Optimizacion de Voladura

M122 ob.

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1

CORPORACION NACIONAL DEL COBRE DE CHILE• DIVISION EL TENIENTE 0120-O NOTA INTERNA

No MI -0524/8

1

I

Alto Colón, abril 26 de 1989 A

JEFE DEPARTAMENTO PERSONAL Y :BIENESTAR

DE

SUPERINTENDENTE GENERAL DEPARTAMENTO MINA

REF.:

MEMORIA DE TITULO

Sírvase encontrar adjunto un ejemplar de la Memoria de Título desarrollada en el Departamento Mina por el Sr. Carlos Ahumada U., cuyo título es:"Optimización de Tronadura en desarrollos Verti/cales en Mina EL Teniente". Se incluye cesión de derechos. Dicho trabajo no contiene información de caracter confidencial.

Atentamente,

II

7

/

Lcq. cc.:

/1 SuptePlaniflng. JefelngOp. V Entr.MI. Archivo



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U U IN

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA

OPTIMIZACION CE TRONADURA EN DESARROLLOS VERTICALES EN MINA EL TENIENTE

U. • Ii I

Trabajo de titulación preseit tado en conformidad a los re quisitos para obtener el Titulo de Ingeniero Civil en Minas.

Profesor Guía.

U L II. - .

Walterio Chavez .G.

Carlos Alberto Ahumada urrea 1988

- -, -.

-

-

-

. -.. .

•_

-.

- --.'.

u u AGRADECI!IENTOS

1

Deseo expresar mis agradecimientos a la Corporación Nacional del Cobre de Chile, División "El Teniea te" por darme la oportunidad de realizar mi trabajo de titulación y en especial al Sr. Níbaldo Córdova O. , Superinten dente General del Departamento Mina.

u vayan también mis agradecimientos al Sr. I

José Villanueva T., Jefe de Ingeniería de Operaciones, Tutor en la empresa y Sr. Walterio Chávez Gavilán , académico de la Univarsidad do Santiago de Chile; pnr haberme guiado en la realización de este trabajo. De manera especial deseo agra deder al Sr. Manuel Zamorano S., Jefe del área V.C.R. y Son-

U

dajes. Al igual no Duede dejar de mencionar al cersonal de y Tronadura, Sr. Edgardo Leiva y Sr. Juan A1v

u do. u

Además, hago extensivo mis agradecimientos a todas aquellas personas que de alguna manera c ontribuyeron para que el presente trabajo finalizara con éxito.

u

u

u



1 1 u u 1

SUMARIO

Este trabajo ha sido desarrollado en el De partamento Mina, Ingeniería de Operaciones, perteneciente a la División "El Teniente" de Codelco-Chile.

-

La finalidad de él, es estudiar y anali-

zar métodos de desarrollo vertical que están actualmente en usoen el mundo y orientarlos para la aplicación de "El Te niente".

1 U

Del estudio realizado se desprende que el método más adecuado es la técnica V.C.R. por su alta produc tividad, bajos costos y condiciones de operación más seguras.

Para piques de trasoaso, esto método ofre ce grandes ventajas comparativas, mientras que en chimeneas de ventilación se debe trabajar bajo ciertas restricciones. u Parala utilización posterior y con el ob jeto de optimizar esta técnica a mayor escala se determinaron nuevos diseños y procedimientos operacionales de los cuales se obtuvo excelentes resultados en cuanto a productividad, velocidad en los ciclos y costos.

u

1

Pg.N0

INDICE

1

CAPITULO

U

1.- Introducción 1.1. planteamiento

U

1.2. Objetivos

1

CAPITULO II

U 1

2.- Descripción de la Mina El Teniente 3

2.1. Historia 2.2. Ubicación geográfica

4

2.3. Características e infraestructura del Yacimiento

U2.4..

Geología General del Yacimiento

2.5. División Administrativa del Yacimiento •

2.6. Método de Exnlotación de la M.tna 2.6.1. Método Block Caving tradicional Aplicado a mena secundaria 2.6.2. Método

Block Cavíng

variante LHD

2.7. Explotación del mineral primario

1

U • U • U

2.7.1. Descripción del mitodo y anlicación en el Teniente.

.

..,. -

n_

-..--- -. - ..

Ji

1 CONT. . .

Pq. N°

27

2.8. Desarrollos verticales

1

2.8.1. Tipos de desarrollos verticales

29

2.8.2. Desarrollo

30

u CAPITULO III I

3.

Evaluaci6n de Alternativas para desarrllos

39

verticales. 3.1.1. Método manual con piloto y desquinche

1

-; o

3.1.2. Desarrollo mecanizado con Jaula Alimak

2.)

3.1.3. Desarrollo mecanizado con Raise Borer

35

flaqr.fln

n,n4,rRn

r. nn

4-Arn-r

Ti C'

33

, 3.2.-

Evaluación técnica y econ6mic

de alternativas

3.2.1. Determinación de costos

68 GB

•

1

3.3.- Análisis de variables que determinan la elección de un método de desarrollo vertical. 3.3.1. Seguridad

U

1 I

1

73

3.3.2. Longitud de desarrollo

80

3.3.3. sección del desarrollo

U..

3.3.4. Flexibilidad en cuanto a cambio de rumbo

inclinación ue 3.3.5. Infraestructura

u

78

3.3.6. velocidad del desarrollo

3

'0t

u No

CONT.

p

3.3.7. Necesidad de fortificación

88

3.3.8. Posibilidad utilización del nivel base

89

3.3.9. Costos

90

.

3.4. Conclusiones particulares

95

CAPITULO IV 4.- Aplicación del V.C.R en Mina El Teniente I

97

4.1. Objetivos 4.2. Aspectos teóricos vertical cráter Retreat (V.C.R) 97

U

I

4.2.1. Antecedentes generales

98

4.2.2. Tronadura tipo cráter

98

4.2.3. Pruebas de cráter

107

4.3. O p timizacián técnica V.C.R. en Mina El Teniente 135 •

4.3.1. Descripción ooeracio:l de la técnica V.C.R. para desarrollos verticales

135

I

4.3.2. Pruebas de terreno

155

4.3.3. Diseño y metodología de operación propuesto

164

4.4. Análisis comparativo

1 U U U

177

4.4.1: Piques de traspaso

177

4.4.2. Chimeneas de ventilación

177

4.5. Discusión de resultados.

180

1

-

CONT.

1

1

CAPITULO '1 5.-Resultados

•

conclusiones r Recomendaciones

BIBLIOGRAFIA

1

ANEXOS ANEXO A

Cálculo factores unitarios para desarrollo vertical

1

ANEXO B B.1. DeterrnzacLán costos de operación B.2. Necesi.dad de equipos para un horizonte de evaluaciáa de seis años

I

U U •

U U 1

Páq.

-.

ANEXO C

Algebra de explosivos

ANEXO D

Detalle cálculo parámetros de sieño

183 188

CAPITULO 1

1. INTRODUCCION

1.1. Planteamiento El aumento del tamaño de los bolones desprendidos en el Block-Caving y sus variaciones, debido a los cambios experimentados por la roca huésped de secundaria a primaría, ha obligado a incrementar las secciones de los piques de traspaso de 1.5 x LS m. y 2 x 2 m. corridos manualmente o con laula Alimak a 3 mts de diá.metrc, que por razones de productividad, seguridad y costos deberán construirse con métodos más modernos como el uso de Raise-Borer o el V.C.R, éste Qltimo en la etapa de estandarización de los diseños para su aplicación masiva.

1.2. Objetivos - Entregar una visión global de los métodos de de sarrollo vertical más usados en la actualidad.

- Determinar el mejor o los mejores métodos para las condiciones imperantes en esta ruina.

•

- Describir detalladamente la metodología y las ba

1

ses teóricas si existieran de los métodos elegídos estudiando su utilización para piques

U.

de

traspaso y chimeneas de ventilación.

• - Implementar el sistema, de manera de hacer óptima la operación y el diseño para su posterior u-

.

U

tijizaci5n en desarrollos verticales, estudiando tiempos y rendimientos, diagramas de carguío, se cuencia de encendido y determinando costos.

U U U U U .1 U U .1 U - -.

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-.

-

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u 1 CAPITULO

1

2.

II

DESCRIPCION DE L.N MINA EL TENIENTE

2.1. Historia

El primer registro oficial de explotación de la mina "El Teniente", data de 1819. Los trabajos eran en pecrueña escala y se trasladaron - de la mina Teniente a la mina Fortuna, que ten-

r

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/ 1

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MINA CENTRAL PRODucc. DIARIA

30.000 T0N

RISIRVAS TOT.

2I2.000.000 Tt ARIA MLJW0;ØA 39.603.2

0%)

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SECTOR C

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MINA FORTUNA TOTALIS; SO.OQØaZ Top.. Iti %

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N° 1

12 -.

.

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•

( SC.i:.

•

1

una longitud de 54

ángulo vertical (90 0 ).

7r..

Ver Plano

1M4 (CR)452.

1

En

el sector C, el sistema de explota -

ción es Block Cavinc con traspaso L.H.D. .

de

Los piques

traspaso, por lo tanto, serán de 30m. v60 3 de inclinación. Ver Plano 1M4 - CR(461

4.3.1.2.

Infraestructura Requerida.

U ULa preparación previa del terreno, está

I 1

destinada a dar cabida « movilidad al equipo para una adecuada operación.

•

Sector Isla:

El cruzado 86

(YC-86) , rccuierc la real-`

zación de un frontón al lado Sur, c:

cue so rea

Ver

'iano 7M4 (CR)

lizará la operación con V.C.R..

U

452.

En este caso, la má q uina :,e--: _'r

:or::ondicu-

lar al cruzado. U Sector C:

-

vac:ado

Se requiere prcuarar a un costado de la zanjo, de

- •

-. -

.

