OPTIMACIN DE LAS OPERACIONES DE PERFORACIN Y VOLADURA4.1. ASPECTOS GENERALES4.1.1. PROPIEDADES FSICO-MECNICAS DE LAS ROCASLas propiedades fsico-mecnicas de las rocas ante la accin de la energa producida por la detonacin de una mezcla explosiva cualquiera, son influenciados su reaccin por los elementos siguientes: Densidad o gravedad especfica de las Rocas ( ) o (SG) Esfuerzo Compresivo del macizo rocoso ( ) Esfuerzo tensional del macizo rocoso ( ) Mdulo de Young de la Roca (E) Relacin de Poisson (2) Velocidad longitudinal de onda (Lwr), etc.4.1.2. MECANISMOS DE FRAGMENTACIN.Las ondas de choque producidos por la detonacin de una mezcla explosiva se transfiere a la roca y se difunde a travs de ella en forma de fuerzas de Compresin, que mayormente slo le causan deformacin plstica, ya que las rocas son muy resistentes a la compresin.Estas fuerzas al llegar a la cara libre del frente de voladura se reflejan al cambiar de medio en el aire y regresan a la roca como fuerzas de tensin, que si afectan a la roca creando fisuras y grietas de tensin a partir de sus planos de debilidad. Luego los gases calientes en expansin producen la rotura y desplazamiento de los fragmentos resultantes a l introducirse por las grietas.El trabajo de fragmentacin ser ms eficiente en las rocas compactas y homogneas, ya que naturalmente muy fisuradas los gases tendrn a escapar a travs de ellas, disminuyendo su energa til.4.1.3. PARMETROS DE PERFORACIN Y VOLADURALos parmetros y variables que deben tomarse en cuenta cuando se va a disear un disparo, sea en minera subterrnea o superficial son las siguientes:a) Geomtricas: Burden (B) Dimetro del taladro (BH ) Espaciamiento (S) o (E) Longitud de carga (CHL) Sobreperforacin (S/D) (J) Taco o collar (St) o (T) Altura de banco (BH) Profundidad del taladro (BHD), etc.

b) Fsico-Qumicas de las Mezclas Explosivas: Tipo de mezcla explosiva Propiedades fsicas ( ), etc. Parmetros de detonacin (Presin, Temperatura, Velocidad de detonacin) Parmetros de explosin (Calor, Presin y Temperatura de explosin) Boostering (tipos de iniciadores) Dimetro crtico, etc.

c) Del Tiempo: Tipos y tiempos de retardo Tipos y secuencia de salida, etc

d) Operativas:Entre las de mayor importancia es la Fragmentacin requerida (granulometra del material volado).De todas las variables sealadas la ms importante y crtica es el Burden (B) y el Espaciamiento (S) Burden: Es la distancia medida perpendicularmente desde el centro de una carga explosiva a la cara libre ms cercana. Espaciamiento: Est definido como la distancia entre los taladros de una misma fila.

4.2. EN LABORES DE DESARROLLO4.1.1. DISEO DE TRAZO DE PERFORACIN EN FRENTES HORIZONTALES Ante las caractersticas geo mineralogas favorables que presenta el rea del yacimiento con rocas propicias para la mineralizacin y continuidad de estructuracin y continuidad de estructuras, tanto horizontalmente como en profundidad; en tal sentido, existe una poltica agresiva de continuar con el programa a exploraciones y desarrollos a fin de incrementar las reservas minerales.Las construcciones mineras se concentrarn mayormente sobre las ventas ms importantes del yacimiento como: veta principal y sus ramales veta Vilma, veta principal y otros.La seccin promedio de las labores horizontales sobre vetas (galeras) es de: 2.40 x 2.70 m, con gradiente de 3:1000.

