costos de los

camiones pueden dictar el trazado de la mina; en otros casos, los requisitos del trazado de la mina pueden dictar la composición de la flotilla de acarreo. Los métodos usados para mejorar el conjunto de factores que afectan los caminos de acarreo, son sencillos. Combinan el sentido común con la experiencia. La simulación teórica a través de software permite determinar con mayor claridad estos factores ya que actúa como un tamiz, donde se ciernen situaciones menos probables y se sintetizan ideas más prometedoras. Por último, se pude decir, que del análisis de la situación de los caminos mineros, se podrán determinar normas de diseño, para que en un futuro sean incluidas en el manual de carreteras. 3.2.-

Información General Optimizar cualquier sistema requiere prestar atención a los detalles principales y

administrarlos debidamente. Los caminos de acarreo requieren el estudio de muchos de los aspectos por parte de los planificadores, del personal de la mina o cantera y de la gerencia, por citar un ejemplo.

3.2.1.- Superficie de los caminos de Acarreo El estado de la superficie de los caminos de acarreo ejerce impacto notable en el rendimiento y en los costos, tanto a corto como a largo plazo. La irregularidad de la superficie y la resistencia a la rodadura son dos aspectos críticos.

Hoy en día, los camiones de acarreo llevan más carga útil con mayor rapidez que antes. Las superficies corrugadas, las protuberancias y los baches en el camino pueden transmitir las fuerzas de impacto hacia los neumáticos, la suspensión, las estructuras y los componentes del tren de fuerza. Estas fuerzas de impactos son aproximadamente proporcionales, o de primer grado, según el peso bruto del vehículo, que puede ser bastante grande en los camiones más pesados. Peor aún, la magnitud de las fuerzas aumenta exponencialmente con la velocidad del camión. Combinar estos dos factores en los camiones actuales no es, ni más ni menos, que una fórmula para crear problemas de desplazamiento. Estas fuerzas de impacto aumentan los costos de neumáticos e incorporan los costos de reparación estructural a largo plazo, así como también una vida útil más corta del camión. Todo esto se debe evitar.

3.2.2.- Resistencia a la rodadura

La resistencia a la rodadura produce, además, desgaste del camión y le resta productividad a la flotilla, aumenta otros costos, como los de combustible. La alta resistencia a la rodadura es un doble problema para los dos componentes del costo por tonelada: la producción y los costos. La resistencia a la rodadura se expresa típicamente como “equivalente de la pendiente”, y produce un efecto similar en los rendimientos del camión. Las superficies más duras del camino proporcionan la mejor interrelación entre la producción y los costos.

3.2.3.- Curvas regulares y sinuosas

Se debe encarar el diseño de las curvas regulares y sinuosas con el rendimiento del camión como aspecto más importante del proceso. El objeto del camino de acarreo es sólo uno: permitir el movimiento de material de un punto a otro al costo más bajo posible. El camión realiza éste trabajo. El camino de acarreo lo facilita. Se deben considerar muchos otros aspectos, además del rendimiento del camión, que afectan el diseño, tales como la construcción de las curvas (métodos y costos), las restricciones o facilidades del trazado, acceso al mineral, etc. La mayoría de los ingenieros viales encargados del diseño de caminos de acarreo comienzan el proceso pensando en estos factores más que en la flotilla de camiones. Sin embargo, el rendimiento del camión puede afectar los costos de manera mucho más importante que cualquiera de los otros factores. La flotilla de camiones debe maniobrar en cada una de las curvas dos veces en cada viaje y hará muchos viajes por día durante meses y quizá durante años. El tiempo de ciclo más lento causado por las curvas toscamente diseñadas puede añadir miles de dólares al costo de acarreo cada día. A continuación, se presenta la siguiente pauta con el concepto que permite evitar costos innecesarios: a.-

La Velocidad Constante; Para mantener la velocidad constante se debe

considerar: la pendiente, la resistencia a la rodadura, el radio de la curva, el peralte, el coeficiente de tracción esperado en la superficie del camino.

La velocidad máxima del camión se determina por la resistencia total que se opone a éste, que es la pendiente más la resistencia a la rodadura.

b.-

Prever en el diseño, la velocidad constante, en lo posible. Esto conduce a un

rendimiento constante del camión con mínima reducción de la velocidad. Aumentando la pendiente a través de una curva sólo retrasa el camión tanto en el acarreo como en el viaje de regreso, desgastando aún más los componentes. Es recomendable hacer una transición más plana (con pendiente menos pronunciada) que no retrase el camión y que tienda a reducir su desgaste.

c.-

Usar radios mayores en las curvas, donde sea posible. Un mayor radio de curva,

permite velocidades más altas y seguras en el camino de acarreo, reduce la congestión del tránsito y produce menos desgaste tanto en el camino de acarreo como del camión. Las curvas exageradas o sinuosas son a veces necesarias, pero aumentan los costos del acarreo. Pero, con éstas curvas sinuosas, a veces, los neumáticos duales en los ejes de impulsión rozan entre sí, lo que lo hace patinar y desgastarse, tanto los neumáticos, como el camino de acarreo. No es raro encontrar curvas sinuosas con depresiones interiores producidas por el patinaje de neumáticos. Los camiones cargados y vacíos tienen que reducir considerablemente la velocidad, reduciéndose la producción. Se requiere conservación extra para manejar el camino en forma, y la motoniveladora se suma a la congestión general del tránsito.

•

Es importante considerar ambas direcciones en el diseño de una curva. Los parámetros deben responder a los de un camión vacío, que en el viaje de vuelta se traslade a velocidad mucho más alta que en el viaje de ida. Las velocidades más altas del camión vacío contribuyen a la producción, tanto como las velocidades rápidas del camión cargado.

3.2.4.-Pendiente Optima Optimizar el rendimiento del camión depende también de la selección de las pendientes del camino de acarreo, principalmente cuando hay mucho desnivel. Escoger el mejor declive requiere examinar la geometría del camino de acarreo y el rendimiento del camión en la pendiente. Por ejemplo, se ocupó en camión Caterpillar 789 como acarreador para un análisis, y se llegaron a los siguientes resultados con respecto al diseño del camino:

Fundamento Básico: La manera en que los ingenieros, optimizan las pendientes para los camiones está basada en la física elemental: Desplazamiento v/s Tiempo (o tiempo y distancia). Cuanto más rápido se va, tanto más rápido se llega, cuanto más corta la distancia, tanto más rápido se llega.

Tiempo: El tiempo de ciclo del camión es el índice básico del rendimiento para calcular el punto óptimo del diseño. El tiempo de ciclo incluye los efectos de todos los factores que influyen en el resultado deseado: el costo por tonelada. Esto es así, porque para

simplificar más el análisis, se le atribuye al camión una carga útil de peso invariable, por lo que el tiempo de ciclo constituye un índice directo de producción. El tiempo es también un factor directo del consumo de combustible.

Obtención del Tiempo y Distancia en el recorrido de los Camiones. Para obtener El Tiempo y la Distancia que determinan el Ciclo que desarrollan las unidades de extracción (Camiones), se debe considerar que la mina cambia día a día y por consiguiente se van creando nuevas vías de evacuación de mineral, para lo cual se debe contar periódicamente con un Plan semanal de Planificación de Extracción Mina, ya que es aquí donde se pueden apreciar las distintas posiciones que van adoptando a medida que se avanza en el proceso de extracción, y también es en este Plan donde se establecen los diferentes lugares de vaciado, ya sean botaderos o chancados. Con estos datos se pueden obtener las distancias de terreno, las cuales incluyen rampas y diferentes desniveles, por medio de sistema Acad. Para obtener el tiempo en el recorrido de los camiones, debemos referirnos a algunas variables que van a incidir directamente en este proceso, las cuales son: -

Densidad del Material Extraído

-

Topografía del Terreno La estimación real de los tiempos se efectúa midiendo en terreno, con la ayuda de

cronómetros, el recorrido que realizan las diferentes unidades de extracción desde el frente de carguío al sitio de vaciado y viceversa.

Distancia: Por lo general, una distancia más corta provee un tiempo de traslado más corto, según el enunciado “ la línea recta es la distancia más corta entre dos puntos”, (Fig. 5) sin embargo, en una mina es necesario trabajar en tres dimensiones con diferentes parámetros de rendimientos para el plano horizontal que para los usados para el vertical.

Longitud de la Pendiente v/s Desnivel

CIMA P%2 Elevación

P%1

Vertical

BASE Dh1 Dh2

Fig. 5

Cima

E1 E2 Di

E3

Base Fig. 6

Donde: E = Elevación vertical en diferentes niveles Di = Distancia inclinada igual para los tres recorridos (305m)

Tiempo en Subida de Pendiente: Los parámetros como la distancia, el rendimiento del camión, el PBV ( Peso Bruto del Vehículo), la resistencia de la pendiente y la resistencia a la rodadura, determinan cuánto tiempo le lleva a un camión subir la pendiente. Los fabricantes presentan las especificaciones del rendimiento del camión como curvas de fuerza de tracción en las ruedas y velocidad. Estas curvas muestran con cuanta rapidez un camión se traslada bajo ciertas condiciones dadas, y reflejan la potencia desarrollada

por vehículo. Como la mayoría de los motores de los camiones están clasificados a una potencia determinada y la misma se mantiene relativamente constante bajo carga, un camión se traslada más rápidamente en terrenos en buen estado que en terrenos desiguales y accidentados. Para determinar la velocidad del camión basándose en las curvas de tracción en las ruedas, se calcula la fuerza de tracción en las ruedas basadas en el PBV y en la resistencia total. La resistencia total es igual a la resistencia de la pendiente más la resistencia a la rodadura. Una vez que se determina la fuerza de tracción en las ruedas, se puede leer la velocidad en las especificaciones del rendimiento. En la práctica, el peso del camión es lo que más varía ya que el camino de acarreo es una condición física ya establecida que cambia poco con el transcurso del tiempo. Rara vez la máquina de carga descarga el mismo peso en el camión dos veces y mucho menos en cada viaje. Por lo tanto la variable más importante es cómo afecta el peso al tiempo de subida de la pendiente (al afectar la velocidad del camión). La tabla siguiente muestra el tiempo de traslación en subida de pendiente en función del desnivel. Toma en cuenta que una pendiente más pronunciada representa una distancia más corta que una pendiente gradual o más suave. También refleja el promedio de varios pesos brutos del vehículo (PBV) para absorber las variaciones del peso de la carga útil. El Volumen promedio para el análisis fue de 306.180 kg.

Tiempo invertido en la pendiente Recorrido en subida de 305 m.

Tiempo de Acarreo en Minutos

25

20

15

10

5

0 2%

4%

6%

8%

10%

12%

14%

16%

18%

Pendientes

Incluye la resistencia a la rodadura En este grafico se muestran los distintos tiempos obtenidos a partir de diferentes pendientes, para tramos de igual distancia inclinada. (ver fig.6) El resultado subraya que, aunque el camión se desplace con más rapidez en pendientes menos pronunciadas, la mayor distancia contribuirá a prolongar el tiempo. El acortamiento geométrico de la longitud de la pendiente sobrepasa la reducción de la velocidad a medida que aumenta la inclinación. La tabla muestra el punto mínimo u óptimo en la pendiente del 12%, aproximadamente. Esta es una situación que aumenta considerablemente las cargas en el tren de fuerza y, por consiguiente, el desgaste del camión. La desventaja del tiempo en la pendiente del 8% y en la del 12% es muy pequeña en comparación con los posibles efectos negativos sobre los costos. Otros

aspectos afectan también la elección de la pendiente óptima y pueden pesar más que estas pequeñas diferencias. Esta tabla es específica para las condiciones que se muestran, pero se puede usar como índice de otras condiciones. La naturaleza del análisis basado en el rendimiento de la fuerza de tracción en las ruedas y en la velocidad de un camión permite obtener los mismos resultados siempre que las condiciones estén entre los dos límites de la fuerza requerida de tracción en las ruedas. La fuerza de tracción requerida en las ruedas se obtiene del PBV y de la resistencia total que encuentra el vehículo. Por ejemplo: PESO v/s RESISTENCIA A

B

CAMBIO

PBV (kg.)

317.500

254.000

-25%

RESISTENCIA

8%

10%

+25%

25.400

25.400

0%

9.1

9.1

0%

Fuerza de Tracción en las ruedas (kg.) Velocidad (mph)

Se puede aplicar ésta tabla a otras combinaciones equilibrando el PBV y la resistencia total para que la fuerza de tracción en las ruedas se mantenga constante. Una resistencia adicional del 1% de pendiente ejerce el mismo efecto en la fuerza de tracción en las ruedas y en la velocidad del camión que aproximadamente 3175 kg. (7000 lb) de PBV extra, esto genera la regla empírica para un camión clasificado a un PBV máximo de 317.520 kg.(700.000 lb).

Tiempo en Bajada de Pendiente: Muchas minas se concentran únicamente en el rendimiento de los camiones en subida de pendientes, sin tomar en cuenta el tiempo de la bajada. Una vez que ésta parte del ciclo se optimice, se puede obtener ventajas en la parte del “desplazamiento cuesta abajo” del ciclo. Los mejores resultados generales proceden de combinar las dos modalidades de operación. El desplazamiento cuesta abajo se gobierna con las mismas reglas del análisis del desplazamiento cuesta arriba, es decir: el tiempo y la distancia. La relación básica todavía se centra en la potencia que el camión puede soportar para determinar la velocidad , por lo tanto, el tiempo pasado en vencer la distancia de una pendiente en particular. Los factores claves que afectan el rendimiento en retardación se muestra a continuación, agrupados en tres categorías principales: Factores claves que afectan la retardación: •

• •

Fuerza de retardación necesaria: -

Ayuda de la pendiente.

-

Resistencia a la rodadura.

Capacidad de rechazo de energía:Rendimiento neto:

PBV (Peso Bruto del Vehículo).

Distancia.

-

Capacidad de retardación (temperatura,etc.)

-

Selección de engranajes.

-

Velocidad.

Para la fuerza de retardación necesaria, se aplica el mismo análisis empleado en la subida de pendientes, excepto que, en bajada, la pendiente ayuda al camión a aumentar la velocidad mientras que la resistencia a la rodadura lo retrasa. En vez de

sumar las dos resistencias, como en el acarreo en subida, éstas se restan. El PBV y la resistencia neta determinan entonces la fuerza de retardación requerida para mantener una velocidad constante mientras se desciende. Casi todos los sistemas de retardación (similar a lo que se denomina freno motor, el cual actúa automáticamente) de camiones trabajan absorbiendo la energía mecánica requerida para desacelerar y/o mantener la velocidad del camión. La energía mecánica se convierte en energía térmica y se disipa después a la atmósfera mediante un aparato de enfriamiento. Todos los sistemas que componen el retardador instalados en el camión, tienen diversas maneras de lograr las funciones de absorción y de rechazo según el criterio general de diseño del fabricante. La distancia puede afectar el rendimiento en cuanto a que el camión no pueda alcanzar los límites constantes de rechazo de calor en las pendientes más cortas, lo que se traduce en una velocidad más alta y segura. Por lo general, en las pendientes largas se alcanza el estado constante que resulta en una velocidad constante adecuada a todas las condiciones aplicables. La temperatura y la altitud, afectan la capacidad de rechazo de calor, debido a su efecto en el proceso básico de transferencia del calor por el aparato de enfriamiento instalado en el vehículo. En general, la capacidad de rechazar el calor disminuye a medida que se elevan la altitud y la temperatura ambiente. El sistema de retardación, propiamente dicho, se puede cambiar dentro de ciertos límites para aumentar el rendimiento en algunas condiciones. Esto es de la esfera exclusiva del fabricante del camión, y cada camión es diferente en cuanto a lo que se le pueda hacer.

Para dejar que el sistema opere a su máxima eficiencia, se debe tener en práctica la regla fundamental para casi todos los tipos de retardadores: ¡evitar las temperaturas extremas! El sentido común recomienda cumplir lo siguiente:

Evitar el aumento repentino de temperaturas: - Pendientes uniformes - Mínimo movimiento de palancas - Elegir la velocidad

Como estos puntos sugieren, las mejores condiciones son aquellas que permiten la operación a velocidad constante del camión, eliminando los retrasos y las demoras.

3.3.-

Parámetros de Diseño Mínimos Admisibles en Mejoramiento de Caminos Minera Escondida

3.3.1.- Aspectos Generales

Si el camino a rectificar fue construido bajo normas, o si no lo fue y se establecen las modificaciones necesarias para llevarlo a la velocidad de diseño que le corresponde de acuerdo a la categoría que se le asigna, los elementos que lo componen deberán cumplir con todos los aspectos normativos que se asocian a esa velocidad de diseño. Las concesiones al diseño que pueden considerarse en aquellos casos en que se hacen necesarias rectificaciones son: 1. Podrá hacerse uso más liberal de los valores mínimos o máximos consignados en la norma. 2. Podrá dejar de cumplirse en cierto grado con las recomendaciones que dicen relación con la comodidad del usuario, pero que no afecten a la seguridad, tales como el desarrollo mínimo en curvas circulares. 3. En casos especialmente conflictivos de longitud suficiente, podrá considerarse una disminución de la velocidad de diseño, situación que deberá quedar señalada claramente en el terreno.

En ésta etapa del capítulo, se analizará los parámetros técnicos que vamos a utilizar en la “ Reingeniería ” aplicada a los caminos de la Minera Escondida.

Lo primero será revisar los factores que influyen al momento de comenzar a proyectar un diseño geométrico sobre un terreno, cualquiera sea su calidad o tipo de material. Para poder comprender mejor el primer factor (operativo), será necesario realizar una breve definición de: velocidad de operación y velocidad de diseño.

3.3.2.- Velocidad de Operación: es la máxima velocidad media que puede alcanzar un conductor bajo las condiciones prevalecientes del tránsito sin exceder el límite de seguridad dado por la velocidad de diseño.

3.3.3.- Velocidad de Diseño: condiciona el diseño geométrico, principalmente el alineamiento vertical y horizontal. Es la mayor velocidad que un conductor de habilidad media puede recorrer con seguridad un tramo, incluso con terreno mojado y sometido a las condiciones impuestas por la geometría. Su elección influye en el costo de producción, como también el de operación.

3.3.4.-Factores a considerar en la elaboración de un diseño geométrico

Factores Operativos: •

Velocidad de Operación

•

Velocidad de diseño

•

Función requerida por los usuarios

Factores Físicos: •

Topografía

•

Geología

•

Uso del suelo

•

Clima de la zona

Factores Ambientales: •

Características ecológicas y sus efectos en la seguridad de los bienes y las personas ajenas al uso del proyecto.

•

La interacción con otras infraestructuras.

Factores Económicos: •

Costo de construcción inicial.

•

Costo de mantención a lo largo de la vida útil del proyecto.

•

La seguridad es un aspecto fundamental.

•

La inversión inicial debe ser ponderada con otros costos (operación, mantención) y se debe buscar un equilibrio entre la seguridad durable y la calidad del servicio.

La mayoría de los caminos en Chile son tradicionales, o sea, son estudiados para ser construidos con una carpeta final de hormigón o de asfalto, y todo esta normado en el Manual de Carreteras.

Entonces, lo primero fue estudiar una velocidad de diseño adecuada, para luego asignarle los parámetros complementarios como: distancia de visibilidad, alineamiento horizontal , alineamiento vertical y perfil tipo. Luego, de acuerdo a ésto, se tiene que:

VELOCIDAD DE DISEÑO:

50 Km/h

3.3.5.- Distancia de visibilidad Aspectos Generales Un camino debe ser diseñado de tal manera que el conductor cuente siempre con una visibilidad suficiente como para ejecutar con seguridad diversas maniobras a que se vea obligado o que decida efectuar. En general, el conductor requiere de un tiempo de percepción y reacción para decidir la maniobra a ejecutar y un tiempo para llevarla a cabo. Durante éste tiempo total, el o los vehículos que participan en la maniobra recorren distancias que dependen de su velocidad de desplazamiento y que determinan, en definitiva, las distancias de visibilidad requeridas en cada caso. Se distinguen para el diseño cuatro tipos de distancia de visibilidad: Distancia de visibilidad de parada, Distancia de adelantamiento (caminos bidireccionales), Distancia de visibilidad de intersecciones, y Distancia de visibilidad para cruzar una carretera. Por las características del tipo de camino ( minero), se aplicó solo la distancia de visibilidad de parada.

3.3.6.- Distancia de visibilidad de parada En todo punto de un camino, un conductor que se desplace a la velocidad de diseño, por el centro de su pista de tránsito, debe disponer al menos de la visibilidad de parada sobre un obstáculo inmóvil, situado en el centro de dicha pista. Se considera como obstáculo aquel que tenga una altura igual o mayor a 0,15m., sobre la rasante del eje de su pista de circulación. La distancia de parada sobre una alineación recta de pendiente uniforme, se calcula mediante la siguiente expresión:

Dp =

V

x Tp 3,6

+

V″ 254( r +- i ) Fuente: Manual de Carreteras

Dp = Distancia de parada (m) V

= Velocidad de Diseño de la carretera ( Km/h)

Tp = Tiempo de Percepción + Reacción (seg) r = Coeficiente de roce rodante i

= Pendiente Longitudinal ( en tanto por uno )

El primer término de la expresión representa la distancia recorrida durante el tiempo de percepción + reacción (dTp), y el segundo, la distancia recorrida durante el frenado hasta la detención junto al obstáculo (df). Algunos valores de la expresión están calculados ( tabulados ), y están en función de la Velocidad de Diseño del camino, y los valores de “ Tp ” y “ r ” que considera esta norma, obtenidos del análisis de diversas normas de reconocida solvencia. Los valores allí consignados para Dp son los mínimos absolutos admisibles. Por ejemplo: Para una vel.de diseño de 50 kph, como es la asignada a éste camino, se tiene tabulado:

Vel.kph

Tp (seg.)

r.

dTp (m)

df

Dist.parada(m)

50

2

0,365

27,5

27,0

55

Fuente: Manual de Carreteras

3.3.7.- Alineamiento horizontal Aspectos Generales El alineamiemiento horizontal deberá permitir una operación segura y continua a la velocidad de diseño, cuando los volúmenes de tránsito no controlan la velocidad de operación. En aquellos sectores particulares en que por excepción deba limitarse a la velocidad, o si al variar la topografía se opta por cambiar la velocidad de diseño, ello deberá quedar claramente especificado en los planos y señalizados en el terreno. Las principales consideraciones que controlan el diseño de alineamiento horizontal son: a) Categoría del camino.

d ) Seguridad.

b) Topografía.

e ) Pendiente longitudinal.

c) Velocidad de diseño.

f ) Costo de construcción.

Todos éstos elementos deben conjugarse de manera tal que el alineamiento resultante sea el más seguro y económico, en armonía con los contornos naturales, y al mismo tiempo adecuado a la categoría, según la Clasificación para Diseño. El alineamiento horizontal deberá proporcionar en todo el trazado a lo menos de la distancia mínima de visibilidad de parada, de acuerdo a lo establecido anteriormente.

Criterios para establecer el Alineamiento

a)

Elementos de Alineación Horizontal: La planta de un camino queda definido, en

lo general, por una sucesión de alineamientos rectos enlazados por curvas. También puede suprimirse la alineación recta y el trazado quedará reducido a una sucesión de curvas. b)

Elementos de Curvatura Variable: La utilización de elementos de curvatura

variable entre recta y curva circular, se hace necesaria por razones de seguridad (velocidad), como es el uso de la Clotoide, sin embargo, para éste tipo de caminos no será necesario aplicarla. Alineamiento Recto Salvo en zonas desérticas o cuando el trazado va paralelo a una vía ferroviaria, los grandes alineamientos rectos no se dan en forma natural. Pretender incorporarlos al trazado forzadamente implica, por lo general, movimientos de tierra innecesarios.

Longitudes máximas en recta: se evitarán, siempre que sea posible, longitudes en recta superiores a: Lr (m) = 20 x V (KPH) Fuente: Manual de Carreteras

Lr = Largo en m. de la alineación recta.

V = Vel. de Diseño del Camino.

Longitudes mínimas en recta: entre dos curvas circulares de distinto sentido se deberá mantener un tramo en recta que permita desarrollar adecuadamente la transición del peralte. Si éstas curvas circulares poseen curva de enlace no será indispensable dejar un tramo recto entre el término de una curva de enlace y el inicio de la siguiente. Entre dos curvas circulares del mismo sentido es conveniente, por razones de guiado óptico, por mayor seguridad, dejar un tramo en recta.

Tramo en recta entre curvas del mismo sentido V ( Km/h )

30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

Lr min.(m)

40

55

70

85

100

110

125

140

155

170

Fuente: Manual de Carreteras

El anterior criterio implica dejar un tramo en recta equivalente al espacio recorrido durante 5 seg. a la velocidad de diseño, lo que permite independizar ambas curvas y evitar las falsas perspectivas que enfrenta el conductor en caso contrario.

Curvas Circulares En las curvas circulares podemos encontrar diversos elementos asociados a ésta, como: las Tangentes (entrada y salida), el Desarrollo (longitud del arco de circulo), el Peralte (inclinación de la calzada), o el Radio de curvatura del arco de circulo. De éste último, se desprenden los “ Radios mínimos absolutos”.

Radios Mínimos Absolutos: Los radios mínimos para cada velocidad de diseño, están calculados bajo el criterio de seguridad ante el deslizamiento, están dados por la expresión: Rm =

V″ . 127(Pmáx.+ Tmáx.) Fuente: Manual de Carreteras

V

: Velocidad de Diseño

Pmáx : Peralte máximo asociado a V. Tmáx : Coeficiente de fricción máximo asociado a V.

Cuadro con Radios Mínimos Absolutos en Curva Circular ( Rm ) V

Tmáx.

( KPH )

Pmáx.

Rm

%

(m)

30

0.16

8

30

40

0.16

8

55

50

0.16

8

80

60

0.15

7.5

125

70

0.15

7.5

170

80

0.14

7

240

90

0.13

6.5

330

100

0.13

6.5

400

110

0.12

6

530

120

0.11

5.5

700

Fuente: Manual de Carreteras

Criterios Generales de Diseño en Curvas Circulares

Al seleccionar una cierta curva para enlazar dos alineaciones, el peralte y el desarrollo quedan establecidos. Este peralte, en combinación con la pendiente longitudinal del sector, determinan la línea de máxima pendiente. Las normas que se dan a continuación cubren estos diferentes aspectos y sus interrelaciones.

1. Peralte y Fricción en Radios sobre el Mínimo: elegido un radio adecuado a la situación que se esta resolviendo, el peralte a utilizar se obtendrá de la siguiente figura:

Fuente: Manual de Carreteras

Los peraltes se aproximarán al 0,5% más próximo. El gráfico fue elaborado de modo que para cada velocidad de diseño, a radios crecientes, corresponden peraltes y fricción

decrecientes. Cabe hacer notar que no se pueden extrapolar los valores del gráfico por sobre los peraltes máximos admisibles, pues en ese caso se superan los valores máximos admisibles para la fricción lateral. Ello esta indicado por la línea “ límite de fricción ” que coincide con los Radios Mínimos Absolutos, peraltes y fricción máxima correspondiente a cada velocidad de diseño. Bajo éste criterio y dentro del rango de peraltes definidos, la expresión general del calculo para el radio de una curva circular quedará dada por:

R=

V″ . 3,81 x p%

ó bien

P% = V″ 3,81 x R

.

El peralte mínimo a utilizar será el correspondiente al bombeo normal de la calzada en recta.

2. Desarrollo de Curvas Circulares: Se deben evitar radios que generen arcos demasiados cortos. Dado que el desarrollo es directamente proporcional al producto del radio por la deflexión de las alineaciones deberán tomarse precauciones en los siguientes casos: a) Para los Radios del Orden de Rmín.: se procurará que el desarrollo supere los siguientes valores:

Desarrollo Mínimo de Curvas Circulares ( R mín) V ( KPH )

40

50

60

70

80

90

100

110

120

D mín.(m)

30

40

50

65

90

115

150

190

250

Fuente: Manual de Carreteras

b) Para deflexiones ω < 6 (g) : en éste caso se recomienda utilizar Radios muy amplios que aseguren desarrollos mínimos del siguiente orden:

Desarrollo Mínimo de Curvas Circulares ( KPH )

2g

3g

4g

5g

6g

40 – 60

140

125

115

100

90

70 – 90

205

190

170

150

130

100 – 120

275

250

225

200

175

Fuente: Manual de Carreteras

Según la normativa del Manual de Carreteras indica que si la Velocidad de Diseño es igual o inferior a 70 KPH, se podrá prescindir de las curvas de enlace ( Clotoides ). Pero, si la curva circular requiere peraltes superiores al 3%, se debe incorporar para mejorar la calidad de operación del camino.

3.3.8.- Alineamiento vertical Aspectos Generales Las cotas del eje en planta de un camino, al nivel de la carpeta de rodado, constituyen la rasante o línea de referencia del alineamiento vertical. La representación gráfica de ésta rasante recibe el nombre de Perfil Longitudinal. La rasante determina las características en alzado de la carretera y está constituida por sectores que presentan pendientes de diversa magnitud y/o sentido, enlazadas por curvas verticales que normalmente serán parábolas de segundo grado. Para fines de proyecto, el sentido de las pendientes se define según el avance del kilometraje, siendo positivas aquellas que implican un aumento de cota y negativas las que producen pérdida de cota. Las curvas verticales del acuerdo entre dos pendientes sucesivas permiten lograr una transición paulatina entre pendientes de distinta magnitud y/o sentido, eliminando el quiebre de la rasante. El adecuado diseño de ellas asegura las distancias de visibilidad requeridas por el proyecto. En todo punto de la carretera debe existir por lo menos la Distancia de Visibilidad de Parada . El alineamiento vertical está controlado en su diseño principalmente por los siguientes conceptos:

a) Categoría del Camino

e) Distancia de Visibilidad

b) Velocidad de Diseño

f) Seguridad

c) Topografía

g) Drenaje

d) Alineamiento Horizontal

h) Costos de Construcción

El sistema de cotas del proyecto se refiere en lo posible al nivel medio del mar (n.m.m.), enlazándose los ptos. de referencia del proyecto a los puntos del Instituto Geográfico Militar (I.G.M.). Con respecto a la inclinación de la rasante, que también se denomina pendiente, la que se expresa generalmente en porcentaje, se determina en función de la categoría del camino y de la velocidad de diseño, como se puede apreciar en el siguiente cuadro.

INCLINACION DE LAS RASANTES Pendientes Máximas

Velocidad de Diseño ( KPH ) Categoría 30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

Desarrollo

10

9

9

_

_

_

_

_

_

_

Local

_

9

9

8

8

_

_

_

_

_

Colector

_

_

8

8

8

7

6

_

_

_

Primario

_

_

_

7

6

6

5.5

4.5

4.5

_

Autopista

_

_

_

_

_

5

5

4.5

4.5

4

Fuente: Manual de Carreteras

Para proyectar un camino se deben utilizar las menores pendientes compatibles con la topografía donde se emplaza el camino.

Enlace de Rasantes Curvas de enlace

El ángulo de deflexión (A) entre dos rasantes que se cortan, queda definido por la siguiente expresión: A = | i1 – i2 | Es decir A se calcula como el valor absoluto de la diferencia algebraica de las pendientes de entrada y salida, expresadas en uno por uno. Las pendientes deberán considerarse con su signo, según la definición: + i Pendiente de Subida según avance del kilometraje. - i Pendiente de Bajada según avance del kilometraje. Toda vez que la deflexión A es igual o mayor a 0,5% = 0.005 en tanto por uno, se deberá proyectar una curva vertical para enlazar las rasantes. Bajo esta magnitud se podrá prescindir de la curva de enlace ya que la discontinuidad es imperceptible para el usuario.

La curva a utilizar en el enlace de rasantes será una parábola de segundo grado, que se caracteriza por presentar una variación constante de la tangente a lo largo

del desarrollo, además de permitir una serie de simplificaciones en sus relaciones geométricas, que la hacen muy práctica para el cálculo y replanteo. La deflexión A se repite como ángulo del centro para una curva circular de radio R, que sea tangente a las rasantes a enlazar, en los mismos puntos que la parábola de segundo grado. La parábola y la curva circular mencionadas son en la práctica muy semejantes, requerida por concepto de visibilidad se hace en base a la curva circular, en tanto que el proyecto y replanteo se ejecuta en base a la parábola. Bajo las circunstancias descritas el desarrollo de la curva vertical de enlace queda dado por: Lv = R * A = R * | i1 – i2 |

Adoptando la nomenclatura correspondiente a la par´bola de segundo grado, el radio R pasa a llamarse “K” que corresponde al parámetro de esta curva. Finalmente, dentro del rango de aproximaciones aceptadas, el desarrollo de la curva de enlace se identifica con: Lv = 2 T Siendo 2T la proyección horizontal de las tangentes a la curva de enlace.

En definitiva, para todos los efectos de cálculo y replanteo, la longitud de la curva vertical de enlace está dada según medidas reducidas a la horizontal y vale: 2 T = K * A = K * | i1 – i2 |

Pendientes Mínimas Es necesario proveer una pendiente longitudinal del orden de 0,5% a fin de asegurar a todo punto de la calzada, un eficiente drenaje de las aguas superficiales. NORMAS MINIMAS PARA DISEÑO DE CARRETERAS Y CAMINOS “Manual de Carreteras”

3.3.9.- Perfil Tipo para Camino Minero El perfil tipo, es la representación transversal estándar de cualquier figura proyectada. En el caso de caminos, representa una sección genérica, válida para la mayor parte de la obra, solamente con dos secciones definidas: una para recta y otra para curva. Los Principales elementos que componen el Perfil o la Sección Tipo son: Anchos: Definidos de izquierda a derecha, acotan su longitud y concretan los puntos de kilometraje a los que están referidos, sobre todo cuando existe más de un valor. Las excepciones que no puedan ser representadas en la sección tipo serán definidas en plantas aclaratorias.

Calzada: Faja destinada a la circulación de los vehículos. Se componen de un cierto numero de carriles, para el caso nuestro estaría formada por dos carriles. Un carril es una banda de anchura suficiente para el paso de vehículos en fila. El ancho de los carriles va a depender de la velocidad permitida y muy particularmente de la magnitud de las unidades de carguío, razón por la cual se construyen las fajas con un ancho operacional mínimo.

Espesores: Definen la altura de las capas que forma la sección tipo. Se acotan por lo general en el eje de alzado. Si no es así, se marca la distancia a este.

Bermas de Contención: Están formadas por material de recebo (material sobrante) y tiene por finalidad delimitar los anchos operacionales y proteger la integridad de los operadores al realizar maniobras delicadas, estas bermas alcanzan un ancho real de 3.5m. y una altura promedio de 1.5m.

Capas: Son los componentes de distintos materiales que conforman el paquete estructural y que son parte del perfil tipo, de los cuales se delimitan los anchos y espesores. El número y los materiales de las diversas capas es variable de una carretera a otra y con mayor razón de un camino minero a otro, los que dependerán de la posición geográfica en que se encuentre situado el yacimiento. Se decidió construir las capas en base a material granular mezclada con sal, por las siguientes razones técnicas: •

Forma un ligamento coloidal con las arcillas naturales del suelo.

•

Retiene el agua del apisonado mientras se hace el trabajo de compactación.

•

Recristaliza y rellena los vacíos entre las diversas partículas que componen el suelo, previniendo así el encogimiento que suele producirse al secarse.

•

Reduce el punto de congelación del suelo.

PERFIL TIPO

Bermas de Contención Capas Carpeta de Rodado 1.5m. 30 m.

Capitulo 4.- REINGENIERIA DE CAMINOS Y ACCESOS

4.1.-

Introducción

El concepto Reingeniería se refiere básicamente al reestudio de los procesos y métodos de trabajo, con el fin de mejorar lo ya establecido, aplicando nuevas y mejores técnicas en las diferentes etapas del proyecto. En este cuarto y último capítulo, se abordará detalladamente los factores que inciden directamente en el desarrollo de un camino minero, desde sus normas básicas de construcción, pasando por la topografía de camino, en donde se analizará y se describirá los métodos empleados para su ejecución, también se hará hincapié en lo referente al diseño geométrico y a su proyecto de construcción. Para efectuar éstos dos puntos (reingeniería), se debe contar con: la topografía del camino, las normas de diseño y la características de la sección transversal. Con éstos elementos, se proyecta el nuevo trazado del camino ( Horizontal y alzado ) y la nueva carpeta de rodadura. También en éste capítulo se realizará una evaluación de proyecto para determinar si el mejoramiento del camino y las vías de acceso es viable, y a que costos se puede ejecutar.

4.2.-

Aplicación de los Parámetros de diseño Los Parámetros de diseño son o forman parte de un conjunto de factores que

intervienen directamente en la elaboración y posterior construcción de cualquier proyecto de ingeniería vial y para éste caso en particular se analizará y explicará los factores de diseño que están presentes en el desarrollo de caminos mineros, para lo cual se comenzará por explicar la siguiente definición: DISEÑO GEOMÉTRICO. El diseño geométrico de una vía se inicia cuando se define a partir de las consideraciones y antecedentes del caso, la velocidad de diseño que tendrá el camino. Todos los parámetros - máximos, mínimos y recomendables – que definen las alineaciones en planta y elevación de una carretera o un camino dependen directamente de la elección de una velocidad límite, esta dependencia se produce a través de relaciones que existen entre la geometría de la carretera y el movimiento de los vehículos en ella, y entre esta geometría , la visibilidad y la capacidad de reacción que el conductor tiene al operar su vehículo.

4.2.1.- Velocidad de Diseño La velocidad de diseño incide de manera fundamental en el diseño geométrico de una carretera o un camino y básicamente en su alineamiento horizontal y vertical. La velocidad de diseño seleccionada para un proyecto de categoría dada, dependerá principalmente de la función asignada a dicho camino. Dentro de las velocidades posibles para cada categoría de carretera o camino, se justificarán las más altas en

terrenos planos o ligeramente ondulados y las más bajas estarán reservadas para relieves montañosos o escarpados.

4.2.2.- Radios El concepto de radio se puede definir como el segmento que al ser rotado en uno de sus extremos describe una circunferencia, cuya magnitud dependerá directamente de la longitud de dicho segmento. Para el caso particular de los caminos mineros, el radio está directamente relacionado con el tipo de terreno y la velocidad operacional con que se cuenta.

4.2.3.- Pendientes (Longitudinal y Transversal) Inclinación transversal estándar. Variable en función del peralte, a izquierda y derecha. Pueden existir unas condiciones de variabilidad de la pendiente para la calzada y la rasante de la explanación, también en función del peralte. Para el caso de los caminos en minera escondida, las pendientes máximas no sobrepasan el 10% ya que cualquier valor superior a esta cifra influiría de manera negativa en los camiones de extracción, tanto en subida como en bajada, en el continuo ir y venir desde frentes de extracción cargados con mineral a los diferentes puntos de vaciado.

4.3.-

Desarrollo del proyecto

El concepto de proyecto se refiere al conjunto de especificaciones técnicas y7o administrativas, dibujos y cálculos hechos para indicar de cómo debe y cuanto significará el costo de una obra. Es el estudio completo de un objetivo debidamente definido, adecuadamente planeado y determinado con exactitud. Debe incluir la descripción gráfica de todos los elementos necesarios para su cumplimiento, los requisitos y condiciones que deben exigirse y su costo total previsto. Además, se indican características de la construcción del Proyecto.

4.3.1.- Estudio del Planeamiento

Es la definición esquemática de un problema a gran escala. Un estudio de planeamiento requiere de la planificación ordenada en el tiempo de un problema establecido. Cualquier proyecto que se aborde tiene que ser compatible con un planteamiento previo y debe encontrarse inmerso en una ordenación territorial. Establecer una planificación territorial exige tener muy en cuenta los planes generales ya estudiados, los planes parciales y especiales si los hay y las construcciones existentes vigentes en la zona a realizar el estudio.

4.3.2.- Proyecto de Construcción

Es uno de los varios tipos de proyectos que existen y se define principalmente como aquel que permite, sin otros estudios adicionales, llevar a cabo la ejecución de las obras que comporta y define.

4.3.2.1.- Maquinaria usada en la Ejecución del Proyecto

Bulldozers El objetivo principal de esta maquina es mover grandes cantidades de volúmenes de material (tierra, rocas, etc.), ya que su principal característica es la potencia y fuerza mecánica que posee. En la mina se tienen tres tipos de bulldozers y dadas las características del trabajo a desarrollar se optó por utilizar el tractor que reúne las siguientes propiedades:

Bulldozers D10N •

Modelo de fabrica:

3412

•

Proporción de R.P.M:

1900

•

Peso Total:

57.410kg.

•

Cap. De Combustible:

1023lts.

•

Rendimiento:

1961m³/h

Cargador Frontal La función básica de este equipo es la de recoger el material que ha sido movido por las maquinas de fuerza como son los tractores o bulldozers, al igual que estos, desarrollan su trabajo en la parte inicial del proyecto de camino, debido a que a medida que avanzan los trabajos de la faja se prescindirá de sus servicios para dar paso a maquinas que cumplan funciones mas finas o de terminación. El cargador utilizado y sus principales características son:

Cargador Frontal 950F •

Modelo de Fabrica:

3406

•

Proporción de R.P.M:

2100

•

Sistema Hidráulico:

153lts.

•

Potencia Mecánica:

278kw (275hp)

•

Altura Total:

3.27m

•

Cap. De Combustible:

153lts.

•

Rendimiento:

291m³/h

Moto Niveladora Como se indicó anteriormente este tipo de maquinaria cumple, en caminos, la finalidad de realizar tareas de terminación o trabajo más fino, lo cual no pueden realizar los tractores o cargadores descritos anteriormente, los cuales cumplieron una labor fundamental en el movimiento de tierra inicial. Esta maquina dentro de la mina cumple además las tareas de mantener lo más expedito y limpio, que sea posible, todas las vías de evacuación de mineral, principalmente las que van en dirección a los chancados. De los dos modelos o tipos de Moto Niveladora que se encuentran en la mina, se decidió por trabajar con la que se indica a continuación: Moto Niveladora 14G •

Modelo de Fabrica:

3306

•

Proporción de R.P.M:

2000

•

Velocidad Máxima:

40km/h

•

Cap. De Combustible:

370lts.

•

Peso Total:

18.524kg.

Camión Tolva Destinado para el traslado del material removido y para acarrear el material a utilizar, desde el empréstito al área de trabajo. En la preparación de la carpeta, se utilizaron camiones con una capacidad de 14m³.

4.3.2.2.- Mención de los equipos topográficos usados en la ejecución del camino

Para la ejecución de los trabajos se contó con la utilización de dos tipos de equipos topográficos, así también del empleo de técnicas distintas para ambos casos. El instrumental usado consistió en:

Instrumental Clásico •

Taquímetro electrónico Wild, modelo TC600, con una memoria interna para unos 1300 puntos.

•

Distanciómetro electrónico Wild modelo DIOR400S, El modo de medición es a través de la propagación de impulsos, alcanzando distancias de hasta 19 km. con 3 prismas.

•

Nivel automático Wild modelo NA2, con una distancia de enfoque mínima del eje al punto visual de 1.6m., incluye compensador automático y tiene un peso de 2.4 kg.

•

Accesorios como trípodes de madera y aluminio, miras de madera (4m. de altura), prismas, baterías y cargadores.

Instrumental G.P.S. •

Estación Total G.P.S.4700, la cual consta de un receptor base ubicado en la oficina técnica de topografía y el móvil, que es el que se utiliza en los trabajos de terreno, en forma de mochila.

•

Las mediciones que realiza, las efectúa en tiempo real en el momento que se obtiene la inicialización del sistema.

•

El peso total del equipo es de 4.7kg. aproximadamente, debido a que aparte del receptor móvil, hay que considerar las baterías que se utilizan para la alimentación del sistema.

Levantamiento Topográfico y Captura de datos Al efectuar un trabajo topográfico mediante tecnología G.P.S. se puede establecer que es muy similar al realizado por equipos tradicionales: se inicia el trabajo con el colector de datos. Se eligen las unidades y el sistema de coordenadas con que se desea trabajar. Poner en operación el receptor base es tan sencillo como identificar un punto e introducir sus coordenadas, para lo cual se puede utilizar un trípode o como es el caso en la mina, montarlo de manera permanente sobre una estructura fija, la que se encuentra a cierta altura con el fin de eliminar los errores potenciales debido a la altura de la antena. Con ello se consigue que la operación de poner el instrumento en estación sea un trabajo virtualmente a prueba de errores.

La etapa final necesaria para iniciar un trabajo topográfico es inicializar los receptores móviles. Esto se realiza normalmente sobre un segundo punto conocido; sin embargo con receptores de doble frecuencia la iniciación se puede efectuar en cualquier punto. El empleo de un punto conocido proporciona también una comprobación independiente en el sentido de que el receptor base ha sido puesto en estación correctamente. Una vez que el equipo ha sido inicializado, se puede visitar un tercer punto a modo de comprobación. De acuerdo con una buena practica topográfica, la relación entre estos puntos debe ser comprobada. Finalmente al haber realizado todas las operaciones de inicialización y comprobación se podría decir que se está en condiciones de realizar cualquier tipo de trabajo, ya sea para levantar, replantear, etc., razón por la cual se disponen a efectuar el levantamiento de los caminos. Esta parte es muy rápida y sencilla ya que en cada camioneta se acondicionó un soporte en el cual va montado el receptor móvil de manera que el levantamiento se va realizando a medida que nos vamos moviendo con el vehículo y la captura de datos se está efectuando a intervalos de tiempo y distancia definidos mediante la libreta o colector.

Traspaso de datos y transformación de estos al formato exigido en el proyecto. Al llegar a la oficina, después de haber realizado el o los levantamientos topográficos, nos corresponde bajar la información obtenida de terreno, para lo cual se utilizaran algúnos software compatible con el G.P.S. utilizado, que por lo general viene incorporado al paquete de compra en la adquisición de cualquier tipo de receptor.

Existe una variada gama de interfaces con los sistemas lógicos más populares, permitiendo hacer más fácil la tarea de transferencia de información en caso de no contar con herramientas informáticas que tenga el equipo G.P.S. utilizado.

4.3.3.- Datos preliminares del proyecto 1.- Largo del Camino a Mejorar

: 1200m.

2.- Ancho del Camino

: 35m.

3.- Distancia Empréstito-Base

: 5km.

4.- Distancia Salar

: 20km.

4.3.4.- Cálculo de uso maquinaria (camión tolva) NOTA: El cálculo está hecho con 1 solo camión y lo óptimo para que el cargador frontal no deje nunca de funcionar es hacer el recorrido con 9 camiones, pero no se dispone de toda esa cantidad. 1.- Camión Tolva con capacidad de 14m3 a.- Empréstito-Base: 5km. El camión demora 45min. Por vuelta Volumen a rellenar con base: V=1200*35*0.20 = 8400m3 compactado Æ se necesitan 11000m3 de material suelto Trabajando 12hrs/día : (12h / 0.75hv) = 16 vueltas

16v * 14m3 = 224m3 / día Cálculo de días : 11000m3 / 224(m3/día) = 49.11días ≈ 50 días Cantidad de horas trabajadas : 50días * 12(horas/día) = 600 horas b.- Salar: Cabe recordar que la ubicación del salar se encuentra situada a 20km. de la faena, 4 veces la distancia del empréstito, razón por la cual se calculará el tiempo del uso de maquinaria multiplicando por cuatro las horas trabajadas.

Cantidad de horas trabajadas : 600 * 4 = 2400hrs. Horas a ocupar del camión tolva : 600 + 2400 = 3000hrs. 2.- Cargador Frontal : a.- Empréstito-Base: La capacidad del balde permite llenar el camión tolva en un tiempo estimado de 5min. 5min / vuelta ; al día el camión tolva realiza 16 vueltas 5 * 16 = 80min / día ; el camión tolva trabajará 50 días 80min / día * 50 días = 4000min = 66.67hrs. ≈ 67hrs. b.- Salar : Al igual que en el caso anterior se deducirá el tiempo a emplear cantidad de horas trabajadas : 67 * 4 = 268hrs. Horas a ocupar del cargador frontal : 67 + 268 = 335hrs.

4.4.-

Evaluación De Proyecto.

4.4.1.- Introducción. El presente capítulo dará a conocer, en primer lugar, algunas definiciones generales de lo que se entiende o de la idea que se tiene sobre la evaluación de proyecto, para lo cual se empleará como modelo de aplicabilidad, en un tiempo relativamente corto, el proyecto de mejoramiento y construcción de caminos dentro de la faena minera. El estudio de factibilidad del proyecto se llevará a cabo mediante el análisis de 2 alternativas de proyecto

Proyecto : Se podría definir a modo general como la búsqueda de una solución inteligente al planteamiento de un problema tendiente a ser resuelto, entre mucho, una necesidad humana, como por ejemplo el resolver un problema para mejorar la calidad de vida, o en una empresa el disminuir costos de producción.

Evaluación de proyecto : La parte fundamental del estudio es la evaluación, debido a que es la base para decidir sobre el proyecto, desde el punto de vista económico, dicho en otras palabras la evaluación depende del objetivo que este haya generado. En el mundo de la inversión privada, el objetivo prioritario es obtener el mejor rendimiento sobre la inversión, pero dadas las actuales circunstancias de crisis, la prioridad puede obedecer a los factores económicos que regulan el mercado, de tal manera de mantener el mismo segmento de mercado sin diversificar la producción,

exigiendo por ejemplo, mejor calidad en los productos, aunque no se aumente el rendimiento sobre el capital.

4.4.2.- Objetivo

El principal objetivo de la evaluación de proyecto consiste en medir de manera objetiva ciertas magnitudes cuantitativas resultantes del estudio del proyecto que se desea realizar, las que mediante operaciones matemáticas nos permiten obtener coeficientes de evaluación.

La manera de saber los beneficios y costos que pueda arrojar un proyecto es mediante la evaluación económico-social de dicho argumento, es esta la que determina la viabilidad de dicho proyecto, ya que no siempre un proyecto que es beneficioso para alguna área dentro de alguna faena lo es también para la empresa, esto hablando en términos económicos y productivos.

Los criterios que se utilizan para estudiar la viabilidad de algún proyecto ya sea de carácter social o privado son muy similares, aunque se diferencian en la valoración de las variables determinadas de los costos y beneficios que se le asocien. La evaluación privada trabaja con criterios basados en los precios de mercado, mientras que la evaluación social lo hace apoyada en los precios sociales.

El mejoramiento y la construcción de nuevos caminos implicará para la empresa, sin duda, un gasto en inversión, pero que en un futuro no muy lejano se verá beneficiada por los resultados obtenidos en términos de ahorro, calidad y seguridad; argumentos que toda gran empresa persigue y cuida celosamente.

4.4.3.- Alternativas

Cualquier opción independiente para alguna situación en especial recibe el nombre de alternativa. Las alternativas están presentes en todo momento, ya sea desde el habilitar el numero de cuadrillas necesarias para realizar alguna función, determinar tiempos y disponer de ellos de la mejor manera con el fin de no entorpecer o atrasar el trabajo desarrollado en el pit, hasta la elección del instrumental o equipos a utilizar para ejecutar el trabajo de la manera mas rápida y con los niveles de calidad exigidos en la faena.

4.4.4.- Análisis de las Alternativas

En este punto la empresa cuenta con una variada gama de instrumentos topográficos de gran calidad, pasando del nivel automático a equipos G.P.S. en tiempo real; esto quiere decir que para el caso de mejoramiento y construcción nuestro análisis dependerá principalmente del flujo de camiones a la zona de chancadores, para lo cual se

dará como ejemplo la relación carguío-transporte a la planta de chancado. Esta situación se desarrolla de la siguiente manera. Para comenzar con los trabajos de terreno, en la etapa de replanteo y estacado de la faja, se deberá tener en cuenta las siguientes consideraciones: -

Esperar el momento de la colación de los equipos de extracción.

-

Comenzar cuando se esté trabajando en un solo frente de carguío.

Estas dos restricciones se deben complementar para lograr un trabajo en forma tranquila y segura, ya que por razones operacionales es imposible tener detenida una flota de camiones, con su correspondiente pala, para realizar trabajos en la faja, debido a que los costos que significa esta acción escapa a la lógica productiva. Razón por la cual se hace la pausa, se espera a que la hora de colación coincida con un solo frente de extracción, lo cual generalmente sucede cuando entra en reparación algún equipo. Estas acciones dan la facilidad de trabajar por un lado del camino, seguros y sin la preocupación de tener detenido el acceso a los chancadores mas de lo necesario.

a.- Situación actual de los caminos.

Los accesos y caminos dentro de Minera Escondida se hacen con un mínimo de incorporación de ingeniería, siempre se han hecho así y ha dado resultado hasta el día en que se empezó a hacer el estudio con datos gráficos tomados de terreno del porque sucedían las bajas de neumáticos en intervalos de tiempo relativamente cortos y se logró determinar que en gran parte se debe al impacto de la banda de rodado en las rocas del

camino, dejándolo con grandes deformaciones y sumado a esto la falta de diseño, da como resultado un vial inoperante para las condiciones requeridas por los equipos.

b.- Situación de los caminos con el proyecto de mejoramiento.

Es indudable que al realizar el proyecto de mejoramiento aplicando ingeniería a los caminos que se desean modificar, arreglar o construir, se obtendrán tan buenos resultados que es muy probable que se expanda este estudio no solo para frentes de importancia, sino que para toda la vialidad de la mina. Para esto se deberá hacer una serie de estudios tendientes a determinar los tiempos de recorrido, los caminos con mayores índices de trafico, las distancias de los frentes a los lugares de vaciado, y con el análisis de estos datos se obtendrá el resultado estadístico del tiempo de durabilidad de los neumáticos, ya que se comparará el desgaste que sufría la flota X el mes de agosto, por ejemplo, con el desgaste sufrido por la misma flota X el mes de septiembre, sobre un camino mejorado, por otro lado, debido a la incorporación de ingeniería vial en el diseño, los trabajos que se realicen estarán sustentados por argumentos matemáticos que entregan seguridad y confiabilidad de las operaciones que se están realizando. Dentro de las Alternativas de Proyecto hemos determinado analizar dos, dada sus características de funcionalidad y aplicabilidad dentro de las faenas mineras, las cuales tienen que ver principalmente con la carpeta de rodado o dicho en términos viales la rasante terminada.

Alternativas en Estudio

a.-

Con base estabilizada con una superficie granular a base de sal.

b.-

Con base estabilizada con superficie de carpeta asfáltica.

Presupuesto de Mejoramiento de Caminos y Accesos en Minera Escondida Alternativa (a) ITEM

DESIGNACION

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

Camión Tolva (14 m3) Cargador Frontal Motoniveladora Bulldozer Rodillo Tambor Camión Algibe Camioneta Parrilla selecc. para camión Mano de Obra Gastos de ensayos de Laboratorio Imprevistos

UNIDAD CANTIDAD P. UNITARIO Hora Hora Hora Hora Hora Mes Mes Mes Nº Gl Gl

3000 335 1200 200 450 2 2 2 4 1 1

24.000 35.000 29.000 57.000 20.000 2.200.000 500.000 400.000 500.000

P. TOTAL 72.000.000 11.725.000 34.800.000 11.400.000 9.000.000 4.400.000 1.000.000 800.000 4.000.000 600.000 5.591.000

SUBTOTAL 18%IVA

$ 155.316.000 $ 27.956.880

TOTAL

$ 183.272.880

Presupuesto de Mejoramiento de Caminos y Accesos en Minera Escondida Alternativa

(b)

ITEM

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

DESIGNACION Camión Tolva (14 m3) Cargador Frontal Motoniveladora Material Asfáltico(3capas de e=0.07m) Bulldozer Rodillo Tambor Camión Algibe Camioneta Parrilla selecc. para camión (2) Mano de Obra (2 meses) Gastos de ensayos de Laboratorio Imprevistos

UNIDAD CANTIDAD

hora hora hora m2 hora hora mes mes mes Nº Gl Gl

P. UNITARIO

600 67 800 126000 130 220 2 2 2 4 1 1

P. TOTAL

16.000 9.600.000 29.000 1.943.000 22.000 17.600.000 4.500 567.000.000 45.000 5.850.000 16.000 3.520.000 1.100.000 2.200.000 350.000 700.000 200.000 800.000 200.000 1.600.000 1.500.000 1.500.000 1.973.150

SUBTOTAL $ 18%IVA $

614.286.150 110.571.507

TOTAL

724.857.657

$

Cálculo de Flujo de Caja Neto AÑO 0 Ingresos I1 I2 I3

AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO 1 2 3 4 5 6 7 + 157 000 000 149 900 000 140 750 000 132 500 000 125 100 000 116 600 000 107 000 000 15 000 000 14 900 000 14 750 000 14 500 000 14 100 000 13 600 000 13 000 000 112 000 000 105 000 000 98 000 000 91 000 000 86 000 000 79 000 000 72 000 000 30 000 000 30 000 000 28 000 000 27 000 000 25 000 000 24 000 000 22 000 000

Costos C1 C2

-

37 004 000 33 640 000 3 364 000

37 744 080 34 312 800 3 431 280

38 484 160 34 985 600 3 498 500

39 594 500 35 995 000 3 599 500

40 334 360 36 667 600 3 666 760

41 444 480 37 676 800 3 767 680

42 184 560 38 349 600 3 834 960

Depreciación

-

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

93 814 160

85 974 080

76 084 000

66 723 660

58 583 800

48 973 680

38 633 600

14 072 124

12 896 112

11 412 600

10 008 549

8 787 570

7 346 052

5 795 040

79 742 036

73 077 968

64 671 400

56 715 111

49 796 230

41 627 628

32 838 560

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

26 181 840

105 923 876

99 259 808

90 853 240

82 896 951

75 978 070

67 809 468

59 020 400

U.A.I. Impto 15%

-

U.D.I. Depreciación Inversión

+ 183 272 880

FCN

Notación: I1 = Mayor producción por reducción de tiempo al trasladar material I2 = Ahorro por mantención de maquinaria C1= Mantenimiento de máquinas C2 = Imprevistos (correspondiente al 10%del Mantenimiento) U.A.I. = Utilidad Antes del Impuesto U.D.I. = Utilidad Después del Impuesto 211 945 589 = VAN 47.95%= TIR

Del cuadro se desprende los siguientes resultados: El VAN obtenido significa que para el capital que se esta invirtiendo en el proyecto ($183.272.880), por ser mayor que cero resulta que el proyecto es rentable y de él se obtendrá una ganancia en el período que dura el proyecto (7 años) equivalente a $211.945.589 trasladado al tiempo actual. El TIR representa la tasa de interés máxima que se puede aplicar tal que el VAN sea mayor o igual a cero, es decir, la tasa de interés a utilizar para el proyecto sea rentable. En éste caso, se puede aplicar una tasa de interés en 7 años (tiempo estimado de duración del proyecto) de hasta 47,95% y el proyecto aún será rentable. En el caso particular el proyecto es muy favorable por el alto TIR determinado a partir del flujo de caja, ya que por lo general la tasa de interés no supera el 12 a 13%.

Los resultados obtenidos están a la vista, y la elección, aparte de ser beneficiosa en lo económico deja prevalecer que para el caso de caminos muy polvorientos y en constante desarrollo conviene sin duda la opción (a), es decir construir los caminos con una carpeta estabilizadora de sal.

Razones técnicas por las cuales se optó por esta alternativa :

Razones Operativas: Con el objetivo de mejorar las condiciones ambientales y de operación en terreno, se han desarrollado experiencias de la estabilización de las carpetas de rodado con sales, tanto dentro del territorio nacional como en el extranjero, con óptimos resultados, así como también efectuar riegos matapolvo con soluciones salinas y/o soluciones con productos químicos en base a polímeros presentes en el mercado internacional. Del resultado de las experiencias, en el marco del control ambiental, se esperan como beneficios directos definir un menor consumo de agua, y un mejoramiento apreciable en las condiciones de operación que adicionalmente tendrá impactos marginales que redundan en menores costos de operación, los que se verán favorecidos, sin ser exhaustivos al menos serán los siguientes : •

Mejoramiento en la fricción en la carpeta de rodado y mayor estabilidad de vehículos

•

Disminución de la resistencia a la rodadura y menor desgaste de neumáticos.

•

Mejoramiento en la frecuencia de mantenimiento del equipo rodante.

•

Disminución de equipos auxiliares destinados al control del polvo.

Razones Económicas: Si bien es cierto que la construcción de una carpeta asfáltica es garantía y confianza de un buen acabado en cualquier obra vial que se ejecuta, no es la ultima palabra en una faena minera, en donde el movimiento o expansión de la misma cambia día a día.

Se analizaron dos alternativas para el presupuesto de mejoramiento de caminos, una de las cuales (alternativa a) apuntaba a mejorar el camino utilizando como carpeta una solución estabilizadora a base de sal, y para la otra alternativa (b) se planteo y analizo la utilización de una carpeta asfáltica. Al efectuar el análisis de los costos y comparar resultados tomando como limite de recuperación un tiempo estimado de siete años, se puede establecer que si bien es cierto que no hay comparación que valga entre el asfalto y la solución salina , para este caso particular si importa ya que a pesar de los resultados de recuperación arrojados por el VAN y el TIR, hay otro factor que es mas influyente y es el que tiene que ver con la cantidad de años o el tiempo que se ocupará este camino sin que afecte a la expansión de la mina, por esa razón se fija un tiempo máximo de recuperación de siete años, ya que ese es el tiempo en el cual se mantienen las expansiones sin sufrir grandes alteraciones. Se puede acotar, como corolario, que al optar por la alternativa (b) se estaría cayendo en la poca visión operacional y en una mala planificación, ya que en un breve tiempo ese camino desaparecerá y dará paso a la explotación de dicha zona.

Capitulo 5.-

CONCLUSIONES

Una estimación muy preliminar de las reservas geológicas llevada a cabo por los autores del Proyecto en abril de 1981, indicaba que en el sector Cerro Colorado de Escondida era factible suponer la existencia de unos 230 millones de toneladas de mineral de cobre, con una ley de 1,5%. No obstante, existían antecedentes suficientes como para visualizar que se trata de un depósito de cobre porfídico de por lo menos 500 millones de toneladas con similar contenido de cobre. El descubrimiento del yacimiento Escondida, relatado en las páginas anteriores, fue logrado a poco más de dos años de iniciado el Proyecto Atacama, habiéndose llevado a cabo con una campaña de sondajes de exploración que demoró sólo 2-3 semanas. Este suceso es, sin duda, el exitoso programa concebido no tanto para culminar con una brillante deducción geológica y la perforación de un solo blanco, sino más bien para realizar numerosas observaciones básicas y deducciones simples complementadas prontamente con perforaciones de bajo costo que eventualmente condujesen al descubrimiento de un yacimiento importante. Con posterioridad a la etapa del hallazgo, la exploración continuó hacia el SurEste de Cerro Colorado siguiendo la dirección NW-SE de numerosas estructuras vetiformes y lentiformes de cuarzo y brechas hidrotermales que afloran en dicho Cerro. Los sondajes de reconocimientos se espaciaron a gran malla, lo cual permitió extender el

horizonte supérgeno hacia un nuevo e importante sector con abundante calcosina secundaria. Este sector de alta ley esta situado entre Cerro Colorado y Cerros con dirección Sureste se encuentra sepultado bajo unos 180-200 m. de sobrecarga y constituye la parte más importante del yacimiento Escondida, siendo además susceptible de ser explotada a rajo abierto. ( Antofagasta , 1985 )

En el estudio realizado se pudo demostrar la urgente necesidad de comenzar a realizar el mejoramiento de caminos en aquellas zonas donde se encontró la mayor cantidad de fallas en los neumáticos, lo cual se determino por los recorridos que efectúan de la frente de carguío a la zona de vaciado, y de esta manera se definieron los tramos y se comenzó con el trabajo de diseño.

Lograr el costo más bajo por tonelada requiere mucho trabajo y prestar atención a los detalles: El ingeniero de diseño debe planear el trazado de caminos de acarreo para lograr el mejor rendimiento del camión, teniendo en cuenta el aspecto económico y las restricciones. El personal de operaciones debe construir apropiadamente los caminos de acarreo y mantenerlos en buen estado. Se deben operar los camiones a su límite de capacidad. La administración de la mina debe promover estos procesos y hacer de ellos un reglamento que se cumpla y sólo entonces se logrará el costo más bajo por tonelada.

Con la optimización de los caminos de producción se logra una mayor eficiencia en todos los aspectos, como el menor tiempo en el acarreo del mineral y la baja en los costos de producción.

La reingeniería, da a conocer, mediante el estudio de los procesos productivos y económicos que como su nombre lo indica, se busca mejorar lo ya establecido, aplicando mejores o nuevas técnicas en las diferentes etapas de los trabajos que se deseen abordar. La factibilidad económica es fundamental dentro del estudio preliminar del proyecto, para lo cual se hace uso de herramientas básicas de la economía tradicional como lo son el VAN y el TIR, para poder demostrar la viabilidad de dicho proyecto. Los resultados obtenidos, se obtuvieron enfrentando dos situaciones particulares, la apunto a la mas económica, pero no por ser ésta de más bajos costos se eligió como base para realizar el proyecto, sino lo que más primó fué el tiempo que se ocupará el camino, el cual no pasara más de siete años por razones de expansión, por lo cual no es necesario invertir una cantidad de dinero mayor en un camino o acceso que durará el período determinado por operaciones.

BIBLIOGRAFÍA

•

MANUAL DE CARRETERAS vol. 3.................................................... M.O.P.

•

TOPOGRAFÍA DE OBRAS....................... Ignacio de Corral y Manuel Villena.

•

MANUAL DE CATERPILLAR

•

INFORMES MINERA ESCONDIDA

ANEXOS

•

PLANOS DE UBICACIÓN

•

PLANOS DISEÑO

•

PLANILLA CUBICACIÓN