.rcr

..icer

)cjsi-

.,

138

ble la operación de perforación.

En el Plano IMS - 3525, se muestran las medidas y detalles del desquinche necesario.

4.3.1.3. Control Topográfico.

El replanteo topográfico de la malla de perforación utilizada asegura la exactitud de la perforación, asr como la correcta llegada de los tiros. Mediante la carta de información proporcio nada por Ingenierta y a partir de una plancheta ba se se van marcando los tiros. El :unto queda a su vez identificado por una plancheta.

Sector C:

La malla de perfora 9 tiros de 4,5" de diámetro, sari

uso consta de

paso de 3 tu. de diámetro y 30 ti'..

picue de tras ior.citud.

Ver

Fig. 4.13.

Sector Isla: La malla de oerfcr'tc - ....

JI.--,

'-.---- -

,.---

,--.---

4tO en 5 ti

-

139

Fig.N 2

4.13

DIAGRAMA VCR PIQUE PRODUCCION 3 CC ESCALA 130

1-9 TIROS

PARALELOS ENTRL fl

2-MEDIDAS EN METROS 3-PERFORACION ESPECIFICA

1.273

4- APLICACION ROCA PRIMARIA

-

.

-

--------- -

-.

14

ros de 6,5 " de diámetro, para un pique de traspaso de 2 x 2 mts.. Ver Fig. 4.14..

4.3.1.4. Perforación.

1) Equipo Utilizado.

Sector C:

-

Jumbo in the Hole (I.T.i.

7.575 Kgs.

Peso estimado .

Motor .VSULiUcLL a... ,,_:,.. . de

Gardner Denver.

C..CÇi'_t

Diesel fl

.l A

t'/tI 4Ó/ SL

Pendiente máxima

35%

Torque de rotación

4.600 Ft/lbs

Puil down

20.000 lbs.

Velocidad de rotaci5r

O - 35 RPM.

-

Unidad de Compreso:

-

Barras de 3,5" (x 23/811

..ir:n c:n hilo de

A.P.I. recUl.V.

-

Bit de botones de 4.fY

-

Martillo Mjssicr. :.i:.t

Sector Isla: - Jumbo CMN

rs,

14

Fig.N Q 4.14 DIAGRAMA V C R PIQUE DE TRASPASO SECCION 6,28 M? (TEORICO) ESC 1:20 1. -5 TIROS 06-I12' PARALELOS ENTRE Si. 2.-

MEDIDAS EN METROS.

3.-

PERFORACIOw ESPECIFICA 0.73 M/M3

4.-

APLICACION ROCA PRIMARIA.

14

Peso estimado

4.990 Kgs.

Velocidad de rotación

O - 30 RPM

Torque de rotación

3.200 fT/lb

Velocidad de traslado

0,83 Rin/U.

Motor

Diesel

-

Unidad de Compresión Booster.

-

Barras de 3,5' , 0 por 5' de largo con hilo 3,5" API regular.

-

Bit de botones de 6,511.

-

Martillo DHD - 360 A.

u) Instalación en Terreno.

Para la correcta instalación del jumbo se deben determinar 3 parámetros que definen la correcta posición del equipo, estos son:

-

Rumbo: El rumbo es dado por el plano imaginario entre 2 plomadas. Este plomo debe ser paralelo al eje de la perforadora.

-

Inclinación: La i nclinación se chequea con una brújula

u

14 y el ángulo es medido en el eje de la perforadora con respecto a la horizontal.

-

Punto de empate. El punto de empate debe quedar 1.00 mt.

I

1

bajo la gradiente y es la proyección sobre el piso

de

la plomada colgada de la plancheta que identifica al

tiro.

• iii) Ciclos

Rendimientos.

Sector C:

-

Mano de obra

1 perforista

U

1 I

1 ayudante

-

Variables Operacionales RPM

•

16

Presión de aire -

baja

70 lbs/pulg2

-

alta

240 lbs/pulg2

Velocidad •

penetración neta

10 mm/metro

Instalación

60 mm/tiro

Desacoplar Barras •

.

Acoplar Barras

3 mm/barra 1 mm/barra

U. U -

. . . - .........

..

-._: -..

..

-.-- -

144

Ciclos (corresponde a perforación efectiva por pique) 9 tiros de 30 mts. cada uno.

Tiempo perforación

80 horas

Tiempo sacando barras

5.7 horas

Tiempo instalación equipo

9.0 horas

Tiempo traslado equipo

4.0 horas 98.7 horas

Sector Isla:

Velocidad de penetración ncta Ciclos

13.3 mm/mt.

pique de 56 mt:;.

longitud con 5 tiros: Tiempo de perforaci6r.

62 horas

Tiempo sacando barras

2,5 horas

Tiempo instalación c...

5,0 horas

Tiempo traslado equ

4,0 horas TOTA:.

?3,5 horas

1•

14

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14

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14



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1

u u

14

Ii)

Secuencia Operacional.

-

Limpieza de tiros.

Se procede a limpiar manualmente el lugar de trabajo, cuidando especialmente que la be ca de los tiros no quede bloquedo por una piedra que pueda caer durante la operación.

-

u

Destranque de tiros.

Si existen tiros tapados, se proce-

-

derá de la siguiente fc;rma:

Lanz:r una : - ata minera, amarrada con tiro, para golpear en la zo-

una piola a través na donde se ha pro;::;2

el trancarniento del tiro.

Si es ta o p eración no resulta, se pro cederá a meter I

U-

presión, forzand o

-

J

)tCrial que tranca el tiro a

Medida de Tiros. E

u

a

-' ¡,resi6n del aire.

salir expulsado

1

rCra para inyectar aire

-. -

....... O dOl d isparo

comienza con



14

u

Li

la medición de todos los tiros. Esta medición permitirá

rl Li

verificar el avance real del disparo anterior y modificar el largo del taco inferior para regular todos los tiros a

u

la distancia Do.

u

-

u

Esta medida se realiza con una

huincha plástica que se introduce en el tiro con un coligue amarrado en un extremo. Una vez que se llega al fondo

u

del tiro, el coligue se atraviesa en la boca del tiro per-

H u u u u u u u u u 1

mitiendo la medidá

A continuación, se baja la huincha

permitiendo que el coligue adopte una posición vertical, y se sube. Ver Fig. 4.15..

-

Taqueo Inferior.

El objetivo Jel taco es el máximo confinamiento a los gases explosivos y prevenir la ro tura ¿ daño de la parte superior del tiro.

El taco inferior consiste en un ta co de retención, que se baja hasta la altura óptima que es la diferencia entre la medida inicial y el Do. Una vez en esta posición se procede a sellar con gravilla, que forma una cufa con la parte del taco. Ver Fig. 4.16a..

148

11W NC HA

a

1 lA. /

DE

-r(35

U



14

-

Carguío.

U 1

El procodjncnto es el siguiente:

se baja el cartucho cebado, ver Fig. U

4.17..

Como la cola del nonel no alcanza a dar la ion

gitud de la línea descendente se debe Prolongar amarran U do la cola a cordin detonante.

U A continuación, se bajan los cartu chos necesarios para conseguir la altura de carga, la mentablenente esta es variable (1.0 - 1.5) , debido a que los tiros no conserva; la misma ionyiuud y se nive lan mediante la altura de carga. Por esta razón, los resultados no sor; fícincnte coinoarables. Ver Fig. 4 .16b.

-

Taqueo Superior.

El ideal es rellenar 1.5 mts., por lo menos, sobre la carc;a para obtener una cara libre hacia abajo Do que sea nenor que la distancia hacia U

arriba previniendo un 'osible "soplado del tiro. Pe ro a su vez esto rn'c

problemas de atascadura que

U son difíciles de s:luconar por la cantidad excesiva

U 1

1 u u u u. u u u u u u u u u u u u u

CORDEL PLASTICO DE 4 mm.

:r!11ACO

-

1 0.1W.

DE

150

RETENCION

(3fø

Sf0)

O

A

a) TAQUEO

\RGA .00mt. -t5Omt.)

/ COLA NON EL APE (ver deti

L7 FULMINANTE DETALLE 1 1

/

b) COLUMNA DE CARGA

Fig N t

4.16 TAQUEO Y CARGA

u •

151.

L rALLr A

CARTUCHO______

1

•

• c,.

•

•

Fig.N2 4.17 ESQUE

M

DE

u

II u' u ----------.

nryAI

r'

LICIMLLC.

A

¿4

de gravilla que tiende a "concretar" el tiro.

1

El dptirrto sera con un relleno de gnulometría y largo tal que no se compacte por efecto del disparo y el peso de la Columna.

-

Conexión.

La conexión se hace uniendo todas las líneas descendentes que salen de cada tiro, I

al

tren de Ecord mediante un nudo simple, este tren se une finalmente a la guía compuesta ( q uía lenta)

iii)

1

Ciclos y Rendimientos.

-

Sector C.

Considerando dos hotbros/cftimenea. Los tiempos están dados par:i el diagrama de I

1

9 tiros de 4,5" Ø.

Limpieza de tiros

15.0 mm.

Soplado tiros tapados

60.0 mm.

Medición tiros

34.0 mm.

Colocación tacos y medir

15.0 mm.

u

• • '-u--

--

15

Cebado y carguío tiros Sellado superior



28.0 mm. 7.0 min.

Amarrar Ecord '.' conectar guía TOTAL

-





11.0 ruin. 230.0 ruin.

Sector Isla.

Considerando 2 hornbrcs/chimenea.

Los tiempos están dados:oara el dia grama de 5 tiros de 6,5" Ø.

Soplado pique (Repelar)

37.0 ruin.

Limpieza marina

10.0 min.