DISEO Y DETERMINACIN DE PARMETROS DE DISPARO PRIMARIO

a). DETERMINACIN DEL BURDEO: B: Aplicando el modelo de Richard L.Hsh;

B = Donde:B = Burdeos (pies)DE = del explosivo en el taladro (Plgs.).Kb = Constante que depende de la clase de roca y tipo de explosivo (ver tabla N 01).1. Material de duraza medida.1. Explosivo de densidad y potencia media.Va p/ ANEXO: TABLA N 01: Constante Kb para varios tipos de rocas y explosivos.TIPO DE EXPLOSIVOCLASES DE ROCA

BLANDAMEDIANADURA

Baja densidad (0.8 0.9 gr. / cm3) yBaja potencia. 302520

Densidad mediana (1.0-1.2 gr. / cm3 ) yPotencia media353025

Alta densidad (1.3-1.5 gr. / cm3 ) yAlta potencia403530

a).BURDEN:

B = 2.19 pies 0.67 m.b). Profundidad del taladro: H = Kh.BKh:(1.5-4); Kh = 2.7h = 2.7 x 0.67 = 1.81 m 6 pies.

c). Estacionamiento: S = Ks . BKs = 2, Para iniciar simultnea.Ks = 1, Para peridicos de letargos largos.Ks = 1-, para periodos de letargos cortos.S = 1.0 x 0.67 = 0.67 m.b). Taco. T = Kt. BKt: (0.4 1.0) T = 0.8 x 0.67 = T =0.54 m.e). NUMEROS DE TALADROS (N):Aplicando en siguiente modulo:

N = + CS; Donde: p = permetros de la seccin de galera, se obtiene mediante:

P = 4 Df = Distancia entre los taladros de la labor o taladro perifrico.C = Coeficiente o factor de roca (ver tabla N 02).S = Seccin del frente en (m2) Para el anexo: Tabla N 02:ROCADFC

Dura 0.50 0.552.0

Intermedia0.60 0.651.5

Suave - blanca0.70 0.751.0

P = 4 P = 9.75 m.

N = + 1.5 X 5.94 N = 24.5 N = 25 Taladros.

FIGURA N 01: Galera sobre minera de 8 x 9

De acuerdo a la Se clasifican en:1. Taladro de corte o arranque = 62. taladros de ayuda = 8 ( Variable puede ser menos)3. Taladros de alza = 54. Taladros cuadradote = 45. Taladros de arrastre = 5TOTAL DE TALADRO 28 Taladros

4.1.2 DISEO DE TRAZO DE PERFORACION EN CHIMENEAS:Para chimeneas chute y camino sobre mineral, las dimensiones sobre el mineral, las chimeneas de la seccin de labor son las siguientes:

1.20 x 2.40 m. 3.94 x 7.87 pies Segn Cummins, podemos aplicar la siguiente relacin: N = 0.234 A + HDonde: N: N de taladros A = Seccin de la chimenea ( pies2)H = Constante que toma valores de acuerdo al tipo de roca. H = 22 Rocas Duras H = H = 11 Rocas Intermedias H = 0 Rocas Suaves Calculando la seccin:A = 3.94 X 7.87 pies) A = 31 Pies 2 Calculando nmeros de taladros para roca intermedia:N = 0.234 x 31 Pies 2 + 11 = 18.25N = 18 Taladros tal = 4 cms.

FIGURA N 02: CHIMENEA CHUTE Y CAMINOLa perforacin es neumtica utilizndose pequeos martillos clsicos de perforacin Jacklegs marea TOYO TY 24 L Para labores horizontales y perforadoras stoppers marea TOYO TY 280 L Para labores verticales.Para la limpieza en el sistema de trasporte sobre riel4es una locomotora a batera tipo WC 217, con acumuladores cargadores en el interior mina y en superficie. Para el carguo, 15 carros mineros tipo cajn de 2 ton y 30 carros mineros modelo u-27 de 1.5 ton maquinaria para proveer aire comprimido, tanto para exploraciones, desarrollos, preparacin y exportacin:. 1 compresora 6, D .WBH/motor CAT D-330, capacidad = 2500 cfn.. 1 compresora A.C.ERS 830 PCM C/ motor Deutz BA 8M 617, capacidad = 3.000 cfn..1 Compresora porttil 6.d. / motor forcl, capacidad = 500 CFM.

4.1.4. EXPLOSIVO Y ACCESORIOS DE VOLADURA

Los explosivos que se utilizan son las convencionales y estos son: Dinamita semexa del 45 % y 65 % de 7/8 x 7 x 81 gr. / cartucho. Fundamentos N 06 Y 0.8 en cajitas de 100 unidades. Espordicamente dinamita gelatina semexa del 75% de 7/8 x 7 x 81 gr. / cartucho. Gua de seguridad blanca y naranja de 500 m. el rollo. Espordicamente AN FO en labores que tienen buena ventilacin.Alternativamente, conectores y entre otros. El cargador de los taladros igualmente es manual, con el uso de cucharilla, sopleteo con aire comprimido y el atacador de madera.

4.1.5. CALCULO DE RENDIMIENTOS. Guardias disponibles para el disparo.26 das /mes x 2 gdias/das = 52 gdas/mes 2 gdas/mes (trabajos)Complementarios = 50 gdas/mes. Disparos/mes = 50 gdas/mes x 1 disp. /gda = 50 disp. /mes.a) Avance/Disparo: 93 % de la longitud nominal del taladro, debido a los inconvenientes siguientes: Perforacin incompleta. Angulo de perforacin. Desviacin de los taladros. Mala ubicacin de la mquina perforadora. Otros factores (cuele inapropiado, grado de confinamiento de la carga, periferia del operador, etc.) Longitud del barreno: 6 pies = 1.83 m Avance/Disparo = 1.83 x 0.93 = 1.70 ma.1 Avance Mensual: N de disparos x Avance/Disp. = 50 Disp. /mes x 1.70 m/Disp. = 85 m/mes. El operador y su ayudante primero hace la limpieza de la carga del disparo de la guardia anterior, luego perfora el frente y dispara. En la tercera guardia otro personal realiza los trabajos de servicios auxiliares, as como el sostenimiento si fuese necesario.b) Cantidad de carga/disparo o tonelaje de mineral/disparo: Seccin de labor, incluyendo la bveda: 8 x 9 = 2.4 x 2.74 m Clculo de la seccin aplicando el modelo siguiente:

Volumen in situ/Disp. = Seccin/avanceV = 5.94 m2 x 1.70 m = 10.098 m3Tonelaje = 10.098 m3 x 3.7 TM/m3 = 37.36 TM/Disp. P. E. (mineral) = 3.7 TM /m3

A). Determinacin de Factor de Potencia:Se usa dinamita de 45 % y 65 % de potencia: Semexa 65 % para arranque sobre mineral (Galena: PbS, blanda: ZnS): Corte quemado simple con 6 taladros, 3 cargado en forma triangular (ver Fig. N 01); 7/8 x 7 3 Tal x 6 Cort. /Tal. X 0.081 Kg. /Cort = 1.458 Kg. Semexa 65 % para ayudas: 7/8 x 7 8 Tal x Cort/Tal x 0.081 Kg. /cort = 3.888 Kg. Semexa 65 % para arrastres: 7/8 x 7 5 Tal x 6 Cort/Tal x 0.081 Kg. /Cort. = 2.430 Kg. Semexa 45 % para alzas: 7/8 x 7 5 Tal x 6 Cort/Tal x 0.081 Kg. /Cort. = 2.430 Kg. Semexa 45 % para cuadradores: 7/8 x 7 4 Tal x Cort/Tal x 0.081 Kg. /cort = 1.944 Kg. Semexa 65 % para cuneta: 7/8 x 7 1 Tal x 6 Cort/Tal x 0.081 Kg. /Cort = 0.486 Kg. Rendimiento para el frente: 12.636 Kg. /Disp

4.1.6. ESTIMACION DE COSTOS:COSTOS EN GALERIAS DE DESARROLLO:Parmetros a considerarse: Seccin de galera: 8 x 9 Longitud de perforacin: 1.83 m (barrenos de 6) Longitud de avance/disk: 1.70 m Eficiencia: 93 % Mtodo de arranque: Corte quemado simple Nmero de pies perforados: 29 x 6 = 174 pies

A). MANO DE OBRA: (Personal Calificado):Sin tener en cuenta del personal que trabaja diariamente en la galera durante 8 horas, se tiene adems: gelogo, topgrafo y su ayudante, cada uno labora una hora cada 15 das, con incidencia para cada uno de ellos del modo siguiente: (1/8) x (1/15) x 100 % = 0.83 %

N PersonalUS. $/./TareaTotal/TareaIncidencia (%)Total US. $

01 Gelogo20200.830.17

01 Topgrafo12120.830.10

01 Ayud. Topog.990.830.07

0.34

(B.S. 83 % M.O.) 0.28

Implementos de Seguridad 0.11

COSTO TOTAL: US. $/ /Tarea 0.73

B). COSTO DE PERFORACION:CONSUMO DE AIRE COMPRIMIDO:Consumo a.c. = K2 / K1 x C. esp. Perf. /VDonde:K1: Factor de Simultaneidad = 0.7K2 : Factor para tiempo auxiliar f (competencia roca) = 1.2 (ver tabla 03)C. esp. Perf.:Consumo especfico de perforacin = 2.8 m3/min.V: Velocidad de penetracin = 0.40 m/ min. Roca competencia media (ver tabla N 04)Consumo a.c. = 1.2/0.7 x 2.8 (m3/min.) /0.40 (m/min.) = 12.0 m3/m. tal. Perf.

Tabla N 03:Factor para tiempo auxiliar en funcin de la competencia de la roca:ROCAK2

Roca Competente1.1

Roca de Competencia Media1.2

Roca poco Competente1.3

Tabla N 04:Velocidad de penetracin segn tipo de roca:

TIPO DE ROCARESISTENCIA A LA COMPRESIN UNIAXIALKg. / cm2VELOCIDAD DE PENETRACIONV = m / min.

Jack-legCavo Drill (350)Jumbo Boomer H 115

- Roca competente 1000 14000.240.330.72

- Roca de competencia media400 6000.400.561.20

- Roca poco competente100 - 2000.650.901.95

Tabla N 05: Consumo de barrenos:CONSUMODENOMINACIONROCA COMPETENTEROCA DE COMPETENCIA MEDIAROCA POCO COMPETENTE

Cb. Int.Barrenos Vida-mts.TaladroIntegrales 1.50 m. unid./m.150 m0.007300 m0.0035600 m0.0017

Cbr.Broca en Vida-mts TaladroCruz Unidad / m. Tal.200 m0.005400 m0.0025800 m0.0013

Cbar.Barreno Vida-mts.Taladrode 1.80 m. Unidad / m. Tal.600 m0.00171200 m0.000832400 m0.00042

Consumo de barrenos de 6 pies = 1.80 m:Para roca de competencia media segn la tabla N 05 es:Cbar = 0.00083 Unid / m. Taladro

Los consumos estn en funcin del tipo de la roca y de la velocidad de penetracin, lo cual se puede apreciar en la tabla N 05 del anexo.

Consumo de Lubricantes: (Club.)La mquina consume por guardia 1/8 de galn de lubricante (0.5 litros) y 04 horas efectivas de perforacin (1 Gln = 3.785 litros)Tal. Perf. /gda = 4 hrs. x 60 min. /hr. X 0.7 (K1) x V (m/min.) Tal. Perf. /gda = 4 x 60 x 0.7 x 0.4 = 67.2 m. Tal/odia.C lub. = 0.5 L/67.2 m. Tal. /gda = 0.0074C lub. = 0.0074 L. /m. Tal.

Consumo de Mano de Obra:Se considera un maestro perforista y su ayudante con 04 horas efectivas de perforacin.C m.o. = 2 / Tal. Perf. / odia = 2 / 67.2 = 0.0297C m.o. = 0.0297 Hgdia / m. Tal. Perf.

Depreciacin del equipo: (C dep.)Se trabaja. N de guardias / da = 02 N de das / ao = 300 das efectivos. N de hrs. /odia. = 08 hrs. Vida econmica equipo = 03 aos. Total de taladros Perf. = 29 Tal. / odