Informe Final Reno

Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas Departamento de Ingeniería de Minas Fundamentos de Tecnología Minera MI 4100-1 Primavera 2011

INFORME FINAL DE PROYECTO FUNDAMENTOS DE TECNOLOGÍA MINERA:

EL TENIENTE: RESERVAS NORTE

Alumnos:

Bárbara Jiménez Ernesto Labbé Diego Mesa Leopoldo Muñoz Braulio Osses

Profesor:

Raúl Castro

Profesores Auxiliares:

Pablo Paredes Sebastián Avalos

Ayudante:

Cristián Castro

Fecha de entrega:

20 de enero de 2012

RESUMEN

El siguiente informe presenta un estudio de la mina Reservas Norte del yacimiento El Teniente, de Codelco Chile, en que se hace énfasis en el diseño y en el cálculo de costos correspondientes a : perforación y tronadura, carguío y transporte y ventilación . La parte de perforación y tronadura empieza con el cálculo de diagramas de disparo de producción en el nivel de hundimiento y el cálculo de diagramas de disparo para las bateas, obteniendo un total de 169,2 y 57,8 metros barrenados por abanico para el nivel de hundimiento y para las bateas respectivamente. Se calculan los diagramas de disparos de avance utilizando galerías de 4x4 metros tanto para el nivel de producción como para el nivel de hundimiento obteniendo los siguientes resultados para cada round: N° de tiros Rainura Zapatera Techo Paredes Stopping

12 6 9 5 15

Burden Máximo [m] 0.51 1.25 0.9 0.42 1.11

Espaciamiento Máximo [m] 1.12 0.98 0.72 0.52 1.38

Taco [m] 0.45 0.45 0.45 0.45 0.45

Se estima el número de equipos de perforación en base a la producción diaria de la mina entregando un total de 2 equipos de perforación radiales Jumbo Modelo Simba M6 C requeridos. Se calculan costos de perforación y tronadura considerando consumos energéticos, de agua, aceros de perforación, explosivos, accesorios, mano de obra, etc. y se camparan estos índices obtenidos con otros encontrados en faena obteniendo los siguientes resultados: Estimación Costo Perforación [US$/ton] Costo Tronadura [US$/ton] Costo total[US$/ton]

0,014 0,03 0,044

i

Panel Caving típico 0,03 0,040 0,070

Al comparar los índices de costos con los costos de Panel Caving típico (caso real) se observa que los valores son muy similares. Además los costos son bastante bajos, esto se explica recordando lo masivo que es el método de Block Caving y teniendo claro que a cada hundido se le asocia la columna completa de mineral sobre él. El diseño y dimensionamiento del sistema de manejo de minerales de la mina se realiza de acuerdo al sistema instaurado en Reservas Norte donde se utilizan equipos LHD diesel para el carguío, camiones supra y ferrocarriles para transporte conectados por piques de traspaso. De esta manera se primero se realiza el cálculo de la flota de carguío considerando la producción diaria a satisfacer y el layout de la mina para determinar el tiempo de ciclo y la cantidad de equipos LHD. Se continúa con el dimensionamiento del sistema de transporte a través de camiones Supra mediante un cálculo probabilístico con un 98% se seguridad. Luego se dimensiona el sistema de traspaso, dependiente de la granulometría de producción, de procesos de reducción secundaria (cachorreo y martillos picadores) y de criterios geomecánicos y de estabilidad. Finalmente se diseña y dimensiona un sistema alternativo de manejo de minerales manteniendo el diseño de carguío en el nivel de producción y traspaso pero modificando las etapas de transporte. Se obtienen las siguientes configuraciones: Manejo de minerales dimensionado RENO

Manejo de minerales propuesto RENO

ii

Además se calcula el costo de manejo de minerales de ambas configuraciones en US$/ton, obteniendo los siguientes resultados:

Al comparar el sistema de manejo de minerales alternativo con el sistema de manejo de minerales actual de Reservas Norte, se observa la opción de incorporar correas transportadoras es una alternativa más económica v/s la utilización de camiones y ferrocarriles, sin embargo el sistema alternativo es más caro que el real debido principalmente a la presencia de chancadores primarios dentro de la mina, lo que eleva significativamente los costos. Finalmente se diseña el sistema de ventilación de Reservas Norte, correspondiente a la ventilación de los niveles de producción y hundimiento. Se define primero un circuito simplificado que represente al sistema de ventilación, calculando posteriormente los caudales de aire requeridos en cada nivel, ya sea por equipos Diesel o por requerimiento de personas, lo que resulta en un requerimiento mina de 233,3 . iii

Con el diseño del circuito de ventilación se determina las resistencias propias de cada calle y nivel, mediante el uso de largos equivalentes, lo que resulta en el requerimiento de un ventilador de inyección axial (1,76 [kPa]), un extractor [0,99 kPa] y un booster interno [kPa]. Con los requerimientos energéticos, se calculan los costos Equipo

Costo [US$/ton]

%

Ventilador Inyector Ventilador Extractor Booster

0,078 0,043 0,044

47,06 26,47 26,47

Total Ventilación

0,17

100,00

Finalmente se definen, sumando lo anterior, el costo mina total: Ítem

Costos [US$/ton]

%

Perforación y Tronadura

0,044

2,63

Manejo de Minerales

1,46

87,22

Ventilación

0,17

10,16

Total

1,674

100,00

iv

Con ello, se obtiene que el costo mina de Reservas Norte es de 1,67 [US$/ton], valor que se ajusta bastante al costo mina esperado de un Panel Caving típico.

v

TABLA DE CONTENIDOS 1.INTRODUCCIÓN ......................................................................................................................................................... 1 2. PRESENTACIÓN DE LA FAENA........................................................................................................................... 3 2.1 DESCRIPCIÓN GENERAL DE LA FAENA. ................................................................................................. 3 2.2 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN: PANEL CAVING ..................................................................................... 5 2.3 DISEÑO RESERVAS NORTE .......................................................................................................................... 6 2.4 MANEJO DE MINERALES ............................................................................................................................... 8 2.5 VENTILACIÓN .................................................................................................................................................... 9 3. DESARROLLO.......................................................................................................................................................... 11 PARTE I: PERFORACIÓN Y TRONADURA.................................................................................................... 11 1. DIAGRAMA DE DISPARO DE PRODUCCIÓN ..................................................................................... 11 A) PERFORACIÓN RADIAL NIVEL DE HUNDIMIENTO: ............................................................... 11 B) BATEAS:..................................................................................................................................................... 13 2. GRANULOMETRÍA DE PRODUCCIÓN .................................................................................................. 15 3. DIAGRAMA DISPARO DE AVANCE ....................................................................................................... 18 A) RAINURA ................................................................................................................................................... 19 B) ZAPATERA ................................................................................................................................................ 20 C) CONTORNO TECHO............................................................................................................................... 21 D) CONTORNO PAREDES ......................................................................................................................... 21 E) STOPPING ................................................................................................................................................. 22 4. CÁLCULO DE RENDIMIENTOS DE PERFORACIÓN ........................................................................ 24 5. ESTIMACIÓN DE NÚMERO DE EQUIPOS DE PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN ............... 26 6. CÁLCULO DE COSTOS DE PERFORACIÓN ......................................................................................... 28 A) COSTOS DE OPERACIÓN: ................................................................................................................... 28 B) COSTO CAPITAL: .................................................................................................................................... 30 C) RESULTADOS........................................................................................................................................... 31 COSTO OPERACIONAL PERFORACIÓN ................................................................................ 31 COSTO DE CAPITAL ..................................................................................................................... 33 7. CÁLCULO DE COSTOS DE TRONADURA ............................................................................................ 34 COSTOS TRONADURA ................................................................................................................. 35 8. COMPARACIÓN DE ÍNDICES CON CASO REAL ................................................................................ 35 PARTE II: MANEJO DE MINERALES .............................................................................................................. 36 1. CÁLCULO DE FLOTA DE CARGUÍO ....................................................................................................... 36 vi

1.1 CÁLCULO DE FLOTA DE LHD .......................................................................................................... 38 1.1.1 DETERMINACIÓN DE LA DISTANCIA MEDIA QUE RECORRE EL LHD ................... 38 1.1.2 DETERMINACIÓN DEL TIEMPO DE CICLO ......................................................................... 40 1.1.3 CÁLCULO DE CAPACIDAD DE LHD ....................................................................................... 40 1.1.4 CÁLCULO DE RENDIMIENTO INSTANTÁNEO DE LHD ................................................. 41 1.1.5 CÁLCULO DE NÚMERO DE LHD OPERATIVOS Y FLOTA DE LHD ............................. 41 2. CÁLCULO DE FLOTA O DIMENSIONES DE SISTEMA DE TRANSPORTE. .............................. 42 2.1 CÁLCULO FLOTA DE CAMIONES ................................................................................................... 42 2.1.1 CÁLCULO TIEMPOS DE VIAJE CARGADO Y VIAJE DESCARGADO: ............................ 42 2.1.2 CÁLCULO TIEMPO DE CICLO: ............................................................................................ 43 2.1.3 CÁLCULO CICLOS HECHOS POR EL CAMIÓN EN UNA HORA: ......................... 43 2.1.4 CÁLCULO RENDIMIENTO INSTANTÁNEO CAMIÓN: ............................................ 43 2.1.5 CÁLCULO RENDIMIENTO EFECTIVO DEL CAMIÓN: ............................................ 43 2.1.6 CÁLCULO NÚMERO DE CAMIONES OPERATIVOS: ................................................ 44 2.1.7 CÁLCULO DE NÚMERO DE CAMIONES FLOTA DE MANERA DETERMINÍSTICA .................................................................................................................................... 44 2.1.8 CÁLCULO DE NÚMERO DE CAMIONES FLOTA DE MANERA PROBABILÍSTICA ...................................................................................................................................... 44 2.1.9 RESULTADOS FLOTA DE CAMIONES ............................................................................. 45 2.2 CALCULO DE FLOTA DE FERROCARRILES................................................................................ 46 2.2.1 FUERZA DE ARRASTRE DEL TREN ................................................................................. 46 2.2.2 CÁLCULO DE LA POTENCIA TREN (HP) ...................................................................... 47 3. DIMENSIONAMIENTO DEL SISTEMA DE TRASPASO. .................................................................. 48 3.1 DIMENSIONAMIENTO DE PIQUES DE TRASPASO: ................................................................ 50 3.2 ÁNGULO DE LA CHIMENEA: ............................................................................................................ 51 3.3 LARGO DE LA CHIMENEA................................................................................................................. 53 3.4 DIÁMETRO DE LA CHIMENEA ........................................................................................................ 54 3.5 DIMENSIONAMIENTO DE ELEMENTOS AUXILIARES AL SISTEMA DE TRASPASO . 54 3.6 DIMENSIONAMIENTO DE PARRILLA .......................................................................................... 55 3.7 PLATE FEEDER ..................................................................................................................................... 55 4. DISEÑO Y DIMENSIONAMIENTO DE SISTEMA DE MANEJO DE MINERALES ALTERNATIVO................................................................................................................................................... 57 4.1 POSIBLES ALTERNATIVAS: ............................................................................................................. 57 4.2 DISEÑO: .................................................................................................................................................... 58 4.3 DIMENSIONAMIENTO: ...................................................................................................................... 58 5. CÁLCULO DEL COSTO DE MANEJO DE MINERALES DE AMBAS CONFIGURACIONES ... 68 vii

5.1 COSTOS LHD Y CAMIONES ............................................................................................................... 68 5.2 CÁLCULO DE COSTO DE INSUMOS: .............................................................................................. 69 5.3 CÁLCULO COSTO MANTENCIÓN Y REPARACIÓN: ................................................................. 69 5.4 CÁLCULO DE COSTOS DE MANO DE OBRA: .............................................................................. 69 5.5 CÁLCULO DE COSTOS DE CAPITAL .............................................................................................. 69 5.6 CÁLCULO DE PRODUCCIÓN ANUAL............................................................................................. 70 6. RESULTADOS COSTOS............................................................................................................................... 70 6.1 COSTOS LHD........................................................................................................................................... 70 6.2 COSTOS CAMIONES ............................................................................................................................. 71 6.3 COSTOS TRENES................................................................................................................................... 72 6.4 COSTOS PIQUES .................................................................................................................................... 72 6.4.1 CÁLCULO DE INVERSIÓN POR PIQUE: ......................................................................... 73 6.4.2 CÁLCULO PRODUCTIVIDAD PIQUE ....................................................................................... 73 6.4.3 CÁLCULO COSTO CAPITAL PIQUE .................................................................................. 73 6.5 COSTOS PLATE FEEDER Y MARTILLOS PICADORES ............................................................ 73 6.5.1 CÁLCULO COSTO OPERATIVO ........................................................................................... 74 6.5.2 CÁLCULO DE COSTO CAPITAL .......................................................................................... 74 6.6 CÁLCULO COSTOS PIQUES DE TRASPASO ..................................................................................... 74 6.7 CÁLCULO COSTOS ALIMENTADORES DE PLACA (PLATE FEEDERS)................................. 75 6.8 CÁLCULO DE COSTOS MARTILLOS PICADORES .......................................................................... 76 7. CÁLCULO DE COSTOS SISTEMA ALTERNATIVO ............................................................................ 76 7.1 COSTOS CHANCADORES SISTEMA ALTERNATIVO ............................................................... 76 7.1.2 CÁLCULO COSTO OPERATIVO: ................................................................................................ 77 7.1.3 CÁLCULO DE COSTO CAPITAL................................................................................................. 77 7.1.4 CÁLCULO COSTO MANTENCIÓN Y REPARACIÓN ........................................................... 77 8. RESULTADOS COSTO SISTEMA ALTERNATIVO ............................................................................. 78 8.1 COSTOS CHANCADORES ................................................................................................................... 78 8.2 COSTO CORREAS .................................................................................................................................. 78 8.3 COSTO CAPITAL CORREAS .............................................................................................................. 79 8.4 COSTOS DE INSTALACIÓN ............................................................................................................... 79 PARTE III: VENTILACIÓN .................................................................................................................................. 82 1. SISTEMA DE VENTILACIÓN EN RESERVAS NORTE...................................................................... 82 2. REQUERIMIENTOS DE AIRE EN LA MINA ........................................................................................ 85 3. MODELAMIENTO VENTILACIÓN .......................................................................................................... 86 3.1. METODOLOGÍA ............................................................................................................................... 86 viii

4. CÁLCULO DE COSTOS DE VENTILACIÓN .......................................................................................... 92 4.1 VENTILADORES INYECTORES: ................................................................................................. 92 4.2 VENTILADORES EXTRACTORES: ............................................................................................. 92 4.3 BOOSTERS:......................................................................................................................................... 93 4. ANALISIS Y CONCLUSIONES............................................................................................................................. 95

ix

1. INTRODUCCIÓN

El presente informe corresponde al Proyecto Final, del curso Fundamentos de Tecnología Minera, el que busca conocer las distintas operaciones unitarias y modelar los procesos que ocurren en cada una de ellas, aplicadas a la mina Reservas Norte, del yacimiento El Teniente, de Codelco Chile. Las actividades presentadas buscan cumplir los siguientes objetivos generales: - Aplicar contenidos del curso Fundamentos de Tecnología Minera a casos de estudio reales. - Familiarizar al estudiante tanto con índices y parámetros de las operaciones utilizados en faena como con la problemática operacional observada en la industria. - Enfocar el cálculo a un proceso de análisis comparativo de los índices obtenidos con respecto a los encontrados en la faena de estudio. El proyecto se divide en tres partes principales: Arranque (Perforación y tronadura), Manejo de minerales (Carguío, reducción secundaria, traspaso, transporte y operaciones de apoyo) y Ventilación. Cada parte está constituida por procesos asociados según su naturaleza y que en conjunto componen los procesos mineros necesarios para la explotación de minerales. Cada parte busca a su vez cumplir con los siguientes objetivos específicos: Parte I: Perforación y Tronadura

- Cálculo de diagrama de disparo de producción. - Estimación de granulometría de producción. - Cálculo de diagrama de disparo de avance. - Cálculo de rendimientos de perforación. - Estimación de número de equipos de perforación de producción. - Cálculo de costo de perforación. ([US$/t]) - Cálculo de costo de tronadura. ([US$/t]) - Comparación de índices con caso real. Parte II: Manejo de Minerales - Cálculo de flota de carguío. - Cálculo de flota o dimensiones de sistema de transporte. - Dimensionamiento del sistema de traspaso. - Diseño y dimensionamiento de sistema de manejo de minerales alternativo.

-Cálculo del costo de manejo de minerales de ambas configuraciones (separados en ítemes de carguío, reducción secundaria y transporte). ([US$/t]) Parte III: Ventilación - Diseño de circuito simplificado de ventilación. - Cálculo de requerimientos de ventilación. - Cálculo de equipos de ventilación (número, tipo y potencia) a través de simulación. - Cálculo de costo de ventilación. ([US$/t]) Para cumplir con estos objetivos, se debe en cada parte modelar cada una de las distintas etapas utilizando datos obtenidos de la faena y otros, que no están disponibles en la literatura, ser supuestos de acuerdo a datos obtenidos en otras minas de similares características o asociados el método de explotación Panel Caving.

