Sistemas_de_manejo_de_materiales

August 14, 2017 | Author: vitorastascribd | Category: Mining, Transport, Minerals, Planning, Industries
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Descripción: manejo materiales en undimiento...

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Sistemas de manejo de materiales en  minería de hundimiento  Introducción  Una  de  las  etapas  relevantes,  de  la  operación  de  las  minas  subterráneas  explotadas  por  hundimiento,  es  la  extracción  y  movilización  del  mineral  desde  interior  mina  a  la  planta  concentradora.  Es  impresionante  la  cantidad  de  material  que  se  debe  mover  diariamente,  en  comparación con otras industrias.  Por otra parte, dicho material, o sea las rocas, no tienen ni una forma ni tamaño estándar. Además  el mineral es abrasivo y afecta a todos los elementos metálicos y de protección.  Los sistemas de manejo de materiales o minerales inician su diseño en el punto de extracción, en  los equipos que realizarán el transporte secundario, los sistemas de acopio y de traspaso vertical.  Mención especial a los sistemas de control granulométrico y también de reducción secundaria. Y  finalmente los que harán el transporte principal, llevando el mineral a las plantas concentradoras.  En general, en las minas Chilenas estos procesos usan varios niveles donde se ubican los diferentes  equipos  siempre  haciendo  que  el  mineral  baje  por  gravedad.  Sin  embargo,  en  el  corto  plazo  existirán en los nuevos proyectos en la gran minería del cobre, en los que se deberá izar minerales  en diferencias de cotas que sobrepasan los 1000 metros.  El proceso de transporte de minerales consume todo tipo de recursos, aproximadamente un tercio  de los recursos humanos que se requieren en una mina son para cumplir esta función. El consumo  de energía es tremendamente relevante y también los recursos económicos inversionales que se  requiere.  El ciclo del sistema de manejo de minerales se puede resumir en el esquema adjunto:          1   

 

  mplica  que  se  s deben  ap provechar  y  optimizar  o al  máximo  los  equipos,  infraestructuraa  y  Esto  im recurso os  humanoss  implicados  en  esta  operación.  Essto  significa  que  los  eq quipos  que  se  seleccionarán  para  hacer  esta  tarea  t y  la  forrma  en  que  éstos  é interactuarán  deben n  ser  muy  biien  diseñados.   d es  e una  primeera  aproximaación  al  tem ma  y  se  espeera  que  en  el  tiempo  sea  s Este  documento  compleementado para que sirva ccomo una verrdadera guía de diseño.                 

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Contenido  1 

Definición teórica ........................................................................................................................ 5  1.1 

Marco Teórico. .................................................................................................................... 5 

1.2 

Riesgos de un manejo ineficiente de materiales ................................................................ 5 

1.3 

Características que debe tener un buen sistema de manejo de materiales ....................... 7 

1.4 

Horizontes para la estimación de capacidad ....................................................................... 8 



Objetivo del sistema de manejo de materiales en minería ........................................................ 8 



Evolución de los sistemas de manejo de materiales ................................................................... 9 



3.1 

Gravitacional Integral .......................................................................................................... 9 

3.2 

Sistemas Scraper ............................................................................................................... 10 

3.3 

Sistema LHD ....................................................................................................................... 11 

3.4 

Equipos de manejo de materiales ..................................................................................... 13 

3.4.1 

Equipos LHD .............................................................................................................. 14 

3.4.2 

Martillos picadores .................................................................................................... 16 

3.4.3 

Camiones ................................................................................................................... 16 

3.4.4 

Chancadores .............................................................................................................. 17 

3.4.5 

Trenes ........................................................................................................................ 17 

3.4.6 

Piques de extracción ................................................................................................. 19 

3.4.7 

Correas transportadoras ........................................................................................... 21 

3.4.8 

Piques de traspaso .................................................................................................... 22 

3.4.9 

Jumbos cachorreros .................................................................................................. 22 

3.4.10 

Rangos de operación de los distintos equipos .......................................................... 22 

Metodologías de diseño ............................................................................................................ 23  4.1 

Fragmentación .................................................................................................................. 23 

4.2 

Sistema de transporte con equipos LHD ........................................................................... 25 

4.2.1  4.3 

Equipos LHD: ............................................................................................................. 25 

Sistema de cachorreo y descuelgue de zanjas .................................................................. 29 

4.3.1 

Sistema de descuelgue de zanjas .............................................................................. 29 

4.3.2 

Reducción secundaria ............................................................................................... 30 

4.3.3 

Rendimiento martillos picadores .............................................................................. 31 

4.4 

Interferencias con las operaciones de extracción ............................................................. 33  3 

 

  4.5 

4.5.1 

Propiedades del material que se transporta ............................................................. 35 

4.5.2 

Inclinación ................................................................................................................. 36 

4.5.3 

Diámetro del pique .................................................................................................... 36 

4.5.4 

Largo del pique .......................................................................................................... 37 

4.6 

Sistema de Transporte Intermedio ................................................................................... 37 

4.7 

Chancado Primario ............................................................................................................ 39 

4.7.1 

Tolva de Alimentación a Chancador Primario ........................................................... 39 

4.7.2 

Alimentación al Chancador Primario ......................................................................... 39 

4.7.3 

Selección del Chancador Primario ............................................................................. 39 

4.7.4 

Número de Chancadores ........................................................................................... 40 

4.7.5 

Tolva de Descarga del Chancador ............................................................................. 42 

4.7.6 

Correa Sacapalos ....................................................................................................... 42 

4.8 





Diseño de piques de traspaso ........................................................................................... 34 

Capacidad del Sistema....................................................................................................... 43 

4.8.1 

Capacidad balanceada del sistema ........................................................................... 44 

4.8.2 

Cuellos de botella y recursos de capacidad restringida ............................................ 45 

4.8.3 

Productividad y capacidad ........................................................................................ 46 

Casos de sistemas de manejo de materiales............................................................................. 46  5.1 

Mina Henderson ................................................................................................................ 46 

5.2 

Mina Northparkes E26 Lift2 .............................................................................................. 47 

5.3 

Mina Palabora Subterránea .............................................................................................. 49 

5.4 

Mina Premier ..................................................................................................................... 50 

5.5 

Mina El Teniente ............................................................................................................... 50 

5.5.1 

Sector Mina Pipa Norte: ............................................................................................ 50 

5.5.2 

Sector Mina Reservas Norte: ..................................................................................... 51 

5.5.3 

Sector Mina Diablo Regimiento: ............................................................................... 52 

5.5.4 

Sector Mina Esmeralda: ............................................................................................ 53 

Bibliografía ................................................................................................................................ 54 

   

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1 Definición teórica  1.1 Marco Teórico.  El  manejo  de  materiales  puede  llegar  a  ser  “el  problema  de  la  producción”  ya  que  agrega  poco  valor  al  producto  y  consume  una  parte  importante  del  presupuesto.  Este  manejo  de  materiales  incluye  consideraciones  de  movimiento,  lugar,  tiempo,  espacio  y  cantidad.  El  manejo  de  materiales debe asegurar que el mineral se adecue a los equipos, es decir, cambie su tamaño y se  desplace  periódicamente  de  un  lugar  a  otro.  Este  último  proceso  puede  realizarse  en  forma  discontinua o continua.  Cada operación dentro del proceso requiere que se realicen  en un tiempo limitado y en un punto  en  particular.  Además,  la  variabilidad  del  proceso  debe  ser  mínima,  de  manera  tal  que  no  se  generen cuellos de botella y de asegurar el eficaz uso de los equipos y sistemas. Se debe tener la  certeza que los materiales serán entregados en el momento, en el lugar adecuado y en la cantidad  correcta. En algunos casos, el manejo de materiales debe considerar un espacio o dispositivo para  el almacenamiento.  En  una  época  de  alta  eficiencia  en  los  procesos  industriales,  las  tecnologías  para  el  manejo  de  materiales se han convertido en una nueva prioridad en lo que respecta al equipo y sistemas. El  sistema  de  manejo  de  materiales  puede  ser  una  herramienta  que  permita  incrementar  la  productividad  y  lograr  una  ventaja  competitiva  en  el  mercado.  Es  un  aspecto  importante  del  diseño es la planificación, control y logística por cuanto abarca el manejo físico, el transporte, el  almacenaje y localización de los materiales. 

1.2 Riesgos de un manejo ineficiente de materiales  A. Sobrestadía.  La sobrestadía es una cantidad de pago exigido por una demora, esta sobrestadía es aplicada a las  compañías si no cargan o descargan sus productos dentro de un periodo de tiempo determinado.  B. Desperdicio de tiempo de máquina.  Una  máquina  gana  dinero  cuando  está  produciendo,  no  cuando  está  ociosa.  Si  una  maquina  se  mantiene  ociosa  debido  a  la  falta  de  productos  y  suministros,  habrá  ineficiencia,  es  decir  no  se  cumple el objetivo en un tiempo predeterminado.  

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  Otra  fuente  de  desperdicio  de  tiempo,  son  las  interferencias  entre  las  distintas  operaciones.  Las  que se deben desarrollar en forma simultánea con las de producción.  C. Lento movimiento de los materiales.  Si  los  materiales  que  se  encuentran  en  la  empresa  se  mueven  con  lentitud,  o  si  se  encuentran  provisionalmente almacenados durante mucho tiempo, pueden acumularse inventarios excesivos.  Todos han perdido algo en un momento o en otro. Muchas veces en los sistemas de producción  por  lote  de  trabajo,  pueden  encontrarse  mal  colocados  partes,  productos  e  incluso  las  materias  primas.  Si  esto  ocurre,  la  producción  se  va  a  inmovilizar  e  incluso  los  productos  que  se  han  terminado no pueden encontrarse cuando así el cliente llegue a recogerlos.  D. Un mal diseño del sistema de manejo de materiales puede ser la causa de serios daños a  partes y productos.  Muchos  de  los  materiales  necesitan  almacenarse  en  condiciones  especificas  (papel  en  un  lugar  cálidos,  leche  y  helados  en  lugares  frescos  y  húmedos).  El  sistema  debería  proporcionar  buenas  condiciones, si ellas no fueran así y se da un mal manejo de materiales y no hay un cumplimiento  de  estas  normas,  el  resultado  que  se  dará  será  en  grandes  pérdidas,  así  como  también  pueden  resultar daños por un manejo descuidado.  E. Un mal manejo de materiales puede dislocar seriamente los programas de producción.  En  los  sistemas  de  producción  en  masa,  si  en  una  parte  de  la  línea  de  montaje  le  faltaran  materiales, se detiene toda la línea de producción del mal manejo de los materiales que nos lleva a  entorpecer la producción de la línea asiendo así que el objetivo fijado no se llegue a cumplir por el  manejo incorrecto de los materiales.  F. Desde  el  punto  de  vista  de  la  mercadotecnia,  un  mal  manejo  de  materiales  puede  significar clientes inconformes.  G. Otro problema se refiere a la seguridad de los trabajadores.  Desde el punto de vista de las relaciones con los trabajadores se deben de eliminar las situaciones  de peligro, a través de un buen sistema de manejo de materiales. La seguridad del empleado debe  de  ser  lo  mas  importante  para  la  empresa,  ya  que  ellos  deben  de  sentir  un  ambiente  laboral  tranquilo, seguro y confiable. Si no hay seguridad en la empresa, los trabajadores se arriesgarán 

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  por cada operación a realizar y un mal diseño del sistema de manejo de materiales hasta podría  ser fuente de accidentes fatales.  H. El riesgo final de un mal manejo de materiales, es su elevado costo.  El manejo de materiales, representa un costo que no es recuperable. Si los equipos no aprovechan  su  capacidad  máxima  de  transporte,  considerando  distancia  y  cantidad;  el  costo  incurrido  no  se  puede recuperar. 

1.3 Características  que  debe  tener  un  buen  sistema  de  manejo  de  materiales  A. Disminuir las distancias.  Se  deben  hacer  las  distancias  de  transporte  tan  cortas  como  sea  posible.  Los  movimientos  más  cortos  requieren  de  menos  tiempo  y  dinero  que  los  movimientos  largos  y  nos  ayudan  hacer  la  producción más eficiente.  B. Mantener el movimiento.  Se debe de reducir el tiempo de permanencia en las terminales de una ruta tanto como se pueda.  C. Emplear patrones simples.  Se deben reducir los cruces y otros patrones que conducen a una congestión. Con la reducción de  cruces se hace que la producción se haga más ligera. Esta restricción debe ser considerada durante  la etapa de diseño, tomando en cuenta el layout y capacidad de las instalaciones.  D. Transportar cargas en ambos sentidos.  Se debe de minimizar el tiempo que se emplea en (transporte vacío). Pueden lograrse sustanciales  ahorros si se pueden diseñar sistemas para el manejo de materiales que solucionen el problema  de ir o regresar sin una carga útil.  E. Transportar cargas completas.  Se debe de considerar un aumento en la magnitud de las cargas unitarias. Siempre se debe copar  la capacidad de carga del dispositivo de transporte.  F. Emplear la gravedad.  Si no es posible tratar de encontrar otra fuente de potencia que sea igualmente confiable y barata. 

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  G.  Evítese el manejo manual.  Cuando se disponga de medios mecánicos que puedan hacer el trabajo en formas más efectiva.  H. Un  último  principio  es  que  los  materiales  deberán  estar  marcados  con  claridad  o  etiquetados.  Es  fácil  colocar  mal  o  perder  los  artículos  por  lo  que  es  recomendado  etiquetar  Ios  productos.  Existen  aspectos  muy  importantes  del  manejo  de  materiales.  Entre  estas  consideraciones  se  incluyen  el  movimiento  de  hombres,  maquinas,  herramientas  e  información.  El  sistema  de  flujo  debe  de  apoyar  los  objetivos  de  la  recepción,  la  selección,  la  inspección,  el  inventario.  La  contabilidad,  el  empaque,  el  ensamble  y  otras  funciones  de  la  producción.  Se  necesita  una  decisión para establecer un plan del movimiento de materiales que se ajuste a las necesidades del  servicio sin subordinar la seguridad y la economía 

1.4 Horizontes para la estimación de capacidad  La estimación de capacidad debe hacerse en tres escenarios de planificación:  ‐

Largo  Plazo:  Mayor  a  cinco  años.  Donde  la  capacidad  productiva  tiene  un  largo  período  para  su  adquisición  y  también  su  aplicación.  Estas  inversiones  son  tipos  de  equipos,  facilidades de mantención y edificaciones.  La planificación de Largo Plazo requiere de la  participación y aprobación de la línea top de administración. 



Mediano Plazo: Son planes mensuales o cuatrimestrales para los siguientes 6 a 18 meses.  Aquí la capacidad puede ser modificada por condiciones operativas  y la incorporación de  equipos menores.  También la pueden modificar contratos, generar despidos e incorporar  nuevos subcontratistas. 



Corto  Plazo:  Menor  o  igual  a  un  mes.  Está  orientado  a  revisar  las  capacidades  en  los  programas  de  proceso  diario  a  semanales.  Considera  ajustes  orientados  a  eliminar  las  variaciones entre lo planificado y los resultados reales. Entre las prácticas utilizadas están  la utilización de sobretiempo, transferencia de personal y alternar rutinas de operación. 

2 Objetivo del sistema de manejo de materiales en minería  El  sistema  de  manejo  de  materiales  en  minería  subterránea,  tiene  como  objetivo  transportar  el  mineral desde los puntos de extracción y adecuar su tamaño para asegurar su transferencia a los 

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  siguientes  procesos  operativos.  Este  transporte  debe  hacerse  en  forma  eficiente  en  lo  que  respecta a distancias recorridas, energía utilizada y minimizando los riesgos inherentes al proceso. 

3 Evolución de los sistemas de manejo de materiales  Los  sistemas  de  manejo  de  materiales  han  evolucionado  en  función  de  los  tipos  de  rocas  en  los  que se ha desarrollado el método de hundimiento.  

3.1 Gravitacional Integral  En los inicios de la minería de Block Caving, en Chile, el mineral explotado estaba emplazado en  rocas  de  baja  calidad  o  minerales  secundarios.  La  principal  característica  fueron  las  buenas  fragmentaciones.  Estos  sistemas  eran  intensivos  en  el  desarrollo  de  piques  y  túneles  y  con  uso  masivo  de  mano  de  obra.  Este  sistema  se  llamó  gravitacional  integral  y  en  la  figura  siguiente  se  muestra un esquema de su funcionamiento.  El sistema de extracción era continuo y aprovechaba al máximo la gravedad en el movimiento del  mineral. El sistema de manejo de minerales se complementó con la incorporación de equipos de  transporte de gran capacidad, pero que operaban en ciclos bach, nos referimos a trenes en el nivel  de transporte principal. La reducción secundaria se hacía con explosivos, en los casos extremos y  para movilizar el mineral y reducirlo se usó la fuerza humana.  Era un sistema de alta productividad, un minero era capaz de movilizar una producción del orden  de  300  t/hombre  turno  en  mineral  secundario  y  25  t/hombre  turno  en  mineral  primario.  La  mecanización era muy dificultosa, por la gran cantidad de labores inclinadas que debían realizarse.    

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  Hay  experiencias  de  utilización  de  este  sistema  en  condiciones  de  roca  gruesa,  sin  embargo  resultaron  muy  poco  productivas.  En  los  años  80,  se  realizó  una  experiencia  reemplazando  el  buitrero  manual  por  un  equipo  mecanizado,  martillo  picador,  diseñado  especialmente  para  la  operación subterránea, sin embargo, la necesidad de realizar una gran cantidad de piques lo hizo  poco práctico y finalmente se desechó. 

3.2 Sistemas Scraper  Como una forma de disminuir la cantidad de construcción de chimeneas que requiere el sistema  gravitacional integral, y las diferencias de cotas que deben existir entre el nivel de producción y el  nivel  de  transporte  principal,  se  desarrolló  un  sistema  que  realizaba  un  proceso  de  acopio,  mediante  un  equipo  scraper  hacía  la  recolección  hasta  un  punto  de  traspaso  y  desde  allí  se  incorporaba a los trenes los cuales hacían el transporte secundario.  El  equipo  scraper  consiste  en  un  huinche  de  doble  tambor  y  una  pala  de  arrastre  que  era  la  recolectora.  El  sistema  era  muy  productivo  cuando  se  enfrentaba  a  mineral  secundario,  sin  embargo en condiciones de granulometría gruesa bajaba su productividad dramáticamente.   Otro problema de operación de este  sistema, es que por su diseño generaba singularidades que  producían situaciones de inestabilidad de los pilares. Si estos mostraban daños en los extremos de  la galería de arrastre  la podía inutilizar totalmente y se perdía toda la infraestructura. 

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  Este  era  un  sistema  absolutamente  manual,  tanto  en  su  preparación  como  en  su  operación.  Las  condiciones  de  trabajo  eran  bastante  malas  y  generaban  una  gran  cantidad  de  accidentes  y  problemas de enfermedades profesionales.   En  este  tipo  de  sistemas  se  tenía  dos  equipos  batch  trabajando  en  línea,  por  lo  tanto  su  productividad  era  limitada.  Si  no  se  tenía  un  pique  de  traspaso  entre  el  scraper  y  el  nivel  de  transporte  secundario,  que  tuviera  alguna  capacidad  de  acopio,  las  pérdidas  de  tiempo  en  el  transporte fueron muy grandes.   En División El Salvador, se utilizaba el sistema de scraper con convoyes de 10 a 11 carros inglodsby  de  4,5  toneladas.  Los  que  hacía  un  transporte  secundario  hasta  piques  de  traspaso  donde  se  trasladaba  el  mineral  para  cargarlo  en  los  trenes  del  sistema  principal.  Las  calles  de  producción  eran de 70 metros y se podría lograr una productividad del sistema de hasta 200 ton/hora. 

 

3.3 Sistema LHD  A  fines  de  los  años  70,  comienza  en  Chile  la  introducción  de  los  equipos  LHD.  Primero  en  la  División El Salvador donde se hacen las primeras experiencias en el año 1975 y posteriormente en  las Divisiones Andina y El Teniente, en esta última, en el año 1982.  El sistema LHD, es un sistema de transporte batch que es capaz de mover rocas de gran tamaño  desde los puntos de extracción a los puntos de traspaso. La productividad del sistema dependerá  de una serie de factores: 

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  •

Distancia  de  acarreo:  La  pala  va  perdiendo  productividad  en  función  de  la  distancia  a  la  que transporta el mineral 



Utilización  del  turno:  Es  el  tiempo  efectivo  en  el  cual  se  está  operando  el  sistema,  este  depende de la lejanía de los centros de producción, interferencias en la entrada y salida a  la  mina  del  personal,  legislación  vigente  en  conducción  de  equipos  que  producen  vibraciones, etc 



Interferencias:  Durante  el  proceso  de  producción  se  deben  realizar  en  forma  simultánea  actividades de reducción, descolgadura de puntos y también reducción con martillo en los  piques de traspaso. 

En  general  el  sistema  batch  de  transporte  de  mineral  se  conecta  con  un  sistema  continuo  de  transporte y acopio, que son los piques y luego otros sistema batch que es el nivel de transporte  principal con trenes. Un requerimiento de este sistema es la adición de equipos de reducción para  facilitar  el  transporte  y  traspaso  del  mineral;  para  esto  se  han  incorporado  equipos  martillos  picadores sobre parrillas de control y también, en algunos casos, algún tipo de chancador.  Para realizar el movimiento de material más grueso, se interviene sobre el diámetro de los piques  de traspaso para posibilitar el manejo de tamaños grandes de roca. Luego el sistema de transporte  secundario, sigue haciendo el transporte de gruesos hacia sistemas de chancadores centralizados  donde se hace la reducción primaria. Desde este punto se pueden usar sistemas bach (trenes ) o  sistemas continuos (correas transportadoras)   

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3.4 Equipos de manejo de materiales  Los equipos que se usan para movilizar el mineral en la minería de block o panel caving, se pueden  clasificar  en  sistemas  continuos  o  discontinuos.  Los  sistemas  discontinuos  se  definen  como  los  equipos  que  mueven  el  mineral  en  lotes  y  en  ciclos;  en  cambio  los  sistemas  continuos  tienen  la  ventaja de hacer un traslado constante e incremental del  mineral.  En minería subterránea los equipos discontinuos son: cargadores frontales, equipos de marina en  piques, equipos LHD, sluchers o scrapers, trenes, camiones  Los  equipos  continuos  son:  Continuous  miner,  equipos  TBM,  correas  transportadoras,  transportadores de cadenas.  También  debemos  agregar  equipos  para  la  reducción  de  tamaño  de  las  rocas:  Chancadores  de  mandíbulas,  martillos  picadores,  jumbos  cachorreros,  chancadores  Sizer  y  chancadores  roll  crusher, los dos últimos en calidad de equipos en prueba.  En esta versión de este documento nos concentraremos en describir los equipos más relevantes  en  la  minería  de  block  o  panel  caving.  Es  decir,  equipos  de  línea  que  actualmente  se  están  ocupando en la minería. 

13   

  3.4.1

Equipos LHD 

A principios de los años 60 aparecen los LHD (load‐haul‐dump), equipos que basan en el concepto  de Cargar‐Transportar y Descargar y que surgen como la solución más efectiva para compatibilizar  la  terna  Rendimiento‐Capacidad‐Maniobrabilidad.  Su  incorporación  obedece  a  la  necesidad  de  minimizar  el  desarrollo  de  infraestructura  y  por  ende  el  costo  que  implica  construir  accesos  a  labores subterráneas y también a la disponibilidad de un equipo con buena capacidad de carguío.   Son  palas  de  bajo  perfil  que  pueden  clasificarse  tanto  como  equipos  de  carguío  con  acarreo  mínimo  o  como  equipo  combinado  de  carguío  y  transporte.  Estos  equipos  poseen  una  alta  eficiencia  para  distancias  de  acarreo  de  no  más  de  300  m  (Le‐feaux  R.,  1995).  Tienen  la  particularidad de poseer un balde (o cuchara, de ahí que también se denominen scoops) de gran  tamaño, el cual puede ser elevado para cargar un equipo de  transporte, tal como un camión de  bajo perfil o un camión convencional. Poseen una gran versatilidad y por ende son equipos de alta  productividad con un bajo costo operacional en ambientes de granulometría gruesa.  A  mediados  del  año  1960,  los  equipos  LHD  fueron  establecidos  firmemente  como  una  parte  fundamental  de  lo  que  se  ha  conocido  como  “trackless  mining  concept”,  usándose  en  muchas  minas  del  mundo.  La  flexibilidad,  movilidad,  y  versatilidad  de  estas  unidades  han  dado  a  la  industria una herramienta útil y han añadido nuevas dimensiones para el desarrollo y  producción  minero. Muchas minas viejas han sido re‐diseñadas para acomodarse a este equipo (Stevens R. M.,  Acuña A., 1982). 

  Especialmente diseñado para trabajar en minería subterránea y sus características son:  •

Pequeños radios de giro  14 

 

  •

Pequeño Ancho y alto 



Gran capacidad de tolva (pala) 



Buena velocidad de desplazamiento  



Cargar camiones, piques y piso 



Existen LHD Diesel y eléctricos 



Actualmente existen en desarrollo versiones que pueden operar en forma autónoma. 

La productividad del equipo dependerá de las condiciones de operación en las que se desempeñe,  entre las principales se pueden identificar:  •

Iluminación 



Visibilidad 



Estado de carpeta de rodado 



Condiciones del área de carguío 



Condiciones del área de descarga 



Factor humano 



Granulometría del mineral a cargar 



Perdidas de Potencia 



Altura sobre el nivel del mar 



Temperatura 



Interferencias con otros equipos que operen en los mismos sectores 

Como existen equipos de diferentes tamaños, la selección de la unidad adecuada para la función  requerida, dependerá de:  •

Las condiciones de la roca: si se pueden construir grandes secciones, entonces se podrán  usar  equipos  más  grandes.  Sin  embargo,  en  condiciones  de  rocas  más  adversas  se  deberán considerar equipos más pequeños. Irremediablemente la máxima sección posible  de construir, también condicionará las mallas de extracción. 



Distancia de acarreo: en la minería de block o panel caving la distancia desde los puntos  de  extracción  y  la  infraestructura  de  traspaso,  es  muy  importante  para  determinar  la  productividad de los equipos LHD 



Costo de operación: Es otra condición relevante para la selección del equipo.  

15   

  3.4.2

Martillos picadores 

En  los  diseños  actuales,  siempre  se  debe  colocar  un  nivel  de  control  de  la  granulometría,  dicho  control  se  realiza  en  el  nivel  de  producción  o  en  un  nivel  intermedio.  En  general  el  trabajo  del  martillo  picador  se  encuentra  restringido  por  la  existencia  de  una  parrilla  de  control,  que  es  el  lugar donde se realiza el trabajo del martillo.  En el sitio Codelcoeduca, se encuentra la siguiente definición del equipo:  “( hammerpicks) equipos  mecanizados que consisten en un brazo articulado que posee una punta de aleación de acero de  gran resistencia y dureza en su extremo, la cual aplicada con vibración sobre un trozo de roca o  colpa  permite  quebrarla  en  fragmentos  menores,  aptos  para  su  paso  hacia  las  etapas  siguientes  del  proceso.  Estos  pueden  ser  martillos  picadores  fijos,  por  estar  anclados  en  puntos  determinados de la mina o de la planta, por ejemplo al lado del chancador o de piques de trapaso,  o  bien  martillos  picadores  móviles,  montados  sobre  equipos  con  orugas  para  trasladarse  a  distintos sitios dentro de la mina.”  3.4.3

Camiones 

Estos equipos se utilizan para hacer un transporte secundario, desde los piques de producción a  los chancadores principales o a otro sistema de transporte más masivo, por ejemplo trenes. En las  experiencias  que  tiene  CODELCO,  se  han  utilizado  por  ejemplo  equipos  SUPRA  de  80  toneladas,  como el indicado en la fotografía: 

  Este es un equipo de bajo perfil articulado, que da una alta capacidad de transporte con una razón  de  peso  del  equipo  relativamente  baja,  como  el  diseño  es  compacto,  esto  permite  operar  en  secciones relativamente pequeñas, buena maniobrabilidad y alta productividad.   16   

  Las  principales  limitaciones  que  tiene  este  tipo  de  sistemas  es  la  disponibilidad  de  los  equipos  y  también  los  requerimientos  de  ventilación.  Dado  que  se  utilizarán  en  circuitos  relativamente  repetitivos y simples, se podrían automatizar y telecomandar con relativa facilidad.  3.4.4

Chancadores 

Existen  dos  formas  de  utilizar  estos  equipos  en  los  sistemas  de  transporte:  como  chancadores  centralizados y como chancadores distribuidos.   En el primero la ubicación del chancador va asociada a la incorporación de un nivel de transporte  secundario  que  moviliza  mineral  grueso,  para  este  fin  se  han  utilizado  camiones  o  trenes  que  tienen trayectos cortos de transporte. En general se han utilizado chancadores de gran capacidad  y en infraestructuras de gran tamaño, para ubicarlos en interior de mina.  En  el  diseño  de  chancadores  distribuidos  la  idea  es  acercar  el  chancador  a  los  puntos  de  extracción.  En  estas  experiencias  se  han  usado  chancadores  de  mandíbulas  y  en  algunos  experimentos  actuales,  se  están  incorporando  chancadores  de  bajo  perfil  (Sizer  MMD).  Después  de  realizar  la  reducción  granulométrica,  se  están  usando  trenes  o  camiones  y  también  se  han  realizado diseños con la incorporación de correas transportadoras. Experiencias con chancadores  de mandíbulas podemos encontrar en el sector Diablo Regimiento en El Teniente y Nivel Inca de El  Salvador y la experiencia con Sizer se realizó en Andina.  3.4.5

Trenes  

Es un equipo tradicional en la minería y se utiliza para el transporte masivo de mineral en grandes  lotes.  En  Chile  las  mayores  experiencias  están  en  El  Teniente  y  en  El  Salvador,  donde  se  encuentran los equipos de mayor tonelaje.   El Ferrocarril es el principal sistema de transporte actual de la mina, cuyo objetivo es conducir el  mineral extraído desde los sectores mina contenido en los piques de traspaso de mineral hasta las  Plantas de Chancado en Colón. El nivel de transporte principal se encuentra en el nivel de menor  cota, el carguío de vagones se realiza a través de buzones y su descarga se realiza en la tolva de  Chancado Primario ó Secundario, dependiendo de la granulometría del material transportado.  La figura siguiente muestra un diagrama esquemático de un  layout de un sistema de transporte.  En este documento se ha utilizado como ejemplo el Ferrocarril Teniente 8.   

17   

 

Para  darle  continuidad  al  sistema  de  transporte  el  carguío  de  los  trenes  se  hace  desde  tolvas  o  silos que se construyen en roca y que tienen una capacidad definida.  En una  mina  como División El Teniente y considerando una capacidad de 137.000 toneladas por  día,  se  dispone  de  un  parque  de  8  locomotoras  de  aproximadamente  130  t de  tara  y  1.800  t  de  arrastre.   En  las  dos  minas  de  CODELCO  que  tienen  este  tipo  de  equipo  dividen  su  flota  en  trenes  que  transportan mineral fino y trenes que transportan mineral  grueso. 

18   

 

  Los  primeros  corresponden  a  convoyes  conformados  por  carros    que  vacían  a  través  de  dos  compuertas situadas al fondo cada carro  (pueden ser de carros de 100 ton). Estos carros son para  transportar mineral secundario y mineral chancado. En el caso Teniente la carga por viaje es 1.539  t con un factor de carro de 81 toneladas.  Los  segundos  son  carros  que  descargan  por  volteo  lateral  y  descargan  sobre  un  Chancado  Primario.  Los  carros  de  grueso  tienen  una  estructura  más  reforzada  que  los  carros  de  fino,  permitiendo  el  carguío  de  mineral  de  mayor  granulometría  (hasta  80  toneladas).  En  el  caso  Teniente es 1.260 t con un factor de carro de 70 t.  En  la  operación  se  incorpora  nuevas  tecnologías  de  operación  y  control  que  se  sustentan  en  el  funcionamiento  de  dos  sistemas,  el  primero  encargado  de  administrar  el  tráfico  en  todo  el  complejo de vías  y el segundo en la operación automática de los trenes.   3.4.6

Piques de extracción 

Una de las alternativas de extracción masiva de mineral desde una mina profunda es la utilización  de skip. Las ventajas de usar este tipo de equipos se indican a continuación:  •

Menor consumo de energía y costo de operación por traslado del mineral desde la mina  subterránea a la superficie.  19 

 

  •

Más  rápida  forma  de  transportar  a  los  empleados  desde  la  superficie  a  los  lugares  de  operación subterráneos. 



El sistema de piques verticales puede llevar grandes volúmenes de aire de ventilación en  forma adicional a su función principal. 



Los  sistemas  modernos  han  mejorado  la  disponibilidad  operativa  y  mantención  con  el  manejo confiable del mineral, hombres y materiales. 



Cargas  grandes  y  pesadas  pueden  ser  transportadas  directamente  desde  la  superficie  al  nivel  de  trabajo  subterráneo  en  forma  más  fácil  y  segura  en  comparación  al  transporte  mediante rampa. 

Sin  embargo  este  tipo  de  equipos  tiene  desventajas  también  importantes,  la  preparación  y  construcción  es  más  compleja  y  peligrosa,  para  salir  de  la  mina  se  requiere  de  estos  equipos  mecánicos, pues no se tiene (en algunos casos) vías alternativas, requiere de mayor rigurosidad en  su mantención y son de operación más cara. Otro punto importante es que su capacidad máxima  está entre los 45.000 a 60.000 toneladas por día y si se requiere de mayor producción se deben  construir equipos en paralelo. 

  En el caso de Chile, también se deben considerar en el proyecto de diseño del sistema, lo sísmico  que  es  el  país,  por  lo  tanto  esto  obligará  a  tomas  resguardos  y  a  tener  algunas  restricciones  de  diseño.   Otro punto importante es que los piques pueden ser usados en paralelo como vías de ventilación  (ingreso o evacuación de aire) . 

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3.4.7

Correas trransportado oras  

En los  últimos añoss se ha visto  una expansió ón de la utilizzación de corrreas transpo ortadoras en  las  minas  subterráneas  por  Hundimiento,  a  laas  existentes  en  Andina,  Henderson,  se  le  suma  la  oración  de  este  e tipo  de  equipos  e en  Ridgeway  R deeep  y  en  el  co orto  plazo  see  agregarán  las  incorpo experieencias de El TTeniente con  en su proyeccto Nuevo Niivel Mina y en el proyecto o Chuquicamaata  Subterrráneo.   La  seleección  del  sisstema  de  tran nsporte  es  una  de  las  deccisiones  cruciales  en  el  desarrollo  de  un  proyeccto minero, essto definirá laa posibilidad que tendrá laa futura minaa de respondeer a los cambios  en  las  condicioness  de  mercad do  (requerimientos  de  au umento  de  producción  o  o a  problem mas  ha realizado u un largo debate a nivel mu undial respectto de si la meejor opción ess la  operaccionales) Se h utilizacción de pique es de extracción o correas  transportado oras, pero no es una mateeria que se haaya  zanjado.   El  costto  de  inversión  de  este  equipo  e va  associado  a  la  pendiente  máxima  m a  la  que  puede  ser  s instalado, el númerro de tramos que deben sser construidos y por lo taanto los punttos de traspaaso  que  see  requieren.  También  T se  debe  diseñarr  considerand do  las  posibles  profundizaciones  que  se  deben realizar para alcanzar nueevas cotas de producción. Tambiéén  existen  algunas  restriccciones  de  op peración  del  sistema,  se  requiere  elim minar  todos  los  materiales inchancaables que pud dieran afectaar la correa, d dañándola po or cortes. Es p por eso que sson  es los mecaniismos de prottección que d deben estar in ncorporados een el diseño. tambiéén importante

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  3.4.8

Piques de traspaso 

Uno  de  los  elementos  claves  en  el  movimiento  de  mineral  es  la  utilización  de  los  piques  de  traspaso, estos son construcciones verticales o subverticales desarrolladas en roca y que cumplen  la función de movilizar el mineral en la vertical.  En general se construyen circulares y los largos pueden alcanzar  hasta los cientos de metros. Su  construcción  puede  ser  manual  o  también  mecanizada  usando  para  esto  equipos  raise  boring  u  otros. En el capítulo 5 se mostrará una metodología de diseño.  3.4.9

Jumbos cachorreros 

En el control granulométrico en los puntos de extracción, los diseños actuales utilizan equipos de  línea para hacer la reducción con explosivos. Son equipos de buen alcance y buena velocidad de  desplazamiento.  En minas como El Teniente se ha incorporado un equipo Rikotus Axera D05 para esta operación.  Sin embargo, en su concepción este equipo fue desarrollado para desarrollo horizontal de túneles,  eso explica lo largo del equipo y la forma que este tiene. Considerando la perforadora este equipo  puede sobrepasar los 11 metros de logitud, sin embargo tiene un buen radio de giro y también,  por ser un equipo diesel es autónomo (vital para esta operación) 

  3.4.10 Rangos de operación de los distintos equipos  En la tabla que se incluye a continuación se muestran los rangos de operación característicos de  los diferentes sistemas de transporte de mineral descritos en los puntos anteriores. 

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4 Metodologías de diseño  Las metodologías de diseño aquí presentadas no son todas las que se utilizan en la industria y en  general  las  que  se  muestran  son  medios  ilustrativos  para  guiar  el  cálculo.  Se  mostrarán  algunas  relaciones entre los diferentes equipos y su optimización conjunta. 

4.1 Fragmentación  Es  la  clave  de  todo  el  proceso  de  manejo  de  materiales  en  la  minería  de  hundimiento.  Es  muy  grande  el  esfuerzo  que  se  realiza  es  para  adecuar  la  granulometría  a  los  equipos  que  se  están  utilizando.  La  granulometría  impacta  importantemente  en  el  rendimiento  de  los  equipos,  en  la  disponibilidad de la infraestructura y finalmente redundará en los costos.   Cuando se trabajaba con mineral secundario, la fragmentación no fue un problema importante, sin  embargo  al  profundizar  la  minería  hacia  minerales  más  primarios,  esta  ha  sido  cada  vez  más  relevante.  La fragmentación es una condición dada por la naturaleza sobre la que el ingeniero no  puede  actuar.  El  problema  es  que  los  equipos  son  más  productivos  cuando  operan  sobre  una  granulometría conocida y en general pequeña. Esto significa que el esfuerzo de los mineros ha sido  reducir a tamaños pequeños el mineral lo más cerca posible del punto de extracción.  Los  conceptos  de  forzamiento  y  pre‐acondicionamiento  han  sido  dos  de  las  estrategias  desarrollados  para  enfrentar  el  mineral  primario.  En  la  primera  lo  que  se  hace  es  preparar  una  tronadura masiva de toda la columna, con cara libre. Este es un proceso caro y lento, por la gran  cantidad  de  infraestructura  que  necesita.  Sin  embargo,  este  método  permite  asegurar  en  gran  medida el tamaño del mineral. 

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  Otra  respuesta  a  la  granulometría  es  el  pre‐acondicionamiento.  En  pocas  palabras  pre‐ acondicionar  el  macizo  es  una  operación  unitaria  que  se  hace  con  el  objetivo  de  inducir  las  fracturas que el mineral primario no posee, de manera de afectar positivamente su hundibilidad,  velocidad de caving, sismicidad  y también la formación de bloques o granulometría resultante del  proceso de caving. Existen dos formas de aplicar esta técnica, el hidrofracturamiento y el uso de  explosivos.  En  el  siguiente  ejemplo  se  presenta  una  gráfica  que  muestra  una  curva  granulométrica  no  considerando la aplicación de PA y también considerando la aplicación de PA. En ella se puede ver  que  la  aplicación  de  PA  desplaza  la  curva  hacia  la  izquierda,  hasta  un  30%  el  P80.  También  se  muestra que no existe un gran impacto en la zona de los gruesos, manteniendo su proporción al  aplicar la técnica.  Suponiendo que en el diseño realizado para la mina 2, se ha considerado la utilización de parrillas  de control granulométrico, en el nivel de producción, con aberturas de 1m x 1m. Esto quiere decir  que  se  deberá  reducir  todas  las  rocas que  estén  sobre  un  cierto  tamaño.  Es  decir,  llevando  este  dato a las gráficas indicadas es :  i.

Mina1 con PA = corresponde al 36% de las rocas 

ii.

Mina1 son PA= corresponde al 52% de las rocas 

iii.

Mina2 con PA= corresponde al 15% de las rocas 

24   

 

  En todos los casos se ha tomado la condición más desfavorable del rango formado entre las curvas  fina y gruesas. 

4.2 Sistema de transporte con equipos LHD  Como  se  ha  indicado  en  puntos  anteriores  el  diseño  del  sistema  de  transporte  con  equipos  LHD  depende  en  gran  medida  de  las  granulometrías  del  mineral  a  transportar.  Granulometrías  más  gruesas  requerirán  equipos  de  mayores  dimensiones  y  por  lo  tanto  implicarán  que  se  requiera  mallas de extracción más grandes.   4.2.1

Equipos LHD: 

El LHD está capacitado para cargar camiones de bajo perfil y camiones convencionales  de altura  adecuada, puede también descargar sobre piques de traspaso o sobre suelo para que otro equipo  continúe con el carguío.  Estos equipos cargan, acarrean y vacían el mineral de forma discreta, por lo que se caracteriza por  tener  un  tiempo  de  ciclo  asociado  a  cada  operación.  Los  tiempos  asociados  al  ciclo  son  básicamente los siguientes:  • Tiempo de carga (Tc); 

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  • Tiempo de descarga (Td);  • Tiempo maniobra (Tm);  • Tiempo de viaje con el balde lleno (Tvc); y  • Tiempo de viaje con el balde vacío (Tvv).  Solo  los  2  primeros  son  considerados  como  tiempos  fijos,  que  dependen  exclusivamente  del  equipo  en  sí.  Mientras  que  los  restantes  son  considerados  como    tiempos  variables,  pues  dependen  del  estado  del  camino,  distancia  de  acarreo,  carga  del  equipo  (tipo  de  mineral),  pendiente,  experiencia  del  operador,  visibilidad,  entre  otros.  Una  buena  manera  de  estimar  el  rendimiento de estos equipos es contar con buena información, fidedigna, del tiempo de ciclo.  El tiempo de un ciclo (Tciclo) de un LHD queda definido como sigue:     T ciclo = Tc + Td + Tm + Tvc + Tvv  Cálculo de tiempo de ciclo para LHD. 

El rendimiento de una pala LHD se calcula de la siguiente manera. Primero, se estima el número de  ciclo que el equipo realizará en 1 hora mediante la siguiente ecuación.  ° 

60

 

 

   Cálculo de N° de ciclos por hora para LHD (Le‐feaux, 1995). 

Donde:  Tc:      Es el tiempo que el LHD demora en promedio en cargar el balde en el punto de  extracción.  Está medido en minutos.  Td:      Es el tiempo que el LHD demora en promedio en vaciar el balde en el punto de  vaciado. Está medido en minutos.  Tvc:    Es el tiempo que el equipo LHD demora en promedio en viajar desde el punto de  extracción hasta el punto de vaciado con el balde lleno. Está medido en minutos. 

26   

  Tvv:     Es el tiempo que el equipo LHD demora en promedio en viajar desde el punto de  vaciado hasta el punto de extracción con el balde vacío. Está medido en minutos.  Tm:     Es el tiempo que el operador del equipo LHD demora en promedio para realizar las  maniobras de un ciclo. Está medido en minutos.    Luego, se calcula el rendimiento de la pala con la siguiente ecuación.  ° 1

 

  Cálculo de rendimiento para LHD (Le‐feaux, 1995). 

Donde:  N° ciclo: es el número de ciclo que un equipo LHD es capaz de realizar en una hora. Esta  medido en ciclos por hora.  Cb:     Es la capacidad de balde que tiene un equipo LHD en particular. Está medida en m3.  Fll:    Es el factor de llenado que tiene el balde del LHD al momento de cargar. Está medido  en tanto por uno.  dmxx:     Es la densidad del mineral a tratar. Está medida en t/m3.   esp:      Es el esponjamiento del mineral, producto de la fragmentación de éste. Está  medido en tanto por uno.  En la siguiente figura se muestra el perfil de un equipo LHD. 

  Perfil de un equipo LHD. 

 

27   

   

Algunos factores que afectan la productividad y la operación del LHD son:  • Iluminación;  • Estado de las pistas de rodado (derrame de carga, impacto en componentes mecánicos,  impacto  sobre  el  operador,  disminución  de  velocidad,  desgaste  de  neumáticos  que  deberían  durar  2000‐2500  horas  según  catálogo  3000  horas  y  puede  bajar  a  1800  horas);  • Área  de  carguío  (debe  tener  piso  firme  para  que  no  se  entierre  el  balde  y  no  genere  esfuerzos que puedan dañar el equipo, por ejemplo al cilindro central de volteo);  • Granulometría  del  material  a  cargar  (colpas  muy  grandes  disminuyen  factor  de  llenado);  • Vías de tránsito y tráfico;  • Áreas de carga y descarga;  • Ventilación (polvo y falta de oxígeno);  • Altura sobre el nivel del mar (se pierde 1% de potencia cada 100 metros a partir de los  300 metros sobre el nivel del mar. Para alturas superiores a 1.500 msnm se adicionan  turbos);  • Temperatura (cada 2 °C en ascenso se pierde 1% de potencia a partir de los 20 °C).  • Interferencias  con  otras  operaciones  mineras,  tales  como  largadura  y  tronadura  secundaria. 

 El mercado de los equipos LHD ofrece una gran variedad de modelos, de diferentes tamaños, con  capacidades de balde que van desde 1,7 hasta 14 yd3. Según sean las necesidades, se disponen de  versiones con accionamiento Diesel o con accionamiento Eléctrico. 

28   

 

Toneladas  por hora efectiva de operación

Comparación de rendimientos por tipo de  LHD 800 700 600 500 400 300 200 100 0 0

15

pala 4 yd3

30

45

60

75

pala 7 yd3

90

pala 10 yd3

105

120

135

150

pala 13 yd3

 

4.3 Sistema de cachorreo y descuelgue de zanjas  4.3.1

Sistema de descuelgue de zanjas 

El sistema actual de descuelgue de zanjas consiste en la colocación de cargas explosivas en puntos  estratégicos,    de  tal  forma  que  su  detonación  produzca,  mediante  el  rompimiento  del  equilibrio  que  lo  mantiene,  la  caída  del  material  al  piso  del  punto  de  extracción,  o  cercano  a  él.  Normalmente  este  objetivo  no  se  logra  en  el  primer  intento,  por  lo  tanto  la  operación  se  repite  hasta que los bolones puedan ser alcanzados por el jumbo para su perforación y tronadura.   Respecto de las cargas, estas pueden ser bombas de Anfo o conos APD, siendo estos últimos los  que presentan mayor efectividad, logrando en algunos casos, dependiendo del tamaño de la roca  y potencia del cono (APD‐225, APD‐1350 o APD‐2250), producir el quiebre del bolón.   La  colocación  de  la  carga  en  altura  se  efectúa  mediante  coligues  amarrados  entre  sí,  en  cuyo  extremo se ata fuertemente la carga. Para guiar el explosivo al punto deseado, dado que el coligue  es flexible, se utiliza el cordón detonante como ayuda.  El  proceso  completo,  desde  los  preparativos  previos  a  la  colocación  de  la  carga  hasta  que  se  quema y ventila, requiere aislar la calle, con la consiguiente interferencia al proceso productivo.  

29   

   

Colocación de Carga en Altura

                 

En algunas minas la cuadrilla de largadores está compuesta por dos personas, con un rendimiento  de  10  puntos  de  extracción  quemados  por  turno  y  un  tiempo  de  operación  efectivo  de  180  min/turno. Estadísticamente se realiza en promedio 7 largaduras por día, para una producción de  30.000 tpd. El costo estimado para este sistema esta del orden de 35 US$/operación. En intentos  de  mecanizar  el  sistema  se  ha  llegado  a  un  costo  de  150  US$/operación  utilizando  jumbo  descolgador y con un rendimiento de 3 operaciones por día.  4.3.2

Reducción secundaria 

La  reducción  de  tamaño  de  los  trozos  mayores  al  tamaño  de  corte  parrilla,  se  realiza  mediante  tronadura  secundaria.  La  operación  consiste  en  realizar  perforaciones  de  45  mm  con  un  Jumbo  Cachorrero,  donde  se  introduce  el  explosivo  (Tronex  2  o  Pulsar)    y  posteriormente  se  realiza  la  tronadura. Los trozos mayores del tamaño de corte de la parrilla y  que son transportados por la  pala, son reducidos por el martillo móvil denominado ROMO (Rompedor Móvil).  La operación de tronadura secundaria es realizada por una cuadrilla de “cachorreros”, quienes a  partir del tamaño y forma del bolón, estiman la cantidad de explosivo requerida. La tronadura se  puede realizar en la cámara de tronado o en el piso de los puntos de extracción. La iniciación de  los  tiros  se  ejecuta  simultáneamente  para  una  calle  completa,  la  que  incluye  también  las  cargas  para largadura de zanjas.  

30   

  El procedimiento de reducción descrito genera un alto grado de interferencia con la operación de  producción, ya que se debe evacuar entre  dos o tres calles adyacentes al momento de quemar y  posterior a ello se debe ventilar alrededor de 20 min.   De  la  distribución  de  tiempos  por  actividad  muestra  que  la  Tronadura  es  la  que  produce  mayor  interferencia, puesto que casi el 30% del tiempo se ocupa en evacuar y ventilar el sector. Por lo  tanto  cualquier  método  que  reduzca  o  elimine  el  tiempo  de  ventilación,  tendrá  un  impacto  positivo en la  reducción de dicha interferencia. 

Distribución de Tiempos Cuadrilla de Cachorreros

Actividad

Tiempo (min)

Entrada y Salida de Turno

60

Choca

60

Colocación Explosivo

140

Evacuaciones y Ventilación

140

Coordinación

40

Otros

40

Total

480

 

  Se  estima  que  para  una  mina  de  aproximadamente  30.000  tpd,  explotando  mineral  primario  requiere  de  un  promedio  de  180  operaciones  de  cachorreo  diarias.  La  productividad  de  una  cuadrilla es de aproximadamente 30 bolones turno a un costo aproximado de 18‐20 US$/bolón.  4.3.3

Rendimiento martillos picadores 

El  rendimiento  de  los  martillos  picadores  dependerá  de  una  serie  de  factores,  los  que  se  enunciarán a continuación:  1. Granulometría de alimentación  2. Dureza de la roca  3. Abertura de la parrilla de control 

31   

  En general no se conoce bien la granulometría de alimentación que recibe un martillo, esto porque  el sistema de medición de granulometría en los puntos de extracción tiene una gran incertidumbre  y  además  existen  el  proceso  intermedio  de  cachorreo,  que  tampoco  asegura  disponer  de  una  curva granulométrica 100% conocida.  Por otra parte, la respuesta de la roca a la operación de picado difiere de una litología a otra y no  existe  una  relación  clara  para  medir  los  tiempos  que  permanece  percutando  el  martillo  para  realizar la reducción. Otro factor es la forma en que se quiebra la roca, es posible que rocas mas  redondeadas sean más difíciles de reducir que rocas que tienen formas tableadas.  Por último está la abertura de la parrilla de control, una parrilla de un metro de abertura tendrá un  mayor rendimiento que una donde la abertura es de 80 centímetros  En la gráfica siguiente se muestra algunos valores de tiempo de picado en el Sector Esmeralda de  El Teniente y que fueron tomados en abril del 2003. En ellos se ve que los tiempos relacionados  con  los  tamaños  de  las  rocas  no  se  ajustan  a  ninguna  función  clara.  La  abertura  de  la  parrilla 

Tiempo Picado (min/colpa)

correspondió a 1m x 1m  12 10 8 6 4 2 0 0

0.5

1

1.5

2 2.5 Tamaño Colpa (m3)

3

3.5

4

 

Resultado de análisis de tiempo de picado de rocas  Finalmente la única opción de análisis es ajustar una distribución de tiempos de picado, pero sin  considerar la granulometría de alimentación. Obteniéndose la siguiente distribución 

32   

 

  Ajuste de distribución de tiempos de picado de martillos  Se  debe  indicar  que  este  es  un  análisis  considerando  un  número  limitado  de  datos  y  se  debe  contrastar con mayor información. 

4.4 Interferencias con las operaciones de extracción  Como se puede observar en la tabla adjunta casi un 10% del turno de producción de una pala LHD,  se  pierde  por  operaciones  de  tronadura  secundaria.  Sin  embargo  también  son  relevantes  otras  actividades tales como los tiempos de inicio de turno, fin de turno y las horas de colación. Todas  estas pérdidas  impactan en la productividad de los equipos y también en la productividad del área  activa. 

Actividades en un turno de producción

Horas por turno

%

Inicio  de turno 

1,40

17%

Fin de turno 

1,13

14%

Colación 

0,94

12%

Asociadas a sobretamaño 

0,84

10%

Otros 

0,39

5%

Operación  

3,31

41%

Total turno 

8,00

100%

  Esto  implica  que  cuando  se  hace  el  diseño  y  estimación  del  número  de  equipos  LHD  que  se  utilizará en producción, deben considerarse estos factores.  33   

  En la gráfica adjunta se muestra la magnitud de la pérdida de capacidad productiva de una calle en  función de la cantidad de sobretamaños: 

Capacidad de producción (t)

Capacidad por calle 3000 2500 2000 1500 1000 500

0 % sobre 2 m3      Capacidad por calle

2%

5%

7%

10%

15%

20%

2823

2410

2153

1786

1252

781

Capacidad por calle

  El cálculo esta realizado sobre una calle de 22 puntos con una malla de 13x13 y palas de 7 yds 3.  En  un  turno  de  4  horas.  La  capacidad  indicada  por  calle  corresponde  a  la  producción  de  un  día.  Esto quiere decir que en la condición más desfavorable la velocidad de extracción alcanza a 0,21  ton/m2 día y en la más favorable se puede extraer a una velocidad de 0,76 ton/m2 día. 

4.5 Diseño de piques de traspaso  La  necesidad  de  transportar  el  mineral  grueso  entre  niveles  hace  del  pique  de  traspaso  un  elemento clave en el manejo de materiales gruesos.  En general el diseño de los piques tiene una  inadecuada atención y normalmente su ubicación no es la ideal, tanto desde el punto de vista de  la productividad lograda en los niveles de producción como desde el punto de vista geotécnico. En  este último caso, los piques que fallan son muy difíciles de reparar y además se transforman en un  elemento crítico para la producción, porque sus interrupciones generan pérdidas graves.  En este capítulo abordaremos los criterios de diseño de los piques, desde el punto de vista de la  producción y manejo de mineral, pero no nos preocuparemos de los temas geotécnicos y de fallas  de estos dispositivos.  

34   

  Una de las principales restricciones que tiene un sistema de piques es la forma de operación. Un  pique  que  es  operado  en  vacío  es  mucho  más  riesgoso  que  un  pique  que  es  operado  siempre  lleno,  sin  embargo  esto  hace  que  la  capacidad  de  traspaso  disminuya.  Operar  a  pique  lleno  en  muchos casos, sobre todo cuando la alimentación y extracción del pique es realizada en procesos  batch, es imposible de lograr.   Cuando se tienen dos equipos que operan en forma bach, uno alimentando y el otro extrayendo el  mineral. Esto implica que la capacidad de traspaso del pique estará determinada por el equipo de  menor  capacidad  de  alimentación.  Si  el  que  tiene  menor  capacidad  es  el  que  extrae  el  mineral,  esto  implicará  que  el  alimentador  tendrá  pérdidas  por  que  el  pique  estará  lleno  en  muchas  oportunidades y no podría vaciar normalmente. Por otro lado si el de menor capacidad es el que  alimenta sucederá que el equipo que extrae tendrá pérdidas de tiempo por falta de mineral.  Para el diseño de los piques se usa un criterio empírico apoyado por diseños ingenieriles. Desde el  punto de vista empírico se deben considerar:  •

El tipo de equipo que se usará para la construcción. 



El tipo de soporte que se requiere. 



Configuración del pique incluyendo los puntos de vaciado y extracción. 



Ubicación de los piques. 



Determinar claramente los sectores en los que se aplicará la fortificación. 

4.5.1

Propiedades del material que se transporta 

Para hacer un buen diseño del pique se requiere caracterizar claramente el tipo de material que  será traspasado. En el documento de guias de diseño de piques publicado por CAMIRO se indican  los siguientes aspectos claves:  •

Estudio granulométrico del material (tamaños por rango) 



Angulo de fricción interna 



La cohesión de los finos 



Densidad de los finos 



Dureza relativa entre el mineral que se traspasa y la roca que forma el pique 



Composición del mineral. 

35   

  4.5.2

Inclinación 

Normalmente  los  piques  se  diseñan  para  inclinaciones  entre  los  60  y  75°,  sin  embargo  excepcionalmente se pueden construir de hasta 55°. Estudios realizados muestran que los piques  que  tienden  menos  a  producir  trancas  son  los  que  se  construyen  en  el  entorno  a  los  90°,  sin  embargo  esto  complota  con  los  chutes  de  carguío  u  otros  equipos  que  se  ubican  en  el  nivel  inferior, debido a la energía que adquieren las rocas que caen en caída libre.  En materiales que contienen mucho fino, sobre el 10% del total movilizado, es recomendado que  se construyan con ángulos mayores a 70°.  Otro efecto que tiene la inclinación de los piques son las limitaciones que se tienen para definir los  sectores  de  llegada  de  éstos.  Por  ejemplo  un  pique  de  40  metros  que  se  debe  construir  con  un  ángulo de 70° tienen un área de influencia de llegada de 665 m2; si el pique pudiera construirse  con  un  ángulo  de  65°,  entonces  su  área  de  influencia  sería  de  1093  m2.  Esto  significa  que  en  el  segundo caso hay más posibilidades de ubicación del pique.  4.5.3

Diámetro del pique 

El tamaño de los piques se determina por la relación empírica siguiente:   

 

D/d > 5 

Donde  D= es el diámetro del pique   

d= es el diámetro de la partícula más grande que debe ser traspasada 

Cumpliéndose esta condición, es muy difícil que un pique se pueda bloquear por encadenamiento  de  las  rocas.  Sin  embargo,  implica  que  un  pique  de  este  diámetro  tendrá  otros  problemas  de  construcción y operación.  Otra  forma  de  calcular  el  diámetro  del  pique  se  determina  considerando  el  porcentaje  de  finos  que contiene el mineral. La razón se determinará de con la siguiente expresión:  D > (2k/δ)(1 + 1/r)(1 + sinφ),  Donde  D = diámetro del pique  k = cohesion de los finos (libras por pie cuadrado)  δ = densidad de los finos (libras por pie cúbico);  r = razón de proporcionalidad  36   

  φ = ángulo de fricción interna de los finos  Por último una forma empírica de calcular los piques es: 

  4.5.4

Largo del pique 

En general el largo del pique dependerá de la distancia entre los niveles que el pique debe unir y  de la capacidad de acopio que se le quiera dar. También será importante el costo de construcción  y los problemas operativos que dicha construcción genere. Es obvio que un pique inclinado tiene  una mayor capacidad que uno vertical.   Piques muy largos mayores a 60 metros requerirán de un nivel de control, este se construirá para  evitar  colgaduras  y  asegurar  la  operatividad  del  pique.  En  algunos  casos  en  ese  nivel  se  ha  colocado una parrilla o un chancador para controlar la granulometría. 

4.6 Sistema de Transporte Intermedio  El  nivel  de  transporte  intermedio  permite  trasladar  el  mineral  proveniente  desde  los  piques  de  vaciado del nivel de producción hasta las tolvas de vaciado sobre la caverna que aloja al chancador  primario en interior mina.  Las  tecnologías  disponibles  para  efectuar  el  traslado  del  mineral  y  que  han  sido  probadas  en  distintos  centros  mineros  de  importancia  se  presentan  a  continuación.  Cada  una  de  estas  reúne  características  que  permiten  ser  automatizadas  u  alcanzar  una  operación  remota.  Usaremos  un  ejemplo de un proyecto para comparar equipos que pueden realizar esta tarea  a) Camiones eléctricos tipo Kiruna  El  camión  eléctrico  Kiruna,  modelo  K  1050E  con  capacidad  de  50  toneladas,  incorpora  la  sustitución de energía diesel por energía eléctrica, aspecto que representa ventajas comparativas  en  términos  de  eficiencia  energética,  bajos  requerimientos  de  aire,  bajas  emisiones,  menores  recursos  para  ventilación,  reducción  del  nivel  de  ruidos  y  mejoras  en  el  ambiente  de  trabajo  general.  37   

  Según antecedentes del fabricante, estos equipos desarrollan velocidades superiores a un camión  diesel, especialmente en pendientes ascendentes, representan también una mayor vida útil para  los sistemas de tracción y alta confiabilidad para las operaciones de transporte de mineral.  Las desventajas de estos equipos son su mayor costo inicial por unidad comparado con uno diesel  de capacidad equivalente, baja flexibilidad en lugares sin trolley ya que en estas condiciones debe  moverse con energía diesel, disminuyendo su velocidad al no estar conectado al trolley.  b) Camiones diesel Supra 0012H  Los  camiones  de  80  toneladas  constituyen  una  de  las  alternativas  de  mayor  capacidad  de  transporte unitario para equipos diesel en minas subterráneas, actualmente se encuentran en uso  en  División  Andina  y  en  mina  El  Teniente.  El  layout  del  estudio  trade‐off  para  implementar  esta  alternativa también fue modificado, principalmente en la disposición de los cruzados de acarreo.  Otro  aspecto  que  fue  modificado  respecto  del  estudio  comparativo  camiones  y  ferrocarriles,  fueron  los  puntos  de  descarga  definidos  para  los  camiones,  determinándose  dos  puntos  de  vaciado  por  chancador  en  lugar  de  los  tres  definidos  anteriormente;  también  se  estableció  la  dimensión de las instalaciones de descarga para las opciones FFCC y camiones, las cuales pasaron  a  ser  muy  semejantes,  dejando  de  constituir  una  ventaja  para  la  opción  camiones  las  supuestas  instalaciones de menor tamaño que este sistema requeriría en relación a un sistema con trenes.  c) Ferrocarril  La alternativa de transporte de mineral a través de trenes, considera locomotoras de 72 toneladas,  tipo Schalke, para tirar carros de 50 toneladas, conformando trenes de 10 carros.  El  sistema  de  acarreo  de  estos  equipos  puede  ser  tipo  push‐pull,  es  decir  el  mineral  cargado  a  través de buzones a los trenes de acarreo, avanza con locomotora en punta hasta los puntos de  vaciado donde se produce la descarga del mineral y vuelve a reiniciar el ciclo de carguío avanzando  en retroceso hasta el cruzado asignado para la extracción.  Para el análisis de las alternativas se deben evaluar variables tales como la inversión y el costo de  operación  (mano  de  obra,  petroleo,  energía  eléctrica,  insumos,  manteniemiento,  etc),  lo  cual  permitirá  estimar  el  Valor  Actual  de  Costos  (VAC),  permitiendo  discriminar  la  alternativa  con  menor costo. 

38   

 

4.7 Chancado Primario  4.7.1

Tolva de Alimentación a Chancador Primario 

Las tolvas de alimentación al chancado primario son estructuras que se construyen entre el nivel  de transporte secundario, que pueden ser trenes o camiones y que descargan hacia el Chancador  Primario. Se construyen con planchas antiabrasivas  y sus dimensiones dependen de la necesidad  de acopio. En la figura se puede ver un ejemplo de tolva con descarga de camiones. 

Estación de Chancado

4.7.2

Alimentación al Chancador Primario 

En algunos diseños se considera un equipo alimentador que traslada el mineral desde la tolva  hasta el chancador. En este proceso se eliminan los  palos y chatarra metálica, los cuales vienen  junto con el mineral desde el interior de la mina.  4.7.3

Selección del Chancador Primario 

Para este tipo de chancadores centralizados las opciones de equipos disponibles en el mercado  son:  ‐

Chancador giratorio 



Chancador de mandíbula ‐ giratorio / híbrido 



Chancador de mandíbula (de un brazo) 

39   

  El método de hundimiento por bloques puede generar colpas muy grandes, sin embargo, el  tamaño que se puede alimentar al chancador primario subterráneo está limitado por el tamaño  del balde del LHD y la abertura de las parrillas en el nivel de producción.  Para cumplir estas funciones se pueden encontrar en el mercado los siguientes tipos de  chancadores  ‐

Chancador giratorio – Metso o Krupp 60”x89” 



Chancador giratorio – Metso 62”x75” ó Krupp 63”x75” 



Chancador de mandíbula (de una biela) – Krupp E20‐17N o Metso C200 



Chancador de mandíbula ‐ giratorio (híbrido) – Krupp BK160‐210 

4.7.4

Número de Chancadores 

La cantidad de chancadores requeridos varía según el tipo de chancador y la tasa de producción.  También  esta  decisión  dependerá  del  tamaño  de  mineral  de  alimentación,  una  alimentación  bastante gruesa impactará en la capacidad de chancado del sistema.  Otro  tema  relevante  es  el  tamaño  del  producto  que  genera  el  chancador,  principalmente  pensando  en  los  procesos  posteriores  transporte  por  correas  y  molienda.  Un  tamaño  máximo  aceptable para un producto de chancado primario es de 300 mm  Capacidad de los Chancadores Chancador

Híbrido

62-75

Giratorio Krupp y Metso 60-89

css 250

oss 200

oss 250

oss 200

Tamaño Max del producto - mm

300

250

300

250

Tasa Aprox. - t/h Horas por día Capacidad - kt/d

950 15 14,3

2.810 15 42,2

4.060 15 60,9

2.860 15 42,9

Proveedor Tamaño Ajuste descarga del chancador mm

Mandíbula Krupp y Metso 79-60

Giratorio Metso

Krupp 63-83

En función de las capacidades indicadas y las horas de operación por días, se calculará el número  de  chancadores  requeridos  para  obtener  la  capacidad  de  producción  diaria  requerida.  Otra  cosa  importante es que el chancador de mandíbulas indicado tiene casi 4 veces menor capacidad que  los  otros  equipos,  por  lo  tanto  este  equipo  deberá  ser  usado  como  chancador  distribuido  y  los  giratorios y el híbrido como chancadores centralizados. 

40   

  Las ventajas y desventajas de cada opción se resumen en las tablas sigientes:  Comparación de Ventajas

Mandíbula Requiere la excavación mas pequeña

Giratorio 62 x 75

Giratorio 60 x 89

1)

Tiene uno de los costos de operación mas bajo

2)

El producto es cúbico

3)

Comparte el costo de inversión mas bajo para 137 kt/día

3)

4)

Puede ser alimentado directamente desde FFCC o camiones si se requiere

1)

Tiene uno de los costos por tonelada mas bajo

2)

El producto es cúbico

1)

Tiene la mayor razón de reducción, hasta 8:1

2)

El producto es cúbico

Tiene el costo de inversión mas bajo para 180 kt/dia y comparte el mas bajo para 137 kt/día

3)

Comparte el costo de inversión mas bajo para 137 kt/día

4)

Puede ser alimentado directamente desde FFCC o camiones si se requiere

4)

Acepta el mayor tamaño en la alimentación, 1500 mm, en comparación a los 1400 mm de los otros chancadores

5)

Requiere la menor cantidad de unidades para 180 y 137 kt/día

41   

Hibrido

  Comparación de Desventajas

Mandíbula

Giratorio 62 x 75

Giratorio 60 x 89

Hibrido 1)

1)

Tiene la menor capacidad y por lo tanto se requiere mayor cantidad

1)

Requiere la excavación mas grande

2)

El producto puede ser de forma alargada

2)

Tiene los componentes mas grandes y pesados

3) 3)

tiene el costo por tonelada mas alto

4)

Puede atascarse al manejar material húmedo y pegajoso

Probablemente la primera vez que un chancador de este tamaño sea usado en una instalación subterránea

5)

Requiere alimentador y solo puede ser alimentado por un lado

4.7.5

Requiere alimentador y solo puede ser alimentado por un lado

Tolva de Descarga del Chancador  

La tolva de descarga del chancador – ubicada en la parte inferior de sala de chancado – también se  calcula con una capacidad de acopio y esta infraestructura termina en un alimentador   4.7.6

Correa Sacapalos 

Es otro elemento que se debe considerar en el diseño, este tipo de correa tiene la misión de servir  para  la  eliminación  de  elementos  extraños  antes  que  el  mineral  caiga  a  la  correa  de  extracción  principal. Es una correa de baja velocidad y que permite esparcir el mineral, de manera de hacer  una inspección visual o con elementos detectores que permitan sacar la basura. 

42   

  Costos Unitarios

Inversiones Iniciales y Costo Unitario

Costo Horario (US$/h operación sin

Kiruna K

Camiones

FFCC

1050

Supra

10

Eléctricos

0012H 80

carros

50 t

t

50 t

87,1

75,7

284,8

0,66

0,45

0,75

operador) Costo ton transportada (US$/t)

En  los  análisis  comparativos  es  importante  considerar  aspectos  tales  como  ventilación  e  infraestructura,  especialmente  para  mantenciones  mayores.  Los  layout  de  transporte  también  tendrán  características  importantes,  por  ejemplo  los  camiones  requieres  radios  de  giro  más  pequeños lo que le da mayor flexibilidad. 

4.8 Capacidad del Sistema  En el diagrama indicado a continuación se muestra la relación entre los diferentes equipos que  participan en el sistema de manejo de materiales. Para calcular la capacidad del sistema se deben  considerar los siguientes parámetros:  ‐

Tiempo de operación efectiva. Se puede estimar entre 15 a 20 hrs por día 



Capacidad de chancado del equipo (1000 t/h para chancadores distribuidos y 12000 t/h  para chancadores centralizados) 



Estimar la capacidad de acopio que tiene el sistema 



Disponibilidad de los sistemas componiéndolos desde las disponibilidades de cada equipo  en particular 

            43   

 

  Pe erfil esquemático y manejo de e materiales

4.8.1

Capacidad d balanceada a del sistem ma 

be  lograr  unaa  sincronía  entre  e las  parttes  del  sistem ma.  El  balance  se  puede  obtener  si  los  Se  deb tiempo os  de  entrad da  y  salida  de  d las  diferen ntes  partes  del  sistema  tienen  una  distribución  de  tiempo os estrecha.   Se deb be tratar de e evitar el efectto de la variaación estadísttica, dado qu ue este es acu umulativo, paara  lograr esto se deben hacer trabaajar sistemas en paralelo o o se debe creaar dispositivo os que absorb ban  os sistemas.  las variaciones de lo Cuando o los flujos e estén balanceeados entoncees las capacid dades de los  componentees no lo están n y  por lo ttanto habrá e equipos sub‐u utilizados. Esttos deben serr identificados.  A  conttinuación  se  muestra  un n  ejemplo  de  eventos  que  q son  dependientes  dee  fluctuacion nes  estadíssticas:  Si  se  tiiene  un  flujo  entre  los  procesos A  a  B  B y  cada  uno  de  estos  deb be  ser  completado  antes  de  seguir a la etapa sigguiente. 

    44   

  El procceso A tiene u una dispersión n igual a la indicada en la ffigura:   

  El  procceso    B  no  tiene  variación n  y  toma  un  tiempo  fijo  de  10  (  en  este  e ejercicio  no  importa  las  unidad des)  El procceso A tiene u una media dee 10 ± 2, el p promedio es eel mismo en eel proceso B, sin embargo o si  querem mos alcanzar  la máxima productividad  en el proceso B tendremos que colocar un elemen nto  que acumule producto entre los dos procesoss. 

  ue:  La concclusión de estte tema es qu NO  ES  MEJOR  BALA ANCEAR  CAP PACIDADES,  LO  L ÓPTIMO  ES  E ASEGURAR R  EL  FLUJO  DEL  D PRODUCTTO  QUE EL SISTEM MA ESTE BLA ANCEADO.  PARA Q 4.8.2

Cuellos de e botella y re ecursos de c  capacidad re estringida 

Un  cueello  de  botella  se  puede  definir  d como  cualquier  reecurso  que  tiene  una  capacidad  definiida  menorr  que  su  dem manda.  Este  cuello  c de  bottella  es  una  restricción  r qu ue  limita  el  flujo  dentro  o  o a  través  del  sistema..  El  cuello  dee  botella  pueede  ser  un  equipo,  e un  proceso,  personal  altamen nte  especiaalizado, etc.  Por otrra parte, si un sistema no o es un cuello o de botella,  entonces se  pueden haceer cambios paara  llevarlo o al límite. 

45   

  Por otro lado un recurso de capacidad restringida es un recurso que está al límite de su capacidad  y que se puede transformar en un cuello de botella si no se maneja o programa adecuadamente.  4.8.3

Productividad y capacidad 

Por  último  otro  elemento  importante  es  la  medición  de  la  productividad  del  sistema.  Como  definición la productividad es la medida de eficiencia del sistema de manejo de materiales y que se  puede medir considerando sus componentes o el sistema global.  La productividad se puede medir por la eficiencia de la mano de obra, Rendimiento mano de obra  directa (t/hombre día), Rendimiento de mano de obra global (t/hombre día), etc.   Rendimiento  de  los  equipos,  por  ejemplo  Rendimiento  instantáneo  del  equipo  LHD:  t/hora  o  rendimiento promedio del equipo LHD: t/día.  Productividad del área: Rendimiento del área activa (t/m2 día) o Rendimiento del área total (t/m2  día)  Este  tipo  de  mediciones  es  una  cuantificación  de  la  eficiencia  con  la  que  trabaja  el  sistema,  sin  embargo no esto no muestra si la empresa está o no ganado dinero.  PRODUCTIVIDAD  SON  LAS  ACCIONES  QUE  SE  TOMAN  PARA  QUE  LA  COMPAÑÍA  ALCANCE  SUS  METAS.  Por  otra  parte,  la  capacidad  del  sistema  está  definida  como  el  tiempo  disponible  para  producir,  descontando el mantenimiento y las fallas. 

5 Casos de sistemas de manejo de materiales   5.1 Mina Henderson  Es  una  mina  de  molibdeno,  con  una  malla  tipo  teniente  de  17  x  31  (m).  El  nivel  de  producción posee dimensiones de 540 x 390 (m) con alturas de columnas que varían entre  122  y  340  (m)  y  posee  una  producción  media  de  32.000  TPD  (toneladas  por  días).  El  sistema de carguío y transporte está compuesto por los siguientes componentes:  ‐

LHD de 8,7 (yd3); 



Piques de traspaso con diámetro de 2,1 (m); 



Camiones de bajo perfil de 72 toneladas;  46 

 

  ‐

Correa transportadora de 24 (km), aprox. 

El  mineral  cargado  por  el  LHD,  proveniente  de  los  puntos  de  extracción,  es  descargado  sobre  el  pique de traspaso. El espaciamiento entre piques está entre 102 a 130 (m), dependiendo del largo  total de la galería de producción, altura columna mineral, tonelaje y el correspondiente diseño silo  y buzón.   Dos piques se conectan mediante  un silo, que descarga a través de un buzón sobre la  tolva  del  camión,  ubicado  a  44  (m)  bajo  el  nivel  de  producción.  Los  camiones  transportan  el  mineral  hasta  el  chancador  primario.  El  mineral,  reducido  de  tamaño,  es  transportado  nuevamente mediante correas transportadoras hasta la planta de molienda, (Callahan, Keskimaki,  Fronapfel,  2008).  En  la  siguiente  figura  es  posible  visualizar  de  manera  general  el  sistema  mencionado anteriormente.  

  Sección general, Mina Henderson (Callahan, Keskimaki, Fronapfel, 2008). 

5.2 Mina Northparkes E26 Lift2  Es una mina de cobre/oro, con una malla tipo Offset Herringbone de 18 x 15 (m). La filosofía usada  para el diseño del sistema de manejo de minerales es la siguiente (Duffield, 2000):  ‐

Minimizar la cantidad de manejo de minerales; 



Minimizar las etapas en reducción de tamaño de bloque de mineral; 



Tamaño del chancador para manejo de tamaño roca máxima que el LHD podrá llevar;  



Instalar un sistema continuo (el concepto de “Rock Factory”).  47 

 

  Los componentes del sistema de carguío y trasporte son:  ‐

Flota de 6 equipos LHD eléctricos, con capacidad de balde de 7,8 (yd3); 



Correa transportadora; 



Skip, para la extracción del mineral a superficie. 

Se mantuvo el sistema utilizado en E26 Lift1, compuesta por equipos LHD que vacían directamente  sobre el chancador, situado en el nivel de extracción o producción. El largo promedio de la calle de  extracción es de 266 (m), con un promedio de distancia de acarreo de 150 (m). El mineral  fragmentado es transportado por una correa, para luego llevar a superficie mediante skip (Ross,  2008).  El diseño del sistema de carguío y transporte fue hecho mediante los siguientes criterios (Ross,  2008):  ‐

Productividad; 



Minimizar costo operación; 



Minimizar costo capital. 

Bajo el tercer criterio, se optó no usar piques de traspaso de mineral y usar infraestructura y  servicios existentes de la mina anterior (Lift1). 

 

  Perfil del sistema de manejo de minerales en mina Northparkes. 

48   

 

5.3 Mina Palabora Subterránea  Posee  un  diseño  de  malla  tipo  Heringbone  Offset,  con  dimensiones  de  17  x  34  (m),  con  dimensiones del footprint de 650 (m) de largo y 200 (m) de ancho, con 20 cruzados de producción  y 320 puntos de extracción, lo que le permite un ritmo de producción de 30.000 TPD de mineral de  cobre.  La  fragmentación  secundaria  del  mineral  es  gruesa,  por  lo  que  implica  una  alta  actividad  de  reducción secundaria para tratar eventos de colgaduras y sobre tamaños.  Los componentes del sistema de carguío y transporte son las siguientes:  ‐

Flota de 11 equipos LHD, tipo diesel, con capacidad de balde de 8,5 (yd3); 



Correa transportadora, de capacidad 2.000 (tph); 



Skip. 

Los equipos LHD alimentan a 4 chancadores de mandíbula, ubicadas en la zona norte del footprint.  El mineral reducido de tamaño pasa a una correa, la cual transporta hasta un silo, para luego ser  llevado a superficie mediante skip.   Las  colgaduras  del  punto  de  extracción  se  arreglará  mediante  perforación  y  tronadura  con  emulsión, mientras que el sobre tamaño, mediante técnica no explosiva de reducción de tamaño.  

  Vista en planta del nivel de producción de Palabora. 

 

49   

 

5.4 Mina Premier  Mina de diamante, de fragmentación gruesa, con método de explotación BC mecanizado con LHD,  a partir de 1970. Posee un diseño de tipo Heringbone Offset.   Dividieron el yacimiento en 2 zonas de acuerdo al RMR, nombrándose BA5 y BB1E. El primero  posee dimensión de malla de 15 x 15 (m), mientras que el otro es de 15 x 18 (m).   Los componentes del sistema de carguío y transporte son:  ‐

Equipos LHD, de tipo diesel y eléctricos, de capacidad 5 y 7 (yd3) respectivamente; 



Camiones de bajo perfil. 

El mineral proveniente de los puntos de extracción es cargado por el equipo LHD, para luego  descargar sobre la tolva del camión. Este último transporta el material hasta un chancador  primario. La productividad del equipo LHD, en promedio, está en torno a los 125 tph, con una  distancia media de acarreo de 144 (m). 

5.5 Mina El Teniente  5.5.1

Sector Mina Pipa Norte: 

Mina Pipa Norte está ubicada en el extremo Noroeste del yacimiento. En relación a otros sectores  de  la  mina,  Pipa  Norte  se  encuentra  al  Sur  del  sector  T6  Quebrada  Teniente.  Sus  reservas  extraíbles en PND 2008 corresponden 12,2 Mt con una ley media de 0,96 % de CuT y 0,019% de  Molibdeno. Para el año 2008 la producción comprometida es de 9.256 t/d, para luego aumentar  los años 2009 y 2010 a 10.000 t/d y finalizar su producción con 4.300 (t/d) el año 2011.  El método de explotación es el Panel Caving, tipo Hundimiento Avanzado al Límite. El manejo de  materiales ha incorporado nuevas tecnologías, respecto de los sectores tradicionales. En este caso  se  operan  equipos  LHD  semiautomáticos  de  13  yd3  que  descargan  a  un  buzón  con  parrilla  y  martillo  picador  que  alimenta  de  mineral  mediante  Plate  Feeder  a  un  chancador  de  mandíbula.  Luego a través de correas transportadoras de 48”, el mineral es enviado a pique OP‐17 Hw, para  ser posteriormente transportado a Planta Colón por medio del FFCC Ten 8. La Figura refleja el flujo  del movimiento de material productivo del Sector Mina Pipa Norte. 

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  Esquema isométrico del sistema manejo minerales de Mina Pipa Norte. 

5.5.2

Sector Mina Reservas Norte: 

Mina Reservas Norte se ubica al Norte del yacimiento y corresponde a una extensión de Teniente  Sub–6  al  Norte  desde  el  Área  Invariante.  Este  sector,  limita  al  Sur  con  el  sector  Pilar  Norte  y  al  Oeste con el sector Dacita. Dentro del plan del PND 2008 las reservas extraíbles corresponden a  147,5 Mt con una ley media de 1,09 %CuT y 0,023 % de Molibdeno. Para el año 2008 se espera  una  producción  de  27.635  (t/d),  alcanzando  su  máximo  de  37.500  (t/d)  en  el  año  2014.  Posteriormente  el  ritmo  decrece  hasta  agotar  las  reservas  en  el  año  2022  con  5.000  (t/d).  La  experiencia alcanzada en la explotación actual del Área Invariante permite sustentar la explotación  de este sector por el método Panel Caving con Hundimiento Avanzado. En el nivel de producción  del  área  Andesita  operan  Palas  LHD  de  7  yd3  que  transportan  y  vacían  el  mineral  en  piques  de  traspaso,  los  cuales  conducen  el  mineral  hasta  el  nivel  de  acarreo.  Desde  ahí,  camiones  de  bajo  perfil  de  80  Ton  son  cargados  con  Plate  Feeder  o  Buzones  y  transportan  el  mineral  a  los  piques  tolva que tienen incorporado un sistema de reducción mediante martillo picador, y que traspasan  el mineral a través de piques hacia el nivel de transporte principal donde se carga al FF.CC Ten 8.  En el caso del área invariante los equipos LHD de 7 yd3 transportan y vacían el mineral en piques 

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  de traspaso que conducen al nivel de reducción, llegando finalmente al FF.CC Ten 8. De esta forma  ambas áreas alimentan la Planta Colón. La esquematiza el proceso de explotación de este sector. 

Esquema isométrico del sistema de manejo de minerales de la Mina Reservas Norte. 

  5.5.3

Sector Mina Diablo Regimiento: 

Mina  Diablo  Regimiento  está  ubicado  en  el  extremo  Sur  del  yacimiento.  Sus  reservas  extraíbles  según  PND  2008,  corresponden  a  119  Mt  con  una  ley  media  de  0,87  %  CuT  y  0,028  %  de  Molibdeno.  Para  el  año  2008  la  producción  comprometida  es  de  14.433  (t/d),  alcanzando  su  régimen  entre  los  años  2013  y  2017  con  28.000  (t/d).  Posteriormente  el  ritmo  decrece  hasta  agotar las reservas del sector en el año 2022, con 5.000 (t/d).  El método de explotación es un Panel Caving, por medio de la variante Hundimiento Avanzado por  Calles  hacia  el  Este  y  Oeste,  y  por  medio  de  la  variante  Hundimiento  Convencional  con  Forzamiento hacia la zona Sur del área actualmente abierta. El sistema de manejo de materiales es  similar  al  de  Pipa  Norte,  basado  en  la  operación  de  equipos  LHD  de  13  (yd3)  que  alimentan  vía  Plate Feeder a chancadores de mandíbulas que entregan mineral bajo 8”, el cual es transportado  por medio de correas transportadoras hasta los piques OP 20‐21, los cuales traspasan el mineral  52   

  hasta el nivel de transporte principal FFCC Ten 8 para ser transportado finalmente hacia la planta  Colón. La Figura esquematiza el proceso de explotación de este sector. 

Esquema sistema carguío y transporte Mina Diablo Regimiento. 

5.5.4

Sector Mina Esmeralda: 

Mina  Esmeralda  se  ubica  al  este  del  yacimiento,  bajo  el  área  de  producción  agotada  del  sector  Teniente 4. Las reservas extraíbles en el PND 2008 corresponden a 294 (Mt) con una ley Media de  0,98%  CuT  y  0,023%  de  Molibdeno.  En  el  año  2008  se  estima  una  producción  de  35.000  (t/d),  alcanzando  su  régimen  entre  los  años  2012  y  2024  con  una  producción  de  45.000  (t/d),  posteriormente  su  ritmo  comienza  a  decrecer  llegando  el  año  2026  con  25.000  (t/d)  (año  de  cierre).  El método de explotación es Panel Caving con variantes de hundimiento avanzado, convencional y  forzamiento. El nivel de producción cuenta con una malla de extracción de 17 x 17 (m), donde la  distancia media de transporte asciende a 60 (m). El mineral es extraído desde las zanjas por palas  LHD  de  7  yd3,  y  apoyado  por  martillos  picadores  en  nivel  de  producción,  vacían  a  piques  de  traspaso  intermedios  que  cargan  en  el  nivel  de  transporte  al  FFCC  Teniente  6  Esmeralda  que  acarrea el mineral hasta las tolvas de los OP’s 22, 23 y 24 que alimentan en el nivel de transporte 

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  principal,  al  FFCC  Teniente  8  que  lleva  el  material  a  la  Planta  Colón.  En  la  figura  siguiente  se  muestra, en forma simplificada, el sistema de carguío y transporte de la Mina Esmeralda.  

Esquema sistema carguío y transporte Mina Esmeralda. 

6 Bibliografía  1. Chang  Ja  Kim,  Ernesto  Arancibia  V.;  “Evaluación  de  un  nuevo  sistema  de  carguío  y  transporte para minería de block caving” Memoria de título 2009.  2. W.  D.  Tyler,  K.  W.  Keskimaki,  D.  R.  Stewart;  “The  New  Henderson  Mine  Truck  Haulage  System‐ The Last Step to a Totally Trackless Mine”; Massmin 2004 proceedings, pp. 317‐ 323.  3. M. F. Callahan, K. W. Keskimaki, L. C. Fronapfel; “Constructing and Operating Henderson´s  new 7210 Production Level”; Massmin 2008, proceedings, pp. 15‐24.  4. I. T. Ross; “Northparkes E26 Lift 2 Block Cave‐ A case study”; Massmin 2008, pp. 25‐34. 

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  5. S. Duffield; “Design of the Second Block Cave at northparkes E26 Mine”; Massmine 2000,  proceeding; pp. 335‐346.  6. Paredes  Lermanda  Raúl  H.,  “Estudio  preliminar  para  la  explotación  por  block  caving  del  área sur del Segundo Panel mina Río Blanco‐ División Andina Codelco Chile”, año 1986.  7. Arrisueño Romero Javier Alexis, “Estudio sobre la velocidad de extracción en una mina de  block caving”, año 2002.  8. Brown  E.T.,  “Block  Caving  Geomechanics”,  JKMRC‐  The  University  of  Queensland,  año  2003.  9. Carrasco J. Francisco, “Uso de equipo de carbón en minería metálica”, año 2002.  10. W. Hustrulid, “Underground Mining Methods Handbook”.  11. Troncoso  Sebastián,  “Simulación  del  impacto  de  interferencias  operacionales  para  la  planificación de producción”, año 2006.  12. Arce  Pino  Juan  Carlos,  “Dimensionamiento  de  distancias  entre  puntos  de  extracción  y  niveles  de  producción‐  socavación  para  método  panel  caving  en  roca  primaria  mina  El  Teniente”, Año 2002.  13. Richard J. Sweigard, “Materials Handling: Loading and Haulage”, SME Mining Engineering  Handbook, 2nd ed., 1992.    14. Le‐feaux  Cortés  René  Eduardo,  “Manejo  de  materiales  en  explotaciones  subterráneas”,  1995.  15. W.  Hustrulid,  Sun  Ch.,  G.  Mustoe;  “Some  Remarks  on  Ore  Pass  Design  Guidelines”;  MassMin 2004; pp. 301‐308.  16. K.  Caldor,  P.  Townsend,  F.  Russell;  “The  Palabora  Underground  Mine  Project”;  MassMin  2000; p.219.  17. P.J. Bartlett, A. Croll; “Cave Mining at Premier Diamond Mine”; MassMin 2000; p. 227)  18.  J. Chacón, H. Göpfert, A. Ovalle; “Thirty Years Evolution of Block Caving in Chile”; MassMin  2004, proceeding, pp. 387‐392.  19. Robert  M.  Stevens,  Arnoldo  Acuña;  “Loading‐Haul‐Dump  Units”;  Underground  Mining  Method Handbook; año 1982.  55   

  20. R.  Bullock  and  W.    Hustrulid;  “Planning  the  Underground  Mine  on  the  Basis  of  Mining  Method”; Underground Mining Methods 2001; pp. 29‐48.  21. Hohmann  V.  Guillermo,  Carrasco  Francisco,  Cerrutti  P.  Carlo,  Encina  M.  Víctor;  “Informe  Final‐Ingeniería Prueba II”, Anexo J: “Validación Transportador Continuo”; Abril 2006.  22. Cátedra de Diplomado en Minería; “Design and Planning of Block Caving Operations”; PhD  Rubio Enrique; Julio 2006; Departamento de Ingeniería de Minas, Facultad de Cs. Físicas y  Matemáticas, Universidad de Chile.   23. El Teniente, Plan de Negocios y Desarrollo 2008, Informe Final, Gerencia Recursos Mineros  y Desarrollo,Codelco Chile‐División El Teniente,  Diciembre 2007.  24. Continuous Mining Trial N°2‐ Chain Report, Bucyrus.  25. Cornejo Castro Marco Antonio, “Impacto en la Productividad del Nivel de Traspaso en la  Confiabilidad de de un Programa de Producción”, año 2008.  26. Arancibia  Ernesto,  Lara  Fernando,  “Evaluación  Económica  de  Aplicación  de  Minería  Continua en Chuquicamata Subterráneo”, 2009, pp.174.  27. Chase, Richard B., Aquilano, Nicholas; “Production and operations management” Seventh  Edition, 1995.   

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