Soplado tiros tapados

15.0 ruin.

Medición tiros

16.0 ruin.

Colocación tiros y medir

54.0 min.

Cebado y carguto tiros

26.0 ruin.

Sellado superior

6.0 ruin.

Amarrar Ecord y conectar guía

6.0 ruin.

TOTAL

164.0 ruin.

1 u, u u u u u u u u u u u u u u u L

15 4.3.1.6. Costos.

Los ítems cos ' :k'-, involucran tanto perforación cono tronad-,:--i, a excepción del sector Isla, donde la perforací;; la realizan con tratistas.

i)

Sector C.

El costo det.:r:::..

r:'. cron en es-

promedio de 2 piques c.:: te sector. Los costcs

' . '.':on mediante

centros de costos y r:ic:

Tabla 4.5.

Desglose cI

1 TEM



Mano de obra Materiales

trhjo.

tor C.

US

15.75 's.oa

Otros gastos Jumbo I.TJ1.



:ue el costo

0.28 0.88 .00

u u. I

15 En los piques desarrollados se removió un total de 360.5 rn 3 , los cuales se dividieron de los cos tos obtenidos de los centros de costos.

Sector Isla.

Li)

Debido a que la perforación la realizan contratistas,

I 1

los costos de esta operación se deter-

minó mediante ci contrato de trabajo correspondiente y se asociaron el rubro Jurnbo D.T.jj., los costos de mano de obra

materiales se dote--minaron del centro

de costo 186 y la O.T. 210104 y se asociaron a tronadura.

El costo se detcrn:n( p ara 175,6 mts. de avance. Tabla 4.6.

Desglose de Costos Sector Isla.

US$/m3

ITEM

1

Mano de obra Materiales Otros gastos Jumbo D.T.H.

U

u.. ..

TOTOA

.

17.05 23,90 17.01

57.96

.

u J-

u 156 u 4.3.2.

1

Pruebas de Terreno.

Se llevaron a cabo una serie de pruebas, con el fin de estandarizar y mejorar la operación de tronadura.

4.3.2.1.

-

Consideraciones.

u Debido al escaso tiempo destinado para la realización de estas pruebas, el objetivo inicial no se cumplió en su tota lidad.

u

Las pruebas se rcalizaron en el Sector

uC.

El resultado final mostrado es el avance promedio por tiro en 2 pruebas de la mis ma naturaleza. u La medida de compar3Ci&

1 u

u u

promedio por

tronadura.

será el avance

u u u u u u u u u u u u u. u 1 u u u

4-

157

4.3.2.2. Descripción de las Pruebas.

Las pruebas se realizaron de forma sistemática, de manera que la siguiente ocupara los parámetros determinados en la anterior.

i) Uno de los parámetros de diseños más importan tes es la longitud de cargá, para esto se estandarizó a 36 cartuchos de.Emultex 1100 de 3,5" 0

33 cm.. Esto da 4 cartuchos por

tiro, obteniéndose aproximadamente 1 mt. de columna de carga en el hoyo.

Tabla 4.7.

N° Tiro

Altura de Carga.

Avance (m)

1

1.4

2

1.8

3 4

•0.7 3.1

5 6

1.7 1.7

7

2.1

8

3.2

9

2.0



Avance Prornedio/Tronadura 1.96

(*)



Una vez estandarizado el largo de la carga se procedió a encontrar el Do operacional, para esto se probó con una altura de 0.80 ints, sin sello y con 0.6 mt. con se llo de 0,2 mt..

Tabla 4.8



N° Tiro

Do = 0,80 m.

Avance (m)

3,

1.8

2

1,5

3

1,2

4

2,5

5

1,4

6

1,3

7

0,7

8

1,8

9

1,0





Avance Promedio/Tronadura 1.46

(*)

159

Tabla 49.

N°Tiro

Do = 0,60 m. con sello de 0,2 m...

Avance (tu)

1

4,0

2

1,9

3

1,9

4

1,3

5

1,9

6

1,4

7

2,7

8

1,3

9

2,3

Avance Promedio 2,07

Una vez detcrinado estos 2 parámetros, se buscó la correcta secuencia de encendido. En primer lugar, se probó la secuencia en espiral desde el tiro 1 al 9, ver Fig. 4.18.. A continuación se probó la salida en triángulo

en espiral la cual se muestra en Fig. 4.19..

u u. u 1 u u. u u. u u u 1 u u u u u 1

Tabla 4.10



N° Tiro





Avance (tu)



1,2

1 2 3 4 5 6 7 8 9

Secuencia en Espiral.





Avance Promedio

1,31

1,8 2,0 0,7

(*)

0,7

(*)

1,2 1,4 0,9 1,9

(*) Ver punto vii) Tabla 4.11. N°Tiro

Secuencia en Avance (m)

1

2,5

2

2,5 2,4

3 4 5 .

2,6

6

1,7

7 8

1,8 2,6

9

2,7

y en Espiral. Avance Promedio/Tronadura 2,3

16:

Fig. N 2 4.18. DIAGRAMA VCR Secuencia deenrendido Espiral ESCALA

1

MEDIDAS EN METROS

JO

16

U ¿4

7*?

u.

.1

7

9

1

u •

1. 40 -i

Fig.N 2

I U U •

_-T \

4.19

DIAGRAMA

VCR

Secuencia de encendido Tr ianguio & Espiral ESCALA

MEDIDAS

EN METROS

1

SU

6

l( V)

Finalmente, se determinó el largo óptimo del taco superior. Debemos hacer notar que en pruebas anteriores realizadas por Teniente, se llegó a que el agua es el taco Óptimo, pero debido a que en muchos puntos no exis te la facilidad no se puede generalizar. Debido a lo anterior, so Prob6 con detritus de perforación como taco en una ID fl g itud de 0,2 m.

Tabla 4,fl.

Longitud de Taco Superior = 0,2 m.

N°Ti y :

Avance (m)

Avance Promedio/Tronadura

1

2,8

2,2

2

2,8

3

1,4

4

2,6

5

1,6

6

2,0

7

2,4

8

2,3

9

2,1

u



u

11'

vi) El óptimo encontrado (Tabla 4.12.) nos da el mayor avance con el mínimo de dificultades operacionales.

u Ui

Ahora, si existen tiros tapados se puede usar la salida en espiral, ya que los tiros se destapan y nivelan a pesar que se pierde avance.

u vi¡) El bajo avance logrado en los tiros denotados por un

u u u

1] u u u u u u 11 u u

1-

asterisco, se debe principalmente al hecho que por ra zones o p eracionales esos tiros se cargaron en un solo disparo, siendo por lo tanto, el avance promedio el avance de un disparo dividido por 2. Esto da por resultado un avance marginal promedio muy por abajo de los otros tiros. La explicación para esto es la si.guien te

En ocasiones los tiros se tapan, no pudiendo destaparse ni cargarse por estar por enci ma de la altura de carga de los otros tiros, por lo tanto, en esa tronadura el tiro no tiene avance, pero se destapa gc ncralmen, pudiendo cargarse en la tronadura sicuic:tu.

4.3.3. Dise:n y Met odología de Operación Propuestb.

De acuerdo a lo analizado en los

165

puntos anteriores, se darán a conocer los problemas involucrados en la operación y las metodologías p ro p uestas para superar dichos problemas.

4.3.3.1.

Restricciones.

Para el propósito del estudio, el análisis se abocó en su mayor parte al Sector C, a pesar de esto, se planteará algunas mejoras para el Sector Isla,

4.3.3.2.

Diseño.

Sector C. De acuerdo a las mallas de perfo ración determinadas para

7tNFO

en andesita primaria

(Fig. 4.9) ,se desprende ce el cuadrángulo está di señado con un espaciamiento menor al correspondien te a un explosivo de mayor energía corno la emulsión. Esto se ve avalado por el hecho que se producen interacciones entre tiros próximos.

Derivado del mismo hecho y de las mallas de p erforación teóricas determinadas de las pruebas Ue cráter es que se demuestra la inutilidad de un tLrc c entral, involucrando mayores costos y

16( pérdida de tiempo.

Es por esto, que se plantea la siguien te malla con 8 tiros de 4,5" Ø, cuya disposición podernos ver en la Fig. 4.20

Esto implica una dismLnición en barrenadura específica a 1,13 m/m 3 ; la carga es5ecífica baja a 7,0 kg/m 3 . Esto lleva anexado una baja en el costo total de US$25,9 por metro de avance.

Además, existe un aumento en la Droduc tividui y velocidad en la ejecuci6n de las labores por existir un tiro menor.

4.3.3.3.

Perforación.

Para ponderar en su real valor la importancia de la perforaci6n en la técnica V.C.R., se hará una breve discusión acerca de la desvia ción de los tiros y sus posibles soluciones.

j) Influencia del diámetro, longitud e inclinación del tiro. En tronadura de cráter, la desviación

- .-

•t1pt._____._________- --------

-.

-- --

.-.

.-.--- ..- -.---- .-,--

16

Fig.N S 4.:: DIAGRAMA VCR PROPUESTO PIQUE PRODUCCION 3,00 0 ESC. 1:30 1. -8 TIROS 3 4-12' PAR ALELOS ENTRE Si. - MEDIDAS EN METROS 3, - PERFORACION

ESPECIFI CA

1.13 M/NI3

4 - APLICACION ROCA PRIMARIA.



1

168 del tiro es aceptable dentro de rangos que no deben superar a 5 veces el diámetro. Esto indica claramente que a mayor

U diámetro se hace menos crítica la exactitud en la perfora-

U( Aunque no es posible poner un

1

límite absoluto en el largo de chimeneas, la experiencia sugiere un máximo de 70 mts., este rango va ligado fuerte mente a la inclinación y se puede decir que a mayor inclina

S

ción, la longitud debe ser menor.

Los rangos de inclinación

deben estar entre 90 0 a 56 0 de la horizontal.

II

Debido a qtia la carga estática de la columna de barros produce desviación de los tiros y

I

ésta,a su vez,

está determinada en gran parte por la mcli

nación se transforma en una variable cue debe ser cuenta al pensar en una técnica de tiros

U1

tomada en

largos.

Ii) Operación (Sector C)

Varios son los factores que afec tan el grado de exactitud de una perforación, entre los

U U U U

que podemos mencionar los siguientes:

-

ErnpatadUra en terreno no compactado. Esto mnvolu -

u

169 cra un cierto error en el emboquillado, que se acostumbra a

1

:sand0 una losa de concreto para la

obviar en buena p arte

empatadura de lcs t:ros.

u

I

-

Error en ej . ro

'/o en la inclinación.

Se propone

corregir rezhante un procedimiento operacional estanda ¿escrito a continuación:

rizado, cc

•

a)

Instr::c seci1n rumbo, inclinación y punto de empate.

•

b)

Insta.jr .:atas de apoyo al techo y piso.

c)

Chequ(tr

.tevamente rumbo, inclinación y punto

de

empate. u

1 1

d)

Si esti

e)

El erj-'

f)

Una alda

' j . empatar, de lo contrario, volver a b)

deberá ser sobre un piso competente,

VH rforado el tiro,

se debe checuear la me -

t3r la boca del tiro.

u

u

u

••-

-w

170 4.3.3.4.

Tronadura.

Los aspectos más importantes son la técnica de taqueo y la secuencia de encendido.

i} Técnica de Taqueo.

El taco inferior no debe exceder el Do (Surden óptimo), de lo contrario, se cuede pro ducir una de las siguientes situaciones:

- El tiro sopla, perdiendo avance, al mismo tiempo que el sello supernr se cnmcacta tapando la perforación con graves pro blemas operacionales.

- Se producen daños en el collar, y una so brexcavación en el piso que dificulte la operación normal de tronadura.

La falata de taco superior influye negativamente ya que no permite un buen confinamiento de la carga explosiva así como una transmisión no deseada de la onda de chocue hacia el nivel superior, produciendo daño y

e.,

u

.. 171 fracturamiento en el

'collar" del pique.

u

Para solucionar en parte estos proble Umas se propone el siguiente esquema de carguío

U

Secuencia de Carguío.

Sector C.

Ver

Fig. 4.21.:

-

El taco inferior ubicado a 0,6 mt. de la medida inicial.

-

Sello de 0,2 mt. de gravilla o detritus de perforación.

-

Columna de carga:

U

I

1 cartucho como "cama".

I

1 cartucho cebado

2 cartuchos rasgados sin -

I

U

I

(APD-300 + nonel) taquear.

Taco superior de 0,2 mt. de gravilla o detritus de perforación. Al llegar a los 15 mts. de pilar

debe añadir al taco superior a lo menos 1

mt.

se

de columna de

agua para un adecuado confinamiento de la carga y prevenir daños al collar.

U

U It -

Secuencia de Carguío Sector Isla.

Ver Fig. 4.2

2.:

Taco inferior ubicado a 0,6 mt. de la medida inicial.

•

U. • ,

__.,.,r"tWL . . ..... ._.-..., .

.

. -

-- .,...-. --

....

2

•

173 Ii

•

:. •

I

,/.('

__

I

•

0.3

u •

EMULTEX-1100

•

3-»X16'

1

.

'$T!

J II

1

•

1.20 ITEORICO]

•

___

•

•

1 I. u u

1 •

,

FÍg.N2 4.22

SECUENCIA DE CARGUIO TIROS DIAMETRO 6f"0

»

PROPUESTO

u u u u 1 u u u u u u u 11 u u u u u

174

-

Sello de 0,2 mt. de gravilla o detritus.

Columna de carga: 1 cartucho rasgado. 1 cartucho cebado (APD-300 + nonel) 1 cartucho rasgado sin taquear. -

Taco superior de 0,2 mt. de gravilla o detritus.

Al llegar a los 15 mts. de pilar, se debe usar al menos 1 mt. de agua sobre el taco superior.

Li) Secuencia de Encendido.

Con el objeto de uniformar criterios, se proponen las Siguientes secue::jas cue dieron los mejores resultados en las pruebas realizadas en terreno.

Sector C.

Los 2 diagramas son variaciones de los obtenidos en las pruebas de terreno y tomaron en cuenta el problema geomecjc 0 del Sectcr C, que consiste en una acumulación de presiones en la caja Norte que trae consigo una gran sobrexcavacián

Existe un tercer diagrama, como el que

---•------',rrr..,...-..- -.----.---.---- -. rl

Ver Fig. 4.23 y 4.24.

..- ____________________

u

175

u

u

u u

u

u

u

u

u

u

u

u

1-4w '10TA: 1-9 NONEL MS

u

u

Norte u Fíg.N& 4.23 SECUE

-.

-

SECTOR C

---.-- r-•4

176

4

Fw OTA: 1-9

NONEL MS 14

SUR

flg. N 2

4.21 SECENCIA DE ENCENDIDO PROPUESTO. SECTOR C

177

se,muestra en la Fig. 4.18., para el problema que se presen ta cuando se tienen tiros tapados al nivel de la altura de carga de los tiros restantes. Con esta secuencia;' los tiros se nivelan y los tiros con problemas se destapan, perdiendo un 40% aproximadamente del avance promedio, compensado por el hecho de tener menor demoras operacionales.

Sector Isla. • Para este sector, el diagrama propues-

I

I\ 1

to se puede ver er. la Fig. 4.14

4.4.

ANALISIS COMPARATIVO.

Para determinar la adecuada utilización de esta t.n;a para diversos tipos de desarrollo, tai :qucs de traspaso o chimeneas de ventila -

les como:

ción, se c n:arará con el método estandar de desarro llo en base .i costos de operación.

4.4.1.

I

Piq;:t's

SetrC.

Piques de 30 ints, que van desde 'r te. 4 hasta el Sub-4

do:

•

c Traspaso.

.

(nivel de pica-



u uI. íu, uu uu uu uu uu uu 'u

17

Piques de Traspaso de 4,5" Ø

Tabla 4.13.

v.C.R. (USS/rn3)

ITEN

Estandar (US$/mj

Mano de obra

15,76

45,84

Materiales

15,08

60,39

Otros gastos

0,28

3,91

Jur.bo ITH.

0,88 32,00

TOTAL

se:tcr Isla:

110,14

Piques de 54 rnts. que van desde el nivel Tte. 4 hasta el nivel Tte. 5 (nivel de transporte)

Tabla 4.14.

ITEN

Pique de Traspaso Sectcr Isla.

v.c.R.(us$/m3)

Y.art de obra -

Y..aterialeS

Estandar (USS/rn3)

17.05

29,33

23,90

118,60

ZtrOS gastos 17,01

:t=bo (D.T.-H.) TOTAL

57,96

153,69



1 1

17 4.4.2.

chimeneas de Ventilación.

Chimenea Ventilación 5 mt

1 u u u. u. u 1 u u u u u u u u

V.C.R.(US$/m3)

ITEM

0

y 73 M. Longitud.

Estandar (US$/m3)

Mano de obra

10,02

78,08

Materiales

10,67

45,12

Otros gastos

0,08

19,94

Jumbo I.T.H.

3,49 TOTAL

24,26

1

143,14

Tabla 4.15. Chimenea Ventilación 2 x 2 mt. y 13 mt. Longitud.

V.C.R. (US$/m3)

ITEM

Estandar (US$/m3)

Mano de obra

73,02

29,33

Materiales

88,87

118,60

Otros gastos

3,09

Jumbo I.T.H.

11,11 TOTAL

176,09

5,76

153,69

u 1 u

4.5.

DISCUSION DE RESULTADOS.

u Para el desarrollo de chimeneas V.C.R. con diámetro mayor o igual a 2 mt. con alturas su periores a 25 mts., los costos son inferiores sobre u

el 70% en relación con los gastos de desarrollos es tándares.

u

u

En desarrollos verticales de poca altu ra (menor a 15 mts.) y para el caso particular de 2

u

mts. de 0, resulta comparativamente más caro el método V.C.R. al estándar, esto se debe en parte al

u hecho que se tiene que fortificar cuando el diseño u

u

del pique se troza por el eje de la galería.

Dentro de los oarámetros que conforman los costos, la mano de obra es significativamente

u menor en los desarrollos V.C.R. debido, fundamental u

mente, a la gran diferencia de productividad a fa vor del método.

u El hecho de estandarizar mediante prou

11 u u

cedimientos las operaciones de perforación y tronadura V.C.R., lleva a ganancias marginales que hacen más rentable ci método.

u 18 UEsto

se

ve

avalado

por

la

mayor

exac-

titud en la perforación y mejoras en la operación de tronadura, aumentando la productividad del método, cuantificable -en avance por disparo de 1,7 mt. promedio a un rango entre 2,0 - 2,3 mt. en las pruebas realizadas en terreno.

.

U I

-

Al iniciar la perforación sobre un piso poco consolidado, se genera error en la empatadura que es posible minimizar construyendo una losa de concreto de un mí nimo de 30 cm. de espesor.

U I I

Existen otros factores que influyen en la exactitud de la dirección e inclinación del tiro, que. a pesar de ser operacionalmente difíciles de controlar se de -

. U

ben tener en cuenta, éstos son:

u -

La velocidad de penetración.

I

-

Naturaleza del rango rocoso.

U

-

Presión del aire comprimido.

Este método

(V.C.R.)

se caracteriza

por una periferia totalmente irregular, lo que técnicamente no lo hace recomendable para chimeneas de ventilación, pero Ulas ventajas comparativas en cuanto a costos,

U 1

.

seguridad en

su construcción y velocidad de desarrollo, lo transforman en

u u 1 u u. u u u 1 u 1 u u 1 u. u u

LE una alternativa atractiva, bajo la restricción que la chime nea se desarrolle en un frontón de modo que una vez termina da, el paso de peátones o vehículos no ocasione graves riesgos de accidentes por caída de rocas desprendidas de sus capas.

-

Las pruebas de cráter entregaron una

valiosa información del macizo rocoso respcto a los explosí vos empleados, pero esto no es suficiente, debiéndose progra mar nuevas pruebas de este tipo.

u

18

u CAPITULO

11

V

RESULTADOS, CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.

Los costos actuales, a la fecha, en V.C.R. resultan sobre un 70% más baratos que los costos de 3 m desarrollo vertical estándar. u El método V.C.R. ofrece una alta ren I

tabilidad. Técnicamente es aceptable para piques de traspaso, con ciertas restricciones Para chimeneas de ventila-

.1 U

ci6n.

Los rendimientos en perforación son deficientes en el Sector C, debido a que el equipo está sobrepasado en su vida etil.

Los costos en el Sector Isla, son mayores que en el Sector C, pero se ven justificados en gran

U

parte por la gran cantidad de agua que dificultaría la operación por el r.étcda tradicional.

La técnica V.C.R. se puede implementar a chimeneas de vt':t jc::ctn, teniendo la precaución que en el

U u ,

.

---

184

diseño, se tome en cuenta la necesidad que ésta debe quedar aislada del tránsito peatonal y de vehículos, de modo de no estar sometida a vibraciones del terreno que provoquen caídas de planchones y sobrexcavación.

Para la aplicación en Mina El Teniente de esta nueva técnica, los rangos aceptables son los siguien tes:

-

Inclinación

900- 560

-

Longitud

O - 70 m.

-

Diámetro

4"- 6,5"

-

Secci6n

2 x 2 in. - 4,5 x 4.5m.

(

5 m. 0)

Para tiros de 56 0 las longitudes no de ben superar el ranco 40 - SO m., de lo contrario, las desvía ciones serán mayores a 0,57 ¡u. (5 veces el 0 perforación), en caso de usar 4,5" corto diámetro de perforación, debido al pro blema de la carca estitica.

A pesar del auge del Raise - Borer en países de Europa

Qn U.S.A., este método no es adecuado para

la aplicación en El Tcnente, por las siguientes razones:

Lrn cantidad de desarrollos a realizar

It

por año (4.000 rt.

- ..'UtO) y que tengan las característi-

U

185 . cas que el diseño de las labores hagan posible la operación

U

de esta técnica.

Ver Capítulo III.

U

Se requiere cierta infraestructura pa

Ura la instalación del

c:uipo Con un elevado costa fijo,

tan

to mayor es su inciden:a en el costo total cuanto menor sea I

U

la longitud de la chrcrea.

-

:entro de la infraéstructura se contern

pla la cámara que

bc2r-:r5 al equipo, que dadas sus dimensio

nes lleva a tener 3b:c-r ta una gran cámara con serios riesgos U

de accidentes por os:bics caídas de piedras de un techo tan

•

elevado.

ran ventaja del Raise - Borer es su alta velocidad e. H tnecucján de desarrollos verticales pero la caracterst:;.

la técnica V.C.R. que hace que la

perforación sea indç:-::. 'nte de la tronadura lleva a supe rar en forma aprec:b-

velocidad de desarrollo de la téc

nica Raise - Borino.

•

respecto a las modificaciones en

diseño y operación. :

cde decir:

.1

rii

propu

(Sector C y

• ile

Ii va a una disminución de 25,9 US$/m. a',.,, con una barrenadura específica de 1,13 m/m 3 y una carga específica de 7,0 Kg/ru3..

En el Sector C y D•, de acuerdo a los desarrollos a realizar por V.C.R. en el año 1988 que son de 600 ru., se lograría un ahorro de US$15.540.

-

Los procedimientos mostrados, principal

mente para tronadura, llevan a una disminución de los ciclos de trabajo en un. 23%, por el hecho de evitar el destranque de tiros.

Existen, ademas, aspectos no cuantificables, pero que permiten una más fácil y expedita operación.

Por las razones antes mencionadas, el método V.C.R. es una tócnica que permite excelentes resultados y una operación eficiente, pero se debe tener en cuenta que esto sólo es posible bajo una estricta supervisión.

Debido a que el equipo I.T.H. ha sobre pasado su vida tfl11 con creces, es indispensable realizar un estudio para dcterttttr si es necesario realizar un reemplazo de dicho equipo.

u

187



USe

deben

U

.

respetar

los

procedimientos

operacionales de la técnica V.C.R. para conseguir los exce lentes resultados obtenidos en las pruebas realizadas en te rreno.

Para determinar en forma más completa el comp ortamiento del macizo rocoso, se recomienda programar Unuevas

pruebas de cr5ter.

Debe estudiarse la posibilidad de utí lización de barras curas, para asegurar la exactitud en

la

perforación de ias tiros, principalmente para longitudes mayores a 50

Para obtener un piso firme que permita disminuir el errr por emboquillado, se propone utilizar una

U I

losa de concreta.

Una operación de perforación lenta influye en una mn:za desviación de los tiros. Para obtener esta perforaciCn lenta, es recomendable trabajar con un cabe

U U U 1

zal de rotación de tcrrue elevado.

188

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Desarrollo de Personal,

i,

U U U U U ....

..

1979.

-. . .

.............

1 1 u u u u u Li

ANEXO

A

u

u

u

u

1 u u u u u

--

- -

7

1

A

ANEXO

.1 CALCULO FACTORES UNITARIOS PARA DESARROLLO VERTICAL.

u A continuación se da un ejemplo de

.1

cálculo de factores unitarios, en particular para los de

u

sarrollos verticales involucrados en la preparación de un área a hundir.

1 Se tomará como base la malla de ex

u

tracción de la Mina Fortuna.

u

Malla de Extracción.

u

La configuración de la malla de ex tracción será regular de 27,71 m. x 16 m., con 60°de in-

u

clinación entre calle y zanja (nivel de producción)

u ¡1'

u u u u

'I.QO

lles:

Separación entre ejes- 27

nja

Separación entre ejes- lé

• P. T 3

u 27. 101

u u -

.- -..-t--.--- -

-

-

.-

1. Puntos de vaciado.

r

2 SO mt. J/V----

L = 32

sen 60 0 = 27,71 m., es la influencia del pique

según la dirección de la calle. Sabemos que cada punto de vaciado atiende a 5 estocadas y la distancia entre estocadas es 16 tu., luego, 16 x 4 = 64 ms., y, sumando 8 ms. a la estoca da 5 y estocada 1, lo que da finalmente 80 fls. - A = 27,71 x 80 = 2217,02 tu2. 1 = 0,45 x 10 Factor punto de vaciado: 2217,02

unid/m2

2. Traspaso. El traspaso comprende: cruzados en ni vel de picado y cámara de picado, cruzado de acarreo, pi que de traspaso, pique nivel de picado a nivel de acarreo.

a) Cruzados en nivel de picado.

e o'r—' 2 —1

() El cruzado corre en forma perpendicular a la calle, 30 mts. abajo el nivel de producción. Tiene las siguientes características geométricas:

Area

=

2,4 x 2,4 m. = 5,14 m2

Largo

=

27,71 m.

¡

Volumen = 142,45

Además, cada estocada del cruzado (x) atiende 2 calles,, y cada calle con 5 estocadás de carguío.

La distancia es: 16 x 5 = 80 m. (por calle).

El Área de influencia para cualquier desarrollo para traspaso y acarreo de mineral será: 27,71 x 80 x 2 = 4433,6 m2

Cámara de Picdc.

(Ver Fig. 2.9)

Se corre una estocada de 6,7 rn. de 2,4 x 2,4 m.. Se desquincha esta sección en una longitud de un..

A 1 = 3,56 x2,4 = 8,54 m 2 :

V1= 8,54

L 1 = 1,0 m.;

A continuación se procede a desquinchar para formar la cámara por un largo de 5,7 m.

A2

= 4,7 x 4,3 m. = 18,19 'm 2

L 2 = 5,7 m



v2= 103,C

u u u 1 u u. u u u u u u u u u u u u. Jnp,-.

Finalmente, se corre una sección de 0,9 x 2,4 m. por 4,7 ni. de largo. A 3 = 0,9 x 2,4 M. = 2,16 ¡L3 = 4,7 ni



¡ V 3 = 10,15

El volumen final es: v i + V

+ V

= 122,37 ni 3

El largo final es:.

L l + L

+ L 3 = 11,4 ni.

Factor Xc Nivel de Picado = (27,71 + 11,4)14433,6 = 0,0088 ml/l" 3

- 2,37)14433,6 Factor Xc Nivel de Picado = (142,45 + 12 Factor cinaras de Picado = 1/4433,6 = 0,225 x 10

unid/m2

b) cruzados de Acarreo. Cada Xc atiende 5 estocadas = sección = 4 x 4,3 = 15,48 m2 Largo

= 27,71 ni.

Vo1uen = 428,95 m Area de 1:;ii4cflCia = 2 x 27,71 x 80 = 4433,6 m2

16 x 5 =

Se debe correrun frontón, para desarrollar la chimenea por las características del método Al¡ mak. Fronton Alimak = lo m. •;

sección

= 8,03 m3

Volumen

= 80,30

Factor Xc de acarreo = (27,71 + 10,00)74433,6 = 0,0085 ml/tv Factor Xc de acarreo = (428,95 + 80,3)14433,6 = 0,114 rn3/mZ

c) Piques de Traspaso.

-%

---

--

-

1 a Nivel de picado.

pique Nivel de

ItIt 1 u u u u u u' u

V Brazo = 23,76 * 3,14

V Tronco = 5,39 * 3,14

(1, 5) 2

(1, 5) 2

3

= 167,86 m

= 38,08 m

3

Longitud pique: Chiflón

3.0 it Ø

3.00 x 2

Pique

3,0 it

0

20,76 x 2

Tronco

3,0 it Ø

=

6,00

=41,52 =

5,39

5,39

52,91 M.

pique Nivel de Picado a Nivel de Acarree. 31

sen

= x

x

= 35,80

Longitud del Pique:

u u .1 u u u

1-

- chiflón :

35,8 it.

- pique - tronco

3,0 it.

:

7,0 it.

45,8 it.

______________________________________________

•

=

UVolumen

(1, 5) 2

45,80 * 3,14

=

323,58 m3

Longitud total en desarrollo de pique =

52,91 + 45,80 = 98,71 m

=

373,81 + 323,58 = 697,3

UVolumen total en desarrollo de pique

UArea de influencia

=

2 x 27,71 * 80

4433,6 m2

Factor Pique de Traspaso

=

98,71/4433,6 = 0,022ml/rn2

Factor Pique Traspaso

=

697,39/4433,6 = 0,157

m3/m2

U 3)

Ventilación. • Cruzado de ventilación. se tienen 240,0 mt. como distancia me-

U

dia entre cruzados de ventilación.

U sección Promedio

=

3,6 x 3,6

Largo

=

27,71 m.

=

320,60 m.

Uvolumen

Arca de influencia= Factor xc de Ventilación

11,57 m2

27,71 x 240 = 6650,4 m2

= 6650,40

=

0,0042 ml/m2

=

0,0482 m/m2

•

= 320,60 Factor Xc de Ventilación U6650,40

ti

Chimenea de Ventilación.

E:

Sección

= 2,00 m. Ø = 3,14

Volumen

= 21,83

Area de Influencia= 27,71 x 240 = 6650,4

Factór Chimenea Ventilación = 6,81/6650,4 =0,0010 ml/m2. Factor Chimenea Ventilación = 21,38/6650,4 = 0,0032

u u u u u u u u u u u u u u u u E

1

ANEXO

u u u u 1 1 u u u 1 1 u u u u u u u jr

ANEXO 8

B.1.- Determinación Costos e_operación

1.- Método Manual 1.- Costo Picue Piloto

Ecuipo RB-83-S y 5-331: N° Tiros

27

27

Profundidad Tiro

150 m.

Avance

135 m.

Secci6n

1.5 m. x 1.5 m.

1.1.- Costo Mano de Obra

-

Una cuadrilla de 2 irineros con 1 broquerO hacen 2 disparos en un turno en un avance de 1.35 rn. Costo promedio Rol C" us$37.20 Costo minería = 3 x 37,20 = 111,6 = 82,6 US$/m. 1.35 1.35 Además trabaja una cuadrilla de cañeros (2 personas) que ponen cañerías, pasalineas, etc. Se estira en 2 turnos completos en el desarrollo del picue total.

- Costo cañerías instalación = 2 x 37,2 - 74,4 70 70 1.OG US$/m.

Costo total mano de obra = 83,6 US$/m

1.2.- Costo de yateriales - Aíre

Máquina Consumo Tiempo trabajo Costo m US$ Br. m3 /h 3.6 x 1D

Costo disparo Us$ 3,42

RB-83

238

4

S-33 _W

135

0,5

0,24

500

0,5

0,9

Ventila ción

3.37 US$/r. Costo aire comprimido = = 45,6 1,35

- Aceite

Costo de 1 Lt.

uS$ 0,6

411 x 0,2 x 0,6 = 0,48

Rb-83 consume 0,2 lt/hr. S-33w consume 0,12 lt/hr

Costo aceite =

0,5 H x 0,12 x 0,6 = 0,036

0,516 = 0,38 US$/m.

- Patas Mineras

Se usan 2 patas numeras a 135$ 6.0 c/u por disparo (sin recuperación) x 6,0 - 1.35

2

Costo patas mineras =

12,0 1,35

= 8,8 US$/n.

Tabla ÁndamiOs

4 tablas de 2" x 10" x 12'

Costo tablas =

'8 x 2,3 = 18,4 = 13,6 US$/m. 1,35 1,35

1 u u 1 u u u u u u u 1 u u u u u u ql

-

Cañerías de 2" $ y 28 tiras de 3/4 Se ocupan 28 tiras de 3 tu. de $ para aire y agua, que se usan 8 veces.

= US$/m 0.985 Costo de 1 tu. cañería 3/4 = US$/m 2.905 Costo de 1 in. cañería 2"

28 x 3 x (0,985+2.905) = 826,76 = us$/m 0.583 560 3 x 70 tu.

- Mangueras Se gasta 1 juego de mangueras de 11 tu. cada 2 piques Costo de 1 tu. juego manguera = tis$ 3,28

08 Costo mangueras = 11 x 3,28 =36, 140 2 x 70

= us$/m 0,257

- Cable 1 1/2" (transporte de materiales) 1 kilo cable cuesta US$ 3,37 y mide 1.12 tu.



Costo cable =

s/1 3,00

1,12

- Aceros perforaCi6fl

Barra Tc

Bit

Vida Util (m) 12,3

15

Costo Prario (US$) 13,46

6,31

- 27 x 1,5 13,46 + 6,3 Costo acero - 15 12,3 1,35

E xplosivos Cantidad

unidad

Descripción

Nonel

Barra Integral

160

56,93

151,06 -- us$/rn. 45,31 = fl135

Valor Unitario

Total

US$

USS

1,2

32,4 35,1

27

Unit

135

Unit

Tronex 1°8"x8'

0,26

M.

E - Cord

0,187

8,41

Unit.

Grúa 10'

0,533

0,53

M.

Thertnalita

0,193

0,05

45 1 0,30



1

76.50 - tJS$/Tfl 56,6 1,35

Total

TOTAL COSTO DE MATERIALES US$ 1308

1.3.- Costo de ManteflCt6fl

Las má q uinas tienen una pauta de manten ci6n mensual y hacen 20 disparos mensuales.

La mantencifl la hace un P.ol"E" = US$/To 50,07

2.2 Hu/ires

S-33.W

3.1 HH/mes

Rb-83

Se considera un recargo de 100% por repuestos

50,07 x 5,3 x 2 = 9 x 1.35 x 20

530,74 216

= US$/m 2.45

1 1,4.—

Zstaci6n de r4arinaS

- Rendimientos 2 personas Rol'-C! lbnpi'afl 10 mari'nos/To con pala 40 H, locomotora y carros de 10 Ton.

2 x 37,2 13.5

Costo mano de obra

- Costo

74,4 =

13,5

Equipo 112,35

Costo locomotora Costo 7 carros 10 Ton. cada uno)

(tiS$ 16,40/To 114,82 100,34

Costo pala 40 H

U

US$/To 327,51

Costo equipo

u

u U u U u

•

= US$/m 5.51

Costo equipo =



327,51 13,5

= us$/m 24.26

1 1 1 u u u u u u u u u u u u u u u

Resumen Costo desarrollo pique piloto

Rubro

US$/xn 89,11

Mano de obra Materiales

131,8 2,45

MaflteflCi6fl

24,26

Equipos Total

247,62

2.- DesqUinChe Pique Piloto

Equipo Jack Legs (JR-38-W, FL-83) N°.Tiros

36

profundidad tiros

2.10

Avance

2,00

2.1.- costo :ano de obra

- Rendit0 1 cu3dr: i en 2

tic 4 personas Rol C completan un ciclo

1 u • I

4 x 37,2 x2 2

_

= 297,6 2

= us$/m. 148,8

u

1

2.2.- Costo de materiales

-

Aire comprimido 2 Jack-LegS por 4 Hrs. a 220 m3/H. =

2x4x220x0,0036

=

6,336

Costo aire comprimido

U

Aceite 1 Jack-Leg consume 0,2 Lt./Hr.

2 x 4 x 0,2 x 0,6

=

0,96 2

=

US$/m

0,48

u - Madera

1

se ocupa aprovechable en 2 piques, lo siguiente:

•

u

u

U £-__---,--_-- ----r

= us$/m 3.17

1 u u 1 u u u u u u u u u u u u u u 'u

50 tablas de 2" x 10" x 12'

38 Marchavantes 6" x 4" x 12'

25 escaleras de 3 m

100 x 2,3 = 230 = us$/m 1,6 2 x 70 140

2,02,038 = 209,76 = 140 2x70

25 x 6.7 = US$M 1,2 2 x 70

Costo madera = US$/ni 4,76

- Patas Mineras

Se ocupan 16 unidades por pique (sin recuperación)

Costo

16 x 6,0 = 96 70 70

= US$/m 1.37

- Aceros de perforación Se barrena para 1 ni. de avance Profundidad de fortificación = 1,8 in.

u.

UDesarrollo

36 x 2.10 21n.

37,8 ni. 69m.

13 x 1.8 x 1

UFortificación

0,75 ni.

U.

UVida útil de una barra integral

U

= 160 H.

Costo US$ 56,93

1

Costo aceros =

•

69 x 56,93 = 160

3928,7

= US$/m 24,55

160

- Pernos cable

UI I

se ocuparon pernos de 22 nuti x 1,70 ni con un costo de US$/in 1,8

U U

La malla de fortificación es 0,75 x 0,75 m.

Costo pernos

U, U

-

r

13

-

>:

1.70 x

0,75

LS

=

39,78 = US$/I,. 53,04 0,75

u

I

t

II

• 1

- Cemento Se ocupan 78 Kgs. para 13 pernos 1 bolsa tiene 52 KgS. y vale us$2,9

u a

78 x 2,9 Costo cen'tento =

0,75 x 42

= 226,2 = US$/m 7,18 31,5

u - Aditivo de fraguado u Se ocupan 3,16 lts para 13 pernos u

El litro cuesta US$ 0,607

u Costo aditivo

0,607 - 1.92 -- uS$/m. 2,56 - 3,16 - 0,x75

u

u

u

u

u

u

- Expbo'°

cantidad

Unidad

Tipo

UT

27,84

enit

Ep-38

0,29

tnit

Tronex 7/8°x8"

0,176

4,22

24

LMIt

Tronex fl8x8

0,259

21,75

84

fliit

Noveles

1.3

46,8

36

Ltdt

Gula 10'

0,533

0,533

1

E-Cord

0,187

8,415

'Itermalita

0,1913

0,057

u

w

Total

96

45

u

Valor Unit. uss



Costo Explosivos :

1002 61 - = US$/r. 54,80

Total Costo tCateriales US$/m 151,9

2.3.- Costo de Mantención

2 Jack-LegS: 2,6 EH/mes y 20 d!as a 2

ir. /d!a más 100%

repuestos.

Costo

- 2 x 50,07 x 2,6x2 - 520,7 mantención - - 320 8 x 40

= US$/m 2,09

2.4.- Extracción de marinas

Para el desquinciie esta el buzon de cargu!o construtdo. Cada disparo da alrededor de 28 Ton. 2 Rol C repelan el buzón en 1 Hr. con locomotora y carros de 10 Ton. Se considera ademas 1 palanquero de FF.cc . para los movimientos del equipo.

u u 1 u u u 1 u u u u u u u u u u u

-Costomanode obra:

- 111,6 -

3 x 37,2 x 8x2

= US$/m 6,97

- Costo de equipos

tJS$/tó 112,5

1 locomotora 3 carros a 16,4 US$/To

49,2

cada uno

US$/To

Total

US$/To 161.7

161 7 16

US$/m 10,1

Total Costo Desarrollo Manual

Piloto Mano de obra

131.8

Materiales

24,26

Equipos ____

Total US$/m

155,77

244,88

151.90

283,7

2,09

2,45

Mantención

Tota l

89.11

Desquinche

10,1 _____

4,54 34,36 567,48

___ -

u

u Por concepto de imprevistos y pérdidas I

operacionales, se considera un 35%, luego el costo por me troserg:

u. US$/m. 766,09

u

It u u u u u u u u u 1

II.- Desarrollo Mecanizado con Alimal:

Le desarrolla un principal de 70 m x 3 m de $ con malla de fortificaci5n de 0,75 m x 0,75 ir.. Se ecu pa jaula trepadora TI-I-5L-LL que consumen 7 m 3 /min. c/u y 0.42 it. de aceite. Se barrenan 64 tiros de 2.10 m con 2.00 de avance. Características modelo STE SL-LL Ancho Plataforma

1.60 m.

Largo

1.60 M.

Altura base plataforma

2.22 m.

Altura plataforma

mínima 1.57 m

Cubierta protectora

máxima 2.64 m

Capacidad

570 Kg.

Carga máxima

1140 Kg.

Area máxima aproximada en 9 Chimenea vertical Longitud aproximada máxima 150-200 m. Motores 2 de aire comprimido K-14, de 8 1/2 HP a 6 ATN. (85 psi) Velocidad de ascenso

12 m/min.

Velocidad de descenso

18 m/min.

U u Velocidad descenso por gravedad

30 m/rnin.

100 Kg

Peso equipo UCapacidad jaula

2-3 hombre

Consumo aire de cada motor

7 m3/min.

U

Consumo de aceite por motor

420 cc/H

U

1.- Costo mano de obra

U Se considera cte una cuadrilla de 3 hombres I

(Rol C)

completan un ciclo en 2 turnos:

Costo mano de obra:

x

2!32

= US$/m 111,6

U U 2.- Costo materiales - Aire comprimido

U Alimak

u

U

U U ...

40 mm.

40 x 7 x 2 x 0,0036

US$/Ciclo

2,016 3,427

Rb-83

4 Hrs.

4 x 238 x 0,0036

jack-Leg

4 Hrs.

4 x 220 x 0,0036

ventiiaci6n

4 Hrs.

0,5 x 500 x 0,0036"

0

3,168 0,9

9,51 Costo aire comprimido = -2

= US$/in 4,75

- Aceite

40 x 1/60 x 42 0,42 x 2 x 9,6

Alimak

US$/ciclo 0,336 0,528

4 x 0.22 x 0,6

RE-83 Jack-Leg

-- 4x 0,2

x 0,6

"0,48

Costo aceite = 1344/2 = US$/m 0,672

- Aceros de perforación

64 x 2.10 x 13,46 - 1809 Rb-83 barras 24,6 12,3 x 2

Bit

64 x 2,10 x 6,31 15x2

US$/rn 73,50

= 848,06 = US$/m 28,26 30

- 13 x 1,8 x 56,93 - 1332,16 _ = US$/irt 11,10 .Jack-Legs - ___________ - 120 0,75 x 160

Costo aceros

= IJS$/m .112,86

- Pernos idem



US$/m 53,04

- Cemento idem - Aditivo idem



US$/m 7,18 2,56

US$/m

- Explosivos

Cantidad

Unidad

Valor Unitario

tipo

Total US$

liEs 96

Unit.

24

II

280

II 1

SÓ

74

1 0,30

0,29

Tronex 7/8x8

0.176

4,22

0,259

75,52

Noneles

1,3

83,2

E-cord

0,187

24,9

Guía 10'

0,533

0,533

Tbermalita

0,1913

0.057

1 1/8 x 8

64

Unit 74

27,84

EP-38

- Costo explosivos - 216,27 2

- US$/m 108,13

Costo total materiales US$/in 289,19

3.- Costo mantención

Pauta alimak Jack-Leg Rb-83 Total



80 HM/mes 2,6 HM/mes 3.1 HB/nes 85,7 MIl/mes

Se considera 100% respuestos y 60 m desarrollo mensual

Costo mattención

= 50,07 x 85,7 x 2 = 8582 -. A-- O A VV

AAA .tOu

= UF$/m 17,88

4.- Costo Extracción Marinas 1 disparo da alrededor de 39,31 Ton. 2 personas limpian una marina en 4 1-frs con pala 401-1, locomotora y carro.

- Mano de obra

2 x 37,2 x 4 = 297,6 = US$/m 18,6 16 8x2

- Costo equipo

1 locomotora

b, S$ 112,35

4 carros

65,6

1 pala

100,34

Total

US$ 278,29

278,29 x 4 = 1113,16 = US$/m 69,57 8,c2 16

Fi

Resumen Costo Desarrollo Alimak

Rubro

Costos__(US$/rn)

Mano de Obra

130,2

Materiales

289,19

Mantención

17,88

Equipos

69,57

TOTAL

506,84

Por imprevistos y pérdidas operacionales, se considera Un 35%

US$/m

684.23

u u u 1 u u 1 u u u 1 1 u u u u u u -u

111

DESARROLLO MECANIZADO CON DT.ESSEP. 900 STRATA BORER

- Descripción ec'uipo (con costo unitario)

a.- ráquina perforadora Dresser 900

US$ 676.566

Consta de: Unidad de potencia hidráu lica con rotor de 40 hp, 500 y Unidad Hidráulica de fuerza, 2 motores, 200 hp, 500 y - Gabinete eléctrico - Sistema de control - consola de operación.

b.- Equipo Auxiliar

US$

46.771

- Posiciones escariador - Ensamble del escariador - Registrador contínuo torque - Set de equipos mantención

C.- Barras de perforación (60 Unidades)

US$ 264.600

d.- Estabilizadores escariador (3 Unida

US$

3C.893

US$

14.894

des) - High Strenght para piloto



- iiigh Strenght para escariador

4.831

e.- Equipo auxiliar Down the hale

135$

25.340

f.- Escariador

U5$

84.420

- 12 cutter

135$

84.420

- Bit piloto

US$

73.720

Sub-Total

US$1.248.107

1% Embalaje

138$

TOTAL FOR

US$1.260.588

12.481

Derechos Internación: (10%)

US$ 126.058

Fletes y Seguros

US$ 126.058

T 0 T A L

:(10%)

Us$1.512.704

1.- Costos fijos - Mano de Obra 1.rol B

¡

1 rol C Costo / E

US$/H

6,258

US$/N

4,65

US$/H 10,91

=

- Interés por inventario de repuestos Inventario (15% inversión)

= Invent. x ± Hr./año Pprox.

US$ 226.905

= 226.905 x (1,15) = 11,14 US$/H 3053 hr / Año

2.- Costos fijos asociados a una chimenea. - Excavación estación superior y fortificación. Volumen a excavar

171 m3

Costo unitario

US$/m3 54

Se estima que el 50% es imputable al costo del desarro 110 del pique.

T 0 T A L

US$4.548

1 u.

-

Preparación lasa de concreto Incluye concreto, moldaje, per-

-

nos, sondaje y mano de obra:

U U

TOTAL

-

-

US$1.571

Transporte e instalación de equi- po. Incluye : materiales, equipo

I

de arrastre y mano de abra: T O T A L

U

US$2.247

-

Excavación de la estación in±erior y fortificación.

voluren de la excavación

: 73 m3

No se ir p uta al casto de la chimenea, cuesto cue es

U

te desc'uinche debe hacerse en cualcuier caso para

U

dar cabida al buzón - Ccstrucción llegada al buzón Incluye rano de obra, materiales:

TOTAL

U —

-

-----

US$1.613

- Buzón para recepción de detritus incluye materiales y mano de obra:

TOTAL



Us$3.102.

Costo Total =

US$13.081

3.- Costos Variables

3.1- Perforación piloto - Piezas de insumo Costo / Bit

US$7 .372

Vida latil

500 nts.

Costo / m

=

- Costo estabilizador

US$/m 14,74

US$14.894

Vida útil

300 mts.

Costo / m

=

US$/m 4,96

- Costo sub—estabilizador

US$16.233 4500 ints.

Vida útil

Costo /m

T O T A L

US$/n 3,61

US$/m 23,31

- Energía Electricidad Consumo promedio

168

Costo unitario

0,0156 US$/KWÍ

Costo

US$/m 2,62

- Aire comprimido Consumo promedio aprox.

2.058

Costo unitario

0,0036 US$/m3

Costo /m

US$/m 0,156

- Lubricantes Consumo grasa best of life

0,32 Kg/b

Costo unitario

1.15 US$/kg.

Costo /

xn

- Consumo grasa ntovilten

US$ 0,184

0,64 Kg/U 0.90 US$/Kg.

Costo unitario

Costo 'm

- Consumo aceite Tellus 68

US$/rn 0,288

1,41 Kg/E 0,65 US$/Kg.

Costo unitario basto / m

US$/m 0,458

T O T A L

US$/r. 3,706

3.2.- Escariado - Piezas de insumo Cortadores, valor unita-

US$7.035

rio Número Cortadores

12

Vida promedio del juego

1.300 m.

Costo /

ni

US$/m 64,93

- Su—adaptadores Valor unitario Vida promedio

US$4 .831 4.500 m.

Costo / m

T O T A L

US$/m 1.07



US$/m 66,00

- Energía eléctrica Consumo promedio aprox. Costo unitario

TOTAL

212 Kwh/m 0,0156 US$/KWH



US$/m 3,39

- Lubricantes Insumo grasa Eest of Lefe

0,213 Kg/H

Costo unitario

1,15 US$/m

Cósto / m

- Consumo aceite Tellus 68 Costo unitario





US$/rr. 0,276

0,47 Kg/H 0,65 US$/Kg.

Coito / zu

TOTAL





US$/m 0,34

tJS$/m 0,616

3.3.- Mantención y reparación de equipos. Costo estimado en base a extrapolación con Mina el Sal vador.

TOTAL

US$/m57,0

3.4.- Evacuación del detritus. Se considerará L.H.D. para transportar el detri tus, aunque técnicamente podrían existir otras alternativas que podrían estudiarse.

Volumen Insitu

49rn3

50% Huecos

75w3

Cap.1til del scoop. 5 y N 2 . Viajes Sistema de acarreo

2, 8 5m 26 viajes/turno Entre 100 y 300m.

Tiempo del ciclo de acarreo

20.0 seg.

Costo Scoop. /w 3

17.046

Costo total

US$1.261,40

Costo / ir.

US$/m 182,02

- Resumen de Costos Rubro

US$/m

- Mano de obra directa

31,79

Interés por inventario de

32,46

repuestos - Costos fijosasociados a uii pique

186,67

- Perforación piloto Piezas de insumo

23,31

Energía

2,776

Lubricantes

0,93

- Escariado Piezas de insumo

66,00

Energía

3,39

Lubricantes

0,616

- Mantenci5n

57,0

Evacuación del detritus

182,02 US$/m

586,96

u

u Por concepto de pérdidas operacionales e impre I

vistos se considera un 35%

u US$/r. 792,40 u

u

1] u .11 u II u u u u u u 1

El IV

1

DESARROLLO SE-T - MEC/\NTZAPO CON TECNICP. V.C.P.

-

5 tiros de 6 1/2 Ø

- Largo columna carga

1 mt.

- Explosivo

Emultex 1100

Malla de disparo

I

-

U

Espací



2.5 mt.

- Peso carga /tiro

27,8 Kgs.

- Distancia a cara libre

U

=l.3gr/cm3)

(

1.65 mt.

I(Do) - Equipo

I U

D.T.H. CY10-1

(interso].1 Rand)

- Avance por disparo

1

: Do +

= 1.65 + 0.35

1.- Mano de Obra

1.1.- Mano de obra perforación E U

l

rendimiento de perforacion

15,6 mt/turno con 2,2 bombres/to.

es de

(1 rol 3 más

1,2 rol C)

Pend.Perforacjón m/turno 15,6

U U

m av/turno 3,12

US$/m ay. 13,8

2m

ti .1 1.2.-

Mano de obra explosivo

Para un rendimiento promedio de 2 dis-

I U • U U

paros/to y avance de 2.0 mts. por. disparo, para una dotación de 2 hombres/to.

2x37,2 2x2

•

U

=US$ urna.

18,6

2.- Costos de mantención

se

estima un tiempo de mantenciónpre-

ventiva del martillo, equipo de perforación '.' Booster de 100 hrs/mes, con un costo de US$/to 50,07 y 25

I

días/mes.

Costo horario: so

U U U

= US$/hr. 9.45

Costo mano de obra mantención: 9,45 x 100 = US$/mes 9.45

Los metros avance al mes serán 234

U U

it.,



y considerando un 100% por concepto de repuestos.

- Costo mano de obra mantención 9.45 x 2 = US$ / ma 8,08

3.- Materiales

3.1.- Aceros

Aceros de perforación

BIT

Vida útil

165 nr. .

Precio Costo US$/m

600

700,0

1,16

Barras (1,5m)115 mm

1200

460,0

0,38

Martillo (*) 165 mm

40000

6000,0

0,18

(*) El costo de la perforadora se calcula en base a la amortización y la vida útil en mts.

A = 6000 + 6000 x 4 x 0,12 = 2.000 + 480 = 2480 US$/año 3 6 - Costo unitario -

2. 480 13.333,3

US$/m 0,18 -

- Costo total aceros = US$ / ni 1.72

- Costo por m. Avance.

=

U$$ / in a y . 8,6

3.2.- Tronadura

Explosivos

-

Ernulsi5n

Cant.

139 Kg.

APD-300

-

5 Un¡.

Precio Unit. (US$)

0,782

Costo Total (US$) 108,7

4,3

21,5

32,75

Accesorios

E.CORD (25gr,'pie)

SL (*)

0,187

Noneles (A8)

5 un¡.

1,2

6

Guía Corriente

1

0,533

0,533

0,1913

0,057

Thermalita

0,30 m.

- iaterialcs

Tap6n

5

144

6,7

Cordel

SL

0,013

2,27

(*) Se to- a ci largo promedio entre 0 y 70 mt.

Luego el costo tronadura = US$ /rn ay. 178,51

B9,25

2

4.- Energía

4.1.- Aire cnt:'rímido (martillo) Presión (1,bs/puig 2 ) Consum Aire /nn

Martillo

16,4

250

DIID 360 A

Pejidimento t'iin/mt Conro Aire ni 3/mt 191,9

11.7

COYStSCO 1n3 /rn

A.

959,5

Luego el cosoto aire comprimido ( 90 lbs) es:

959 x 3,6 x 10

= US$/in Av.

3,45

Unidad potencia El consumo es de = 6,2 m3/min

Rendimiento ni/turno Conswro m 3 /turno Costo US$/rn Costo USS/r 15,6

1860

0,43

2,15

1 u. I

Costo total aire comprimido

4.2.-

= US$/m Av.

5,6

Electricidad

u . U

El compresor de alta presión tiene un

motor de 100 HP y potencia requerida de 93 BHP.

I

Se supone que de las 5,0 Hrs

un 65%

corresponde a un trabajo a plena carga.

KWH = 93 x

U

Costo/to

Costo/M AV

x 0...65 x 5,0 = 225.5

}CWH/to.

225,5 x 0,0156 = US$/to 3,52

US$/m a y .

1,12

u Costo total Energía

US$/m a y 6,72

5.- EquipoS, U1 disparo da alrededor de 39,31 ton. 2 personas lirmian una marina en 4 hrs. con p ala 40 H,

1 u

-

..-... -.-. -. . .-,

__

locomotora y carro.

- Costo mano de obra

2 x 37,2 x 4

/rnA



18,6

8x2

5.2.- Costo equipo 1 Locomotora 4 Carros 1. Pala



us$ 112,35



US$ 65,6



US$ 100,34 US$/to 278,29

278,29 x 4

= 1113,16 = US$ /

8x2

ji' Av 69,57

16

Resumen de Costos Ru br o Vano de obra Materiales Mantención

US$/m

51,0 113,6 8,08

Equipos



US$/in

TOTAL

69,57

US$/r. 242,25

Por concepto de imprevistos y pérdidas operacionales, este costo se grava en 35%

US$/m

327,0

u

•

p

B.2.- Necesidad de ecui os para un horizonte de evolución de seisaños. u 1.- Método Manual

Perforadora Stopper P.B-83.

Se torna corno base que debe realizar 27

I

metros para avanzar 1, más 3 metros debido a que el rendimiento del avance es 90%.

Esto dA un total de

30 metros perforados /mt. avance.

-JackLeg

Esta perforadora se ocupa, principalmente en desquinche y fortificación lo çue da un to tal de 69 Nts.perforados / mt. avance.

1 • u u • : •-1---- ----- - -.----- .--------

--

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'.0 N CM

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u

u II.- Jaula Alimak

Para el alimak se toman 4 horas / mt. Avance, que es el tiempo que se ocupa en subir la jau I

la y perforar

u

i Se I

mt. Avance.

toma que debe perforar 67,2 mt.

Esto comprende 64 tiros barrenados más

5% por rendimiento del disparo.

1 1

Se perforan 31,2 Mt/ mt avance por con cepto de

1 u u u u u

. .

.

•1 •

-

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