2

2. PRESENTACIÓN DE LA FAENA 2.1 DESCRIPCIÓN GENERAL DE LA FAENA.

La división El Teniente se encuentra ubicada a ochenta kilómetros al sur de Santiago y a cuarenta y siete kilómetros al noreste de Rancagua. Esta mina se encuentra ubicada en la cordillera de los Andes a 2.500 metros sobre el nivel del mar. El tamaño que ha llegado a alcanzar es tan grande que la extensión de todos sus túneles sumados llega a más de 2400 kilómetros, convirtiéndose en la mina subterránea más grande del mundo. Los sectores productivos de El Teniente están divididos en ocho áreas: 4 Sur, Fortuna Regimiento, Isla LHD, Quebrada Teniente, Pipa Norte, Diablo Regimiento, Esmeralda y Reservas Norte; y dos áreas de explotación: Pilar Norte y Nuevo Nivel Mina (NNM). 1

ILUSTRACIÓN 0-1 - MINA EL TENIENTE

Además de ostentar un record sobre su tamaño, El Teniente constituye el pórfido de Cobre Molibdeno más grande del mundo.

1

www.codelco.cl

3

El mineral El Teniente tiene una ley de cobre promedio de 1,2%, y reservas sobre 1.500 millones de toneladas de mineral. Los principales minerales de mena son el cobre y el molibdeno, siendo el cobre el de mayor importancia. La roca caja que rodea la roca huésped está constituida principalmente de andesitas del Mioceno. Resumiendo la formación del yacimiento se llevó a cabo en el Mioceno Superior. La litología de la roca huésped está constituida por tres grupos principalmente: Complejo máfico el teniente, el 80% de la mineralización de El Teniente se encuentra presente en esta roca, Intrusivos félsicos, constituido por tres pórfidos; pórfido dacítico, pórfido diorítico, pórfido latítico y finalmente un Complejo de brechas. La génesis del yacimiento de El Teniente se produjo en la periferia de la chimenea de un antiguo volcán. De este modo se puede hablar de un gran manto de un cilindro vertical mineralizado, debido a esta forma geométrica, el yacimiento ha podido ser se extraído en forma gravitacional mediante el método Panel Caving en grandes cantidades y a bajo costo. La capacidad de producción diaria de El Teniente es de 135.000 tpd y del Sector Reservas Norte de 24.600 tpd. El Teniente cuenta con un área activa de 290.000 m2 y un área incorporada de 75.000 m2 por año. 2 El mineral extraído es transportado a las plantas de concentración donde se separa el material estéril del mineral por el método de flotación. Los concentrados producidos son desviados luego a la fundición de Caletones. En esta etapa mediante altas temperaturas y usando petróleo y oxígeno se funde el concentrado siendo transformado finalmente en cobre blíster y cobre refinado a fuego. El Teniente produce 403.616 toneladas métricas finas anuales de cobre, tanto en la forma de lingotes refinados a fuego (RAF), como en cátodos de cobre (a contar del próximo año, sólo se producirán cátodos). Como resultado del procesamiento del mineral también se obtienen 5.617 toneladas métricas de molibdeno en grado técnico.

2

Presentación Taller Final Gerencia Minas Codelco, Julio 2010.

4

2.2 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN: PANEL CAVING El método de explotación por Panel Caving se define como el derrumbamiento de paneles por corte inferior, donde el mineral se fractura y se rompe por sí solo debido a las tensiones internas y efectos de la gravedad, por consiguiente se requiere sólo de un mínimo de perforación y tronadura para la explotación del mineral. En el Panel Caving el yacimiento se divide en grandes paneles de varios miles de metros cuadrados, cada bloque tridimensional de gran área basal cuadrada y de varios miles de toneladas de mineral se corta por la zona inferior, es decir, se excava practicando una ranura o abertura horizontal en la base inferior del bloque mediante tronadura. Así los bloques de mineral quedan sin apoyo y las fuerzas de gravedad que actúan sobre esta masa producen fracturas sucesivas que afectan a los bloques por completo. Además, debido a las tensiones de la roca se produce la fragmentación del material, en tamaños que pueden ser manejados a través de piques de traspaso o mediante equipos cargadores. La explotación por hundimiento se basa en que tanto la roca mineralizada como la roca encajadora esté fracturada bajo condiciones más o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la superficie por encima del yacimiento. En consecuencia es muy importante el establecer un proceso de fracturación continuo y completo. Es necesario no solamente que el hundimiento ocurra, sino que además el mineral presente una granulometría adecuada. El éxito en el hundimiento de un panel, independiente de las características de hundibilidad de la roca, depende de los factores fundamentales que son: a) La base del panel deberá fracturarse completamente. Si quedaran pequeñas áreas sin quebrar, ellas actúan como pilar, transmitiéndose grandes presiones desde el nivel de hundimiento hacia el de producción, las que pueden llegar a romper el pilar existente entre ellos, afectando completamente la estabilidad de las galerías del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en los costos de extracción. b) La altura de socavación inicial proporcionada por la tronadura, debe ser tal que no se produzcan puntos de apoyo del panel que impidan o afecten el proceso de socavación natural inmediata. La formación de pilares, se evita con un adecuado diseño de perforación y especialmente, con un correcto carguío de los tiros. En todo caso, si se verifica la existencia de un pilar, se interrumpe la etapa de hundimiento, concentrando las actividades en eliminarlo completamente, para poder continuar con la secuencia de "quemadas". En el segundo caso, para evitar los posibles puntos de apoyo del bloque, una vez tronada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la tronadura. La extracción en cada punto debe ser controlada con sumo cuidado de manera de evitar contaminaciones del mineral con el estéril. El contacto mineral-estéril debe mantenerse según un plano bien definido que pueda ser horizontal o inclinado. 5

2.3 DISEÑO RESERVAS NORTE Las principales características del diseño del Panel Caving en Reservas Norte son: -

En el nivel de hundimiento el desarrollo de perforaciones radiales de producción.

-

La utilización de zanjas de 15 metros de alto (distancia entre nivel de producción y nivel de hundimiento), 13 metros de ancho en su parte superior.

ILUSTRACIÓN 0-2 - PANEL CAVING

ILUSTRACIÓN 0-3 - PANEL CAVING

6

-

En el nivel de producción una serie de galerías paralelas (calles) separadas 30 metros entre si cuya sección generalmente es de 4 x 4 , las que son interceptadas cada 20 metros por estocadas de carguío de sección similar en un ángulo de 60 grados, que permite una mayor facilidad de movimiento al equipo LHD. Con esto la malla de extracción posee dimensiones de 30 x 20 metros.3

ILUSTRACIÓN 0-4 - VISTA PLANTA NIVEL DE PRODUCCIÓN

3 4

-

Un nivel de reducción intermedio, entre el nivel de producción y el nivel de transporte, en donde las cámaras de picado, los martillos picadores estacionarios o semi-móviles reducen de tamaño las colpas antes de ser enviadas al nivel de transporte.

-

Desde el punto de vista de la secuencia operacional de explotación, existen dos variantes: una denominada “Convencional” que corresponde a una secuencia de Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción → Socavación del Nivel de Hundimiento → Extracción del Mineral, y otra denominada “Hundimiento Previo” que corresponde a una secuencia de Socavación del Nivel de Hundimiento → Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción → Extracción del Mineral4.

Publicación de Mallas de extracción El Teniente. Evolución de los métodos de explotación de la Mina El Teniente, Patricio Cavieres, Julio de 2009.

7

2.4 MANEJO DE MINERALES

El sistema de manejo de materiales en el sector Reservas Norte de la mina en Teniente se compone básicamente de 3 niveles. El primero de ellos corresponde al nivel de producción ubicado a una cota de

donde se opera con 11 LHD’s de 7 yardas cúbicas Sandvik

Toro, los cuales extraen el mineral desde las estocadas de producción y lo acarrean hasta piques de traspaso de mineral ubicados con una separación promedio de 120 [m] entre ellos. Este sistema de piques de traspaso desemboca en el nivel de transporte intermedio a través de buzones que regulan el carguío de mineral hacia camiones Supra no articulados de 80 [ton] de capacidad, cuya flota consiste en 7 de estos equipos. Posteriormente, estos camiones descargan el mineral de manera lateral en piques de traspaso situados hacia el sur del yacimiento recorriendo una distancia promedio de 500 [m]. Finalmente, mediante carga a través de Plate Feeders (alimentador de placa) es alimentado un sistema de ferrocarriles llamado Teniente 8 que lleva el mineral hacia la planta de tratamiento Colón ubicada a una distancia de 10 [km] para su posterior tratamiento.

DIAGRAMA 1: MANEJO DE MINERALES RENO

8

2.5 VENTILACIÓN

Por ventilación de minas se entiende el suministro controlado de aire fresco a las labores subterráneas y la recolección, dilución y extracción de aire contaminado de la mina a superficie. El control de la atmósfera en una mina es uno de los aspectos más vitales de la operación ya que influye en la salud de las personas y la productividad por condiciones atmosféricas más confortables para el trabajo humano. Los requerimientos de ventilación en una mina son de distintos tipos: para diluir un contaminante (gases naturales, gases de tronadura, etc.), para acondicionar (enfriar o calentar aire), para consumir (respiración humana y combustión de motores) y para mover (arrastrar, hacer brisa, renovar, etc.) En la medida en que la mina El Teniente se ha profundizado ha crecido la dificultad para satisfacer los requerimientos de ventilación obligando a potenciar las salas de ventiladores y/o construir nuevas vías de ingreso y extracción de aire. Tales vías son llamados adit, galerías horizontales de variada longitud que rompen en la superficie, cuya utilidad principal es extraer e inyectar aire. Existen adits que poseen ventiladores al interior de las galerías, como también otros que no, estos últimos además de suministrar aire en forma natural (sin ventilador) son utilizados para el transporte de mineral a las concentradoras y tráfico vehicular de accesos y salida de la mina. El sistema de ventilación de la mina El Teniente es mecanizado y del tipo aspirante (aire extraído)- impelente (introducción de aire puro), con grandes ventiladores que inyectan aire fresco y extraen contaminado, con un caudal total del orden de 3799 m3/s. El sistema general en servicio tiene 26 ventiladores principales, 10 inyectores y 16 extractores que suman una potencia de 11.843 KW (15.400 HP) Los principales objetivos de la ventilación en El Teniente son: -Proveer de aire limpio a hombres, máquinas y equipos en volumen y calidad suficiente. -Diluir y extraer los gases asfixiantes, tóxicos y/o inflamables que se generan permanentemente y esporádicamente en la mina. -Controlar mediante filtración, humidificación, dilución y extracción, las concentraciones de polvo nocivas para la salud de las personas, ambiente laboral e instalaciones industriales. -Controlar la temperatura ambiente al interior de la mina mediante calefacción y refrigeración, según tipo y la altura de la mina

9

Cada área de producción de la mina cuenta con su sistema de ventilación independiente, provisto de galerías asiladas para la alimentación y evacuación de aire, mediante ventiladores principales y diversos elementos como puertas, reguladores, tapados y ventiladores reforzadores que controlan los flujos de aire para lograr la correcta circulación de aire al sistema. A continuación se muestra un esquema del sistema de ventilación principal de la mina El Teniente.

DIAGRAMA 3: ESQUEMA DE INYECCIÓN/EXTRACCIÓN EN PORTALES EL TENIENTE

10

3. DESARROLLO PARTE I: PERFORACIÓN Y TRONADURA 1. DIAGRAMA DE DISPARO DE PRODUCCIÓN A) PERFORACIÓN RADIAL NIVEL DE HUNDIMIENTO: Para el cálculo del burden y espaciamiento para los tiros radiales se utiliza el método de AECI, dado por la fórmula5:

Donde: L= Largo de la columna explosiva [m] H: Largo medio de perforación radial [m] K: Factor de carga volumétrico [kg/m3] Asumiendo que el largo de la columna explosiva corresponderá al largo medio de perforación radial ( y considerando los siguientes datos: Diámetro (D) = Dens. explosivo (

= 1180 [ =

=

]

5,38 [

]

0,8 [

]

Se obtiene que:

Luego:

El taco mínimo fue calculado usando la relación:

Con los valores del burden, espaciamiento y taco mínimo de los tiros radiales se hace el diseño correspondiente, considerando una distancia entre calles de 30 metros y una longitud del footprint de 20 metros:

5

Apuntes de Perforación y Tronadura, Prof. Jaime Chacón. Depto. de Minas, U de Chile.

11

ILUSTRACIÓN 3-1 - DIAGRAMA DE DISPARO RADIAL DE PRODUCCIÓN

N° tiro 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 Total

Longitud [m] 16 16.2 16.8 18.2 19.8 18.4 16 14.2 12.2 13 8.4 169.2

Ángulo [°] 0 10 20 29 37 45 55 66 78 89 101 -

Taco [m] 1.5 7.4 1.5 7.2 1.5 7.2 1.5 6.2 1.5 5.6 1.5 -

Carga [m] 14.5 8.8 15.3 11 18.3 11.2 14.5 8 10.7 7.4 6.9 126.6

TABLA 3-1: DETALLE TIROS.

12

Se presentan los resultados en el siguiente cuadro resumen: N° de tiros Diámetro perforación [m] Burden [m] Espaciamiento [m] Total metros barrenados por abanico [m] Total metros cargados por abanico [m] Total explosivo por abanico [kg] Factor de carga volumétrico [kg/m3]

11 0,0762 2,3 3 169,2 126,6 681,26 0,8

TABLA 3-2: RESUMEN RESULTADOS DIAGRAMA DISPARO DE PRODUCCIÓN

B) BATEAS: Para el diseño del diagrama de disparo de las bateas se utilizó el método de AECI con los mismos valores de entrada que en el nivel de hundimiento, obteniendo los mismos burden, espaciamiento y taco mínimo del ítem anterior. Se consideró una altura de 15 m correspondiente a la distancia entre niveles y un ancho de 13 m correspondiente al ancho de la batea, obteniéndose el siguiente diagrama:

ILUSTRACIÓN 3-2 - DIAGRAMA DE DISPARO RADIAL DE BATEA

13

N° tiro 1 2 3 4 5 Total

Longitud [m] 12.2 11.2 11 11.2 12.2 57.8

Ángulo [°]

Taco [m]

Carga [m]

25 13 0 13 25 -

1,5 5 1,5 5 1,5 -

10,7 6,2 9,5 6,2 10,7 43,3 TABLA 3-3: DETALLE DE TIROS

Se presentan los resultados en el siguiente cuadro resumen: N° de tiros Diámetro perforación [m] Burden [m] Espaciamiento [m] Total metros barrenados por abanico [m] Total metros cargados por abanico [m] Total explosivo por abanico [kg] Factor de carga volumétrico [kg/m3]

5 0,762 2,3 3 57,8 43,3 233 0,8

TABLA 3-4: RESUMEN RESULTADOS DIAGRAMA DISPARO DE BATEA

14

2. GRANULOMETRÍA DE PRODUCCIÓN En Reservas Norte, tras estudios de Factibilidad Técnica 6 desarrollados por Codelco, se han determinado las siguientes granulometrías de producción:

TABLA 3-5 - FRAGMENTACIÓN EN RESERVAS NORTE

Además de la Tabla 5, se han encontrado los siguientes gráficos de Sobre Tamaño:

GRÁFICO 3-1: DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA - CMET EN AMBIENTE HT - RENO

GRÁFICO 3-2 - DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA - CMET EN AMBIENTE HP – RENO

6

Estudio de Factibilidad Técnica División El Teniente, Codelco, año 2010.

15

GRÁFICO 3-3 - DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA - PÓRFIDO DACÍTICO – RENO

GRÁFICO 3-4 - DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA - PÓRFIDO DIORÍTICO EN AMBIENTE HP – RENO

Los Gráficos anteriores muestran la función de Acumulación de Sobre Tamaño, es decir, muestra la expresión . Dado eso, es posible construir la siguiente Distribución Granulométrica esperada (Acumulación Bajo Tamaño), tomando como guía la función de Fragmentación Primaria en el Gráfico 1 (CMET – 80% de la mineralización): 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10

300 200 140 100 75 60 35 20 10 5

TABLA 3-6 - DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA PROMEDIO

16

Esta distribución granulométrica puede ser modelada muy bien con los dos modelos de granulometrías más usados: Modelo Gaudin – Schumann y Modelo Rosin – Rammler, tal como se ve en el Gráfico 2.

GRÁFICO 3-5 - GRANULOMETRÍA DE PRODUCCIÓN MEDIA – MODELOS GRANULOMÉTRICOS

Esta aproximación se ha realizado con los siguientes parámetros obtenidos mediante la minimización de errores cuadráticos utilizando la herramienta SOLVER de Excel: Modelo Gaudin-Schumann Modelo Rosin-Rammler

K=

261,36 [cm] m= 0,45 x0 = 79,24 [cm] n= 0,82

TABLA 3-7 - PARÁMETROS DE MODELOS GAUDIN-SCHUMANN Y ROSIN-RAMMLER

17

3. DIAGRAMA DISPARO DE AVANCE Para el avance en Reservas Norte se trabaja con frentes de dimensiones de 4x4 metros como se muestra a continuación:

ILUSTRACIÓN 3-3 – DIAGRAMA DE DISPARO GENERAL

Datos: -

Ancho frente: Alto hasta el arco: Alto arco: Diámetro perfo. tiros (d): Diámetro perfo. tiro hueco (φ): Desv. Contorno perforación ( ): :

Desviación collar : Cte. de Langefors (c): : Densidad Anfo :

4 [m] 4 [m] 0,5 [m] 0,045 [m] 0,102 [m] 3 0,01 0,02 0,4 1 800 [Kg/m3]

El avance teórico por cada ronda de tiros viene dada por7:

7

Apuntes de Perforación y Tronadura, Prof. Jaime Chacón. Depto. de Minas, U de Chile.

18

A) RAINURA Para el primer cuadrante los valores del burden, espaciamiento y la carga lineal vienen dados por las siguientes expresiones: Burden 1° cuadrante

Espaciamiento 1° cuadrante

Carga lineal 1° cuadrante ( )

√

(

)

TABLA 3-8 - RAINURA: PRIMER CUADRANTE

Para los siguientes cuadrantes el valor de la carga lineal, el espaciamiento y el burden vienen dados en función de los valores obtenidos para el cuadrante anterior, como se muestra a continuación: Carga lineal cuadrante (

Esp. cuadrante (

)

Burden cuadrante )√

√

TABLA 3-9 - RAINURA: SEGUNDO CUADRANTE

Considerando los datos mostrados anteriormente y realizando los cálculos iterativamente se completa una rainura compuesta por cuatro cuadrantes, cuyos parámetros se resumen en la tabla de mostrada a continuación: RAINURA Carga Lineal (li) [Kg/m] Burden (B) [m] Espaciamiento(A) [m]

1er Cuad 0,66 0,17 0,24

2º Cuad 0,79 0,29 0,58

3er Cuad 1,03 0,51 1,12

4ª Cuad 1,44 0,83 1,97

TABLA 3-10: RESUMEN DIAGRAMA DE DISPARO: RAINURA

Con estos resultados se diseña la rainura:

ILUSTRACIÓN 3-4: DISEÑO RAINURA

19

De la Tabla 9 se decide realizar sólo 3 cuadrantes ya que el valor del espaciamiento requerido para un cuarto cuadrante es excesivo, dado el tamaño de la frente. Esto se puede ver en la Ilustración 8, donde se muestra la Rainura con 3 Cuadrantes. A continuación se procede a calcular las medidas para el diseño del diagrama de disparos total del frente. A partir de estos cálculos se obtendrán los valores máximos teóricos de burden y espaciamiento de los tiros y el número de tiros necesarios. En su aplicación práctica los valores de burden y espaciamiento utilizados serán menores a los máximos teóricos de manera de colocar apropiadamente los tiros según las áreas libres disponibles en cada sección del frente.

B) ZAPATERA Los parámetros de la zapatera vienen dados por las siguientes relaciones:

⁄

-

Burden:

-

Número de tiros:

⌈

⌉

-

Espaciamiento:

*

+

-

Largo de la carga de fondo:

-

Largo de tiro a cargar:

-

Restricción:

*

+

{

Realizando los reemplazos y cálculos correspondientes se obtienen los resultados mostrados en la tabla adjunta. ZAPATERA Factor de fricción (f) Burden máximo [m] Cte. de Langefors (c) Nº de tiros Espaciamiento [m] Taco [m] Largo tiro a cargar [m]

1,45 1,25 0,45 6 0,98 0,45 1,21

TABLA 3-11: RESUMEN DIAGRAMA DE DISPARO ZAPATERA

20

C) CONTORNO TECHO Los parámetros de los tiros de contorno (de techo y paredes) están dados por relaciones distintas ya que se busca generar superficies suaves, con bajo daño y estables para la geometría considerada para el túnel o galería. De esta manera los parámetros para los tiros vienen dados por las relaciones presentadas a continuación:

-

Espaciamiento:

-

Relación:

-

Carga lineal:

-

Número de tiros:

⁄

⌈

⌉

Los valores obtenidos se muestran a continuación: Contorno Techo Cte. roca (k) S/B Carga lineal (l) Espaciamiento [m] Burden [m] Nº de tiros Taco [m]

16 0,8 0,18 0,72 0,9 9 0,45

TABLA 3-12: RESUMEN DIAGRAMA DISPARO CONTORNO TECHO

D) CONTORNO PAREDES Para los tiros correspondientes al contorno pared, se debe considerar la longitud efectiva disponible para desarrollarlos, es decir, al alto total de la pared se le debe descontar los burden de zapatera y techo. Los parámetros de los tiros de contorno de pared vienen dados por las siguientes relaciones:

-

Longitud disponible:

-

Burden:

-

Número de tiros por pared:

[

⁄

]

⁄

{

⌈

⌉

21

Dadas las consideraciones mencionadas, se obtienen los siguientes valores:

Contorno Paredes Alto efectivo [m] Factor de fricción (f) S/B Burden [m] Espaciamiento [m] Nº de tiros Taco [m]

1,35 1,2 1,25 0,42 0,57 0,52 5 0,45

TABLA 3-13: RESUMEN DIAGRAMA DISPARO CONTORNO PARED

E) STOPPING Como se muestra en la ilustración 7, los tiros de stopping se ubican alrededor de la rainura y al interior de los tiros de contorno. Dado que rompen una zona no limitada por paredes, techo o piso no requieren ser suavizados. Estos tiros son de relleno y el número de tiros necesarios se determina según la geología y la dimensión de área no cubiertas por los tiros de contorno y zapatera.

-

Longitud disponible:

-

Burden:

[

⁄

]

⁄

donde

{

Stopping Largo efectivo [m] Factor de fricción (f) S/B Burden [m] c2 Espaciamiento [m] Taco [m]

2,04 1,45 1,25 1,11 0,46 1,38 0,45

TABLA 3-14: RESUMEN DIAGRAMA DISPARO STOPPING.

22

Finalmente, de acuerdo a los valores obtenidos para cada sección, se diseña el siguiente diagrama de disparos de frente de avance.

ILUSTRACIÓN 3-5: DIAGRAMA DISPARO DE AVANCE.

Como se observa en la ilustración 9, se colocaron cinco tiros de stopping para cubrir el área alrededor de la rainura. Se utilizó un burden de zapatera menor al estimado teóricamente con el objetivo de tener una distribución de disparos más equilibrada y no queden zonas débilmente tronadas. A continuación se muestra una tabla resumen con los resultados obtenidos: N° de tiros Rainura Zapatera Techo Paredes Stopping

12 6 9 5 15

Burden Máximo [m] 0.51 1.25 0.9 0.42 1.11

Espaciamiento Máximo [m] 1.12 0.98 0.72 0.52 1.38

Taco [m] 0.45 0.45 0.45 0.45 0.45

TABLA 3-15.RESULTADOS DIAGRAMA DISPARO DE AVANCE

23

4. CÁLCULO DE RENDIMIENTOS DE PERFORACIÓN La velocidad avance de la máquina perforadora depende de muchos factores: la litología, el equipo utilizado, el bit, el tiempo de utilización del mismo, las competencias del operador, etc. Para efectos de una estimación de la velocidad de avance se utilizará el gráfico que relaciona la velocidad de avance con la resistencia a la compresión de la roca [ ] obtenido 8 por Paune, Bruce y otros del U.S. Bureau of Mines . Este gráfico señala que la velocidad de avance es inversamente proporcional a la dureza de la roca. Se supondrá que la máquina perforadora trabaja sólo sobre andesitas, esto debido a que las rocas más abundantes del yacimiento corresponden a andesitas que se encuentran altamente alteradas, mineralizadas y brechizadas. La resistencia a la compresión uniaxial de la andesita es de aproximadamente Utilizando el gráfico se tiene que

GRÁFICO 3-6 - GRÁFICO VA VS RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN

A partir de la velocidad instantánea de penetración se pueden estimar los rendimientos posibles a alcanzar, es decir, los metros perforados en una unidad de tiempo mayor o igual a una hora. Tales rendimientos son en definitiva los que determinan el costo del metro barrenado [US$/m] que se calculará más adelante. Así se tiene que:

8

Apuntes de Perforación y Tronadura, Prof. Jaime Chacón. Depto. de Minas, U de Chile.

24

Velocidad de avance:

60 [cm/min]

0.6 [metros/min]

Rendimiento en metros/hora: Factor Operacional (FO)

min/hora

45 min/hora

[

]

[

]

[

]

[

]

[

]

[

]

Rendimiento en metros/turno: Factor Tiempo Efectivo (TE)

Horas/Turno (8 hrs.) [

]

[

]

[

]

[

]

5 Horas/Turno [

]

[

]

Rendimiento en metros/día: Factor de Disponibilidad Mecánica (DM)

0.8

[

]

[

]

[

]

[

]

25

[

] [

]

5. ESTIMACIÓN DE NÚMERO DE EQUIPOS DE PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN

Para estimar el número de equipos de perforación de producción se hace uso del parámetro definido como “tasa de incorporación de área” que se entiende como la cantidad de metros cuadrados (en planta) que deben ser desarrollados al mes. Esta tasa de incorporación de área es propia para cada mina; para el caso de Reservas Norte es de 3000 *

+9 .

Considerando esta información, además de la malla de extracción con la que se trabaja y el burden usado en el diagrama de disparos en el UCL, es posible conocer la cantidad de tiros diarios necesarios para cumplir con este avance en metros cuadrados: -

Tasa de Incorporación de Área: 3000*

-

Malla de extracción: 30x20

-

Burden: 2,3

+.

Considerando que los disparos se realizan sobre una malla de 30 por 20, en donde los frentes se disparan a lo largo de los 20 metros y sabiendo que los frentes se distancian entre sí por 2,3 metros, se tiene lo siguiente Número de tiros en 20 metros =

 9 disparos se realizan en un área de 30x20

metros cuadrados. Por lo tanto, dividiendo la tasa de incorporación de área mensual por el área “unitaria” tomada de 600 , se obtiene la cantidad de veces que se tendrán 8,69 tiros a realizar mensualmente: [

]

 5 veces 9 disparos  45 disparos mensualmente.

Como un mes tiene 30 días 

*

+

= 1,5 disparos diarios.

Se determinó anteriormente un total de metros barrenados de producción por abanico de 192.2 [m], pero en un frente se tienen dos abanicos. Luego, el total de metros barrenados por disparo es de 338.4 [m]. Los metros barrenados diarios son: 1,5

x 338,4 *

cada día.

+

Además, en el ítem anterior se determinó el rendimiento del equipo de perforación en metros por día. Considerando esta información y sabiendo la cantidad de metros a barrenar por día se obtiene el número de equipos de perforación necesarios para cumplir con estos metros: Rendimiento equipo: 324 *

9

+ 

Libro MassMin año2008.

26

* *

+ +

equipos.

Se aproximará al entero superior para obtener el número de equipos necesarios, además se considerará una disponibilidad del equipo de 90% por conceptos de mantenimiento. Finalmente, la cantidad de equipos de perforación será de 2 perforadoras radiales. El equipo de perforación utilizado en Reservas Norte corresponde a una perforadora Jumbo Radial Modelo Simba M6 C, que se detalla a continuación10:

ILUSTRACIÓN 3-6-EQUIPO DE PERFORACIÒN RADIAL

Especificaciones técnicas Modelo Diámetro perforación Perforadora Sistema de perforación Sistema de control Radio de giro

Simba M6 C 51-89 [mm] COP 1800 series RHS 17 RCS 6,250/3,800 [mm] TABLA 3-16: ESPECIFICACIONES EQUIPO PERFORACIÓN

10

Catálogo Perforadoras Atlas Copco www.atlascopco.cl

27

6. CÁLCULO DE COSTOS DE PERFORACIÓN

Los costos de perforación se dividen en costos de operación y en costos de capital. A) COSTOS DE OPERACIÓN: Para calcular los costos de operación se deben considerar los costos de agua, energía, aceros y mano de obra11. a) Costos de agua: [

]

[

]

[

] *

Donde:

+

: Valor del agua Consumo de agua de la perforadora Velocidad de perforación en la roca

b) Costos de energía: [

]

[

] *

Donde:

+

: Valor de la energía Consumo de Energía de la perforadora Velocidad de perforación en la roca

c) Costos de aceros: Los aceros considerados son bit, barra, copla y culatín. [ Donde:

]

: Precio de la pieza de acero : Vida útil de la pieza de acero

d) Costos de mano de obra: [

11

]

[

]

[

]

Clase Auxiliar: Cálculo de costos de perforación, Curso Fundamentos de Tecnología Minera.

28

[

[

] *

+

*

+

*

+

] *

+

*

+

[

]

: Sueldo Supervisor : Sueldo del Operador : Operadores por equipo (o turnos) : Factor Operacional : Horas trabajadas por turno : Turnos por día : Velocidad de perforación Luego de obtenidos los costos para cada ítem, se calculan los costos totales de operación de perforación por metro barrenado, sumando todos los costos anteriores:

Para calcular los costos de perforación por tonelada producida, se calculó el total de metros barrenados por disparo y el tonelaje de roca asociado a tal disparo.  

Cálculo metros barrenados por disparo: Esto se calculó sumando el largo cada uno de los tiros a partir del diagrama de disparos diseñado previamente. Cálculo de tonelaje de roca: En este caso a cada disparo se le asoció el volumen de roca delimitado por el burden, el ancho del disparo y la altura de la columna.

Finalmente el costo operacional de perforación se calculó así:

[

]

: Metros barrenados por disparo Costo Reparación y Mantención: Se asume un costo de reparación y mantención igual al 30% del costo de operación:

29

B) COSTO CAPITAL:

[

]

Donde: : Inversión, o sea el precio del equipo de perforación : Vida útil equipo : Tc es la cantidad de toneladas que se extraen debido a la aplicación del ítem durante su vida útil. Para calcular la vida útil del equipo en mb se realizó el siguiente cálculo: [ [

]

[ [

]

]

[

[

Donde:

]

: Área incorporada al mes : Área incorporada por frente : Burden : Ancho disparo

Finalmente los costos de perforación son: [

]

30

]

]

C) RESULTADOS COSTO OPERACIONAL PERFORACIÓN a) Costo Agua: Unidades Valores Valor agua

US$/m^3

0,8

Requerimientos de agua

m^3/hr

15

Velocidad perforación

m/min

0,6

Costo agua

US$/mb

0,33 TABLA 3-17: COSTOS DE AGUA

b) Costo Energía:

Valor energía Requerimientos de Energía Velocidad perforación Costo Energía

Unidades

Valores

US$/kwh

0,15

kw

120

m/min US$/mb

0,6 0,5 TABLA 3-18: COSTOS ENERGÉTICOS

c) Costo Aceros:

Unidades

Bit

Barra Copla Culatín

Precio Acero

US$

60

220

75

300

Vida útil

mb

266

2076

3528

2749

Costo Costo total aceros

US$/mb US$/mb

0,23 0,46

0,11

0,02

0,11

TABLA 3-19: COSTOS ACEROS

31

d) Costos mano obra: Unidades Valores Sueldo supervisor Operadores x equipo (turnos) Sueldo operador Factor operacional Horas trabajadas x turno Turnos x día Disponibilidad mecánica Velocidad de perforación Costo mano obra

US$ US$ hr 1/día mb/min US$/mb

1800 3 1500 0,7 5 3 0,85 0,6 0,65

TABLA 3-20: COSTOS MANO DE OBRA

e) Costo operacional de perforación total por metro barrenado:

Unidades

Valores

US$/mb US$/mb US$/mb US$/mb US$/mb

0,33 0,5 0,46 0,65 1,94

Costo agua Costo energía Costo aceros Costo mano de obra Costo total

TABLA 3-21: COSTO OPERACIONAL TOTAL POR MB

f) Costo operacional de perforación total por tonelada de mineral producida, y costo de mantención y reparación:

Mb por disparo Burden Altura promedio columna Ancho disparo Volumen roca Densidad roca Toneladas roca Costo Operacional Perforación Costo Mantención y Reparación

Unidades

Valores

m m m m m^3 ton/m^3 ton

338 2,3 400 30 27600 2,7 74520

US$/ton

0,009

US$/ton

0,003 TABLA 3-22: COSTO OPERACIONAL MYR

32

COSTO DE CAPITAL

Inversión Vida útil Toneladas x disparo Tc Área incorporada x mes Área incorporada x año Burden Ancho disparo Área incorporada x disparo Nº frentes año Nº frentes totales Mb x disparo Vida útil Costo Capital Costo Capital

Unidades

Valores

KUS$ años Kton ton/mb m^2/mes m^2/año m m m^2 m mb US$/mb US$/ton

700 6 74,5 220 3000 36000 2,30 30,00 69,00 522 3130 338 1058087 0,662 0,003 TABLA 3-23: COSTO CAPITAL

33

7. CÁLCULO DE COSTOS DE TRONADURA

En cada tiro se tendrá la siguiente configuración:

ILUSTRACIÓN 3-7 - CONFIGURACIÓN TIRO

Por lo cual para calcular los costos de tronadura es necesario considerar además del explosivo, los costos de la guía detonante, del amplificador, y de los detonadores eléctrico y no eléctrico.

Luego:

Donde: : Costo de tronadura por tonelada : Costo de tronadura : Toneladas de mineral por abanico

34

COSTOS TRONADURA

Requerimientos tronadura cantidad de explosivo por abanico Número de amplificadores Guía detonadora Detonador no eléctrico Detonador eléctrico

Tipo Anfo Aluminizado

Unidad Valor

Precios[US$/unidad]

Costo por ítem [US$]

kg

1363

0,99

1348,89

-

10

1,38

10,72

m

200

0,72

144,00

-

-

10

2,89

28,90

-

-

1

0,72

1,38

Amplificador APD Guía Primacord

Costo por abanico [US$] Toneladas por abanico [ton] Costo Tronadura [US$/ton]

1533,89 74520 0,021

TABLA 3-24 - COSTOS TRONADURA

8. COMPARACIÓN DE ÍNDICES CON CASO REAL Estimación Costo Perforación [US$/ton] Costo Tronadura [US$/ton] Costo total[US$/ton]

0,014 0,03 0,044

Block Caving típico 0,03 0,040 0,070

TABLA 3-25.COMPARACION COSTOS CON CASO REAL

35

PARTE II: MANEJO DE MINERALES 1. CÁLCULO DE FLOTA DE CARGUÍO Para poder estimar la flota de carguío teórica a utilizar en la mina se utilizan los datos del Benchmarking, lo cual permite contar con datos de entrada al problema. Los supuestos a utilizar son: 

Distancia entre piques de traspaso: De acuerdo a los datos que se investigaron sobre el layout del nivel de producción, se estimó una distancia promedio entre piques de 120 [m]. Dentro de esta distancia se presentan 12 puntos de extracción (6 a cada lado).



Distancia entre estocadas: Con la información del nivel de producción se consideró una distancia entre estocadas de 20 [m]. Este parámetro tiene relación con la cantidad de estallidos de roca acaecidos en la mina, por lo cual se aumentó desde 15 [m] este parámetro.



Distancia entre calles: Al igual que el punto anterior, la distancia que se obtuvo de la investigación fue de 30 [m]. El ángulo que se crea entre estocadas y calles corresponde a 60° (Malla Teniente).



Largo de zanja, dimensiones de galería y ángulo de reposo de mineral: El largo de zanja considerado fue de 12,5 [m]. Además, las dimensiones de las galerías son de [4,1 m x 3,6 m]. Por otro lado, el ángulo de reposo considerado para el mineral fragmentado fue de 45°.

36

ILUSTRACIÓN 3-8. MALLA TENIENTE - NIVEL DE PRODUCCIÓN



Tiempos de carga, descarga y maniobras del LHD: El tiempo de carga más maniobra considerado fue de 0,8 [min] y el de descarga más maniobras de 0,6 [min].



Esponjamiento, densidad de la roca y factor de llenado de balde: El esponjamiento estimado para los cálculos fue de 30%, mientras que la densidad del mineral se obtuvo de datos de la mina y alcanza un valor de 2.7 [t/m3]. Para las palas de 7 [yd3] se tomó un factor de llenado promedio de balde de 75% (estimado).



Tonelaje asociado a baldada: la entidad considerada en el modelo fue una baldada, la cual puede ser cargada por una normal de medias 8 toneladas con una desviación de 0,5.

37

1.1 CÁLCULO DE FLOTA DE LHD Para el cálculo de Flota de LHD en RENO, se consideran los siguientes datos de entrada12: 

Rendimiento Mina = 24.600



Capacidad del Balde,



Densidad de la roca,



Esponjamiento,



Factor de llenado del Balde,



Factor de Conversión de





Velocidad cargado,

⁄



Velocidad equipo vacío,



Tiempo de carga + maniobras,



Tiempo de descarga + maniobras,



Tiempo viaje cargado,



Tiempo de Viaje descargado,



Disponibilidad Mecánica, DM = 0,8

⁄ ⁄

30 %

⁄

1.1.1 DETERMINACIÓN DE LA DISTANCIA MEDIA QUE RECORRE EL LHD Observando un esquema de la malla teniente, es posible estimar la distancia media que recorre el LHD considerando que el promedio entre la distancia máxima y mínima que recorre el equipo es una buena aproximación de esta. Se tiene el siguiente esquema:

12

Plan Minero PSD, El Teniente Julio de 2009.

38

ILUSTRACIÓN 12 - DISTANCIAS RECORRIDAS POR LHD

Se cumple entonces que la distancia máxima y mínima quedan representadas como:

  Por trigonometría básica se tiene que:

Luego, se obtiene la distancia media:

39

1.1.2 DETERMINACIÓN DEL TIEMPO DE CICLO El tiempo de ciclo se define como:

[min]

Se procede a determinar los tiempos necesarios: 

Tiempo de carga + maniobras,



Tiempo de descarga + maniobras,



Tiempo viaje cargado,



Tiempo de Viaje descargado,

⁄

=

⁄

  Nº ciclos/hora =

[ciclos/hora]

1.1.3 CÁLCULO DE CAPACIDAD DE LHD La capacidad del LHD queda determinada como:

*

Con los datos entregados al comienzo de este estudio de flota, se tiene: 

Capacidad del Balde,



Densidad de la roca,



Esponjamiento,



Factor de llenado del Balde,



Factor de Conversión de



⁄ 30 %  ⁄

40

*

+

+

1.1.4 CÁLCULO DE RENDIMIENTO INSTANTÁNEO DE LHD Se calcula como se procede a continuación: [

] [

]

*



[

]

[

]

+

Este rendimiento obtenido como toneladas por hora o considera tiempos de pérdidas operacionales, tiempos de colación, etc, por lo tanto es necesario para obtener un Rendimiento diario efectivo, es necesario ajustar por un factor operacional. Se define, entonces, un factor operacional como sigue:

El rendimiento efectivo se calcula como: [ *



+ *



] [ * +

]

[ *

]

+

+

1.1.5 CÁLCULO DE NÚMERO DE LHD OPERATIVOS Y FLOTA DE LHD Si se tiene el Rendimiento de la Mina, es decir, las toneladas por día que debe producir la Mina y se cuenta con el rendimiento de un LHD que fue calculado en el punto anterior, es posible obtener la cantidad de LHD necesario para cubrir y poder cumplir con ese rendimiento; se obtiene entonces el número de LHD operativos: 

Rendimiento Mina = 24.600

⁄



*

+

Se calcula el número de LHD como sigue: [

⁄

]

*

+

Obtenidos los equipos operativos, es posible calcular los equipos necesarios para una flota: 

* +

41

2. CÁLCULO DE FLOTA O DIMENSIONES DE SISTEMA DE TRANSPORTE.

2.1 CÁLCULO FLOTA DE CAMIONES

Supuestos y datos encontrados en la literatura 

Distancia promedio de viaje de los camiones se supuso en 500 [m].



Velocidades de los camiones:



Factor operacional se supone de usada es de



*

+, mientras que la disponibilidad mecánica

.

Además, se suponen los siguientes tiempos de carga y descarga:

2.1.1 CÁLCULO TIEMPOS DE VIAJE CARGADO Y VIAJE DESCARGADO:

Donde: : distancia media de transporte de camión [m] : velocidad de viaje vació [km/hr] : velocidad de viaje cargado [km/hr]

42

2.1.2

CÁLCULO TIEMPO DE CICLO:

Donde: : tiempo carga [min] : tiempo descarga [min] : tiempo viaje cargado [min] : tiempo viaje vacío [min]

2.1.3

CÁLCULO CICLOS HECHOS POR EL CAMIÓN EN UNA HORA:

(

2.1.4

)

CÁLCULO RENDIMIENTO INSTANTÁNEO CAMIÓN:

(

)

Donde: : Toneladas por ciclo, y en este caso corresponden a la capacidad de la tolva del camión, o sea 2.1.5

CÁLCULO RENDIMIENTO EFECTIVO DEL CAMIÓN:

Donde: : Rendimiento instantáneo [ton/hr] : Factor operacional [hr/dia] 43

2.1.6

CÁLCULO NÚMERO DE CAMIONES OPERATIVOS:

⌈

⌉

Donde: : Rendimiento diario de la mina [tpd] : Rendimiento efectivo camión [tpd] ⌈ ⌉: Entero superior de

2.1.7

CÁLCULO DE NÚMERO DE CAMIONES FLOTA DE MANERA DETERMINÍSTICA

⌈

⌉

Donde: : Disponibilidad mecánica 2.1.8

CÁLCULO DE NÚMERO DE CAMIONES FLOTA DE MANERA PROBABILÍSTICA

Se tiene que la probabilidad de que haya al menos camiones es la siguiente:

camiones disponibles de una flota de

∑( ) Donde: : Nº de camiones de la flota : Número de camiones disponibles necesarios : Probilidad de

camiones disponibles

: Probabilidad de

camiones no disponibles

Este corresponde a un sencillo ejercicio numérico y por lo tanto se debe usar una planilla de cálculo y encontrar por inspección un número de camiones de flota tal que se obtenga una probabilidad cercana a 1. 44

2.1.9

RESULTADOS FLOTA DE CAMIONES

FLOTA CAMIONES Ítem

Valor

Unidad

Tiempo carga

1,0

[min]

Tiempo descarga

0,8

[min]

Distancia media de viaje

488

[m]

Velocidad cargado

15,0

[km/h]

Velocidad descargado

20,0

[km/h]

Tiempo viaje cargado

2,0

[min]

Tiempo viaje descargado

1,5

[min]

Tiempo ciclo

5,2

[min]

Ciclos por hora

11,6

[ciclos/hr]

Factor operacional

14

[hr/dia]

Rendimiento instantáneo

929,2

[ton/hr]

Rendimiento efectivo

11,15

[ktpd]

Nº camiones operativos

3

-

Disponibilidad mecánica

0,8

-

Nº camiones flota determinística

4

-

Nº camiones flota probabilística

6

-

Nº camiones flota real

7

-

TABLA 3-26 - CÁLCULO FLOTA DE CAMIONES

Cálculo detallado flota probabilística Camiones Operativos Probabilidad n camiones disponibles Probabilidad N-n camiones no disponibles Camiones disponibles posibles 3 4 5 6 ∑( )

3 0,8 0,2 0,08 0,25 0,39 0,26 0,98

TABLA 3-27 - CÁLCULO DETALLADO FLOTA PROBABILÍSTICA

45

2.2 CALCULO DE FLOTA DE FERROCARRILES

Para el cálculo de flota y dimensionamiento del Ferrocarril, es necesario estimar tanto una flota de locomotoras y el número de carros necesarios, además del tamaño de la locomotora y la potencia de esta respectivamente. Se procede a estimar lo mencionado antes a continuación: Cálculo de Tamaño de Ferrocarriles [ton] Se cuenta con los siguientes datos (input):   

Carga (carro + mineral) = 350[ ] Velocidad = 60 [km/h] = 1000[m/min] Pendiente = 1%

     

Trocha = Radio Curvatura Distancia entre ejes en vagones = 9’ 6’’ Aceleración máxima = 0,1 [mph/seg] Adhesión = 25% Resistencia a la Rodadura del Tren y Carros = 20 [lb/ ]

La Potencia del Tren (en HP) se puede determinar a partir de la fuerza de arrastre y la velocidad de este. Se tiene entonces:

Por otro lado, al estimar la Fuerza de arrastre, es posible llegar a una ecuación que permite determinar el tamaño de la locomotora. Los pasos necesarios para el dimensionamiento del Tren se detallan a continuación: 2.2.1

FUERZA DE ARRASTRE DEL TREN

Sea X el peso de la Locomotora en

, se cumple la siguiente sumatoria de fuerzas:

En donde es posible calcular tanto la Fuerza de arrastre como las resistencias a vencer cada una por separado: [ ]

46

[ton] = 20* X + 7000 [lbs]

* +





Luego de calcular por separado la Fuerza de Arrastre y las Resistencias que debe vencer la máquina en función del tamaño de la locomotora, es posible encontrar una ecuación de donde se despeja el tamaño (en toneladas) de la Locomotora:   500X -20X -10X = 7000 + 3000  X=

[tc]

Luego, se necesita una Locomotora de 22 toneladas.

2.2.2

CÁLCULO DE LA POTENCIA TREN (HP)

Con el tamaño de la Locomotora es posible determinar la Fuerza de Arrastre y así la potencia del Tren (HP):



Considerando una eficiencia del motor del 90% se tiene: de energía.

47

3. DIMENSIONAMIENTO DEL SISTEMA DE TRASPASO.

Reservas Norte tiene sus operaciones unitarias desacopladas en niveles distintos, por lo que es necesario utilizar sistemas de traspaso entre los distintos niveles de este sector productivo. Para ello, se utilizan piques de traspaso de mineral (Ore Passes o simplemente OP) verticales o sub-verticales. Los distintos niveles a conectar por piques de traspaso son13:  Nivel de Producción (TTE Sub-6): Cota 2100 [msnm]  Nivel de Transporte Intermedio (TTE 7): Cota 2070 [msnm]  Nivel de Transporte FFCC (TTE 8): Cota 1980 [msnm] Por lo tanto, existen piques que conectan el nivel de producción con el de transporte de camiones y otro que conectan al anterior con el nivel del ferrocarril a Colón. A continuación se presentan algunos datos sobre los piques de traspaso utilizados en RENO: Piques de Traspaso Diámetro Largo Distancia Entre Piques Nº de Piques

Sub-6 a TTE 7 3 – 3,5[m] 30 [m]

TTE 7 a TTE 8 5 [m] 90 [m]

120 [m]

-

80 puntos de vaciado (Proyecto Total) 40 puntos de vaciado (Habilitados a la fecha)

3 OP’s (OP 25, OP 26 y OP 27)

TABLA 3-28 - SISTEMA DE TRASPASO DE MINERAL

13

Informe de Gestión, Preparación Mina, año 2005. División El Teniente.

48

ILUSTRACIÓN 3-9 - NIVEL DE PRODUCCIÓN TTE SUB-6 – POSICIÓN DE PUNTOS DE VACIADO

Para los piques que unen producción con TTE 7, se estima una distancia promedio entre piques de 120 [m], dentro de una misma calle. Dado lo anterior, se asignan 6 puntos de extracción por pique, ya que se considera que la pala carga hacia la derecha en los puntos. Por consiguiente, se tiene un total de 80 piques (puntos de vaciado) proyectados, de los cuales se tienen cerca de 40 en uso, dentro del frente de Socavación, mientras que los 40 piques restantes se encuentran proyectados y/o construidos, en la medida que avanza el UCL (recordar que el método de extracción es Panel Caving Avanzado). Es relevante destacar que si bien en los planos se observan cerca de 80 puntos de vaciado, estos no son necesariamente piques aislados, pues pueden juntarse varios puntos cercanos en un mismo pique. Esto se aprecia en la siguiente ilustración, ya que no hay tantos puntos de carguío en el nivel TTE-7 como puntos de vaciado en el nivel TTE Sub-6. 49

ILUSTRACIÓN 3-10 - NIVEL DE TRANSPORTE INTERMEDIO TTE-7

3.1 DIMENSIONAMIENTO DE PIQUES DE TRASPASO:

Una vez definida la posición y la frecuencia de los piques de traspaso (optimización técnicoeconómica con relación a la malla a utilizar), se determinan las siguientes características del pique:   

Ángulo de la chimenea Largo de la chimenea Diámetro de la chimenea

50

3.2 ÁNGULO DE LA CHIMENEA:

El ángulo de la chimenea se diseña en función de la distribución granulométrica del flujo a transportar, de modo de evitar las colgaduras.

GRÁFICO 3-7 - PENDIENTES DE TRANSPORTE SEGÚN GRANULOMETRÍA

La distribución granulométrica en RENO, sin conminución de ningún tipo (cachorreo, martillos, sizer, etc.), es la siguiente:

100 90 80 70 60 50 40 30 20 10

300 200 140 100 75 60 35 20 10 5

TABLA 3-29 - GRANULOMETRÍA DE PRODUCCIÓN EN RENO

51

Esta distribución se puede modelar como sigue:

GRÁFICO 3-8 - GRANULOMETRÍA DE PRODUCCIÓN MEDIA – MODELOS GRANULOMÉTRICOS

Esta aproximación se ha realizado con los siguientes parámetros, mediante minimización del error: Modelo Gaudin-Schumann Modelo Rosin-Rammler

261,36 [cm] m= 0,45 x0 = 79,24 [cm] n= 0,82 K=

TABLA 3-30 - PARÁMETROS DE MODELOS GAUDIN-SCHUMANN Y ROSIN-RAMMLER

De lo anterior, se determina que no existe una presencia de finos relevante (menor al 20%, considerando como “fino” a las partículas de menos de 10 [cm] de diámetro equivalente), por lo que se está en el caso AII, lo que implica un ángulo mínimo de 55º. Esto se condice con los datos de terreno, pues los piques son sub-verticales, cercanos a los 90º, o se utilizan ángulos cercanos a 60º para unir puntos de vaciado.

52

3.3 LARGO DE LA CHIMENEA El largo del pique dependerá de la calidad de la roca y sus propiedades geomecánicas, además de las distancias verticales que se necesita unir (distancia entre niveles). En el caso de RENO, al ser un sector productivo de una mina mayor (El Teniente), se debe respetar ciertos parámetros de diseño previos (niveles de transporte previamente diseñados, como por ejemplo el nivel del ferrocarril a Planta Colón).

Para RENO se tiene la siguiente configuración de niveles:

ILUSTRACIÓN 3-11 - MANEJO DE MINERALES - RENO

Del Plan Minero PSD2010 de Codelco, se obtiene que la distancia entre el nivel de producción (TTE Sub-6) y el nivel de transporte intermedio (TTE-7) es cercana a 30 [m], lo que determina el largo de dicho pique. Por su parte, el nivel de transporte intermedio (TTE-7) está a 90 [m] del nivel de ferrocarril (TTE-8).

53

3.4 DIÁMETRO DE LA CHIMENEA El diámetro del pique se determina en función de la granulometría, buscando disminuir la probabilidad de colgaduras a lo largo de éste. Para ello se cuenta con la siguiente relación empírica14: Observación >5 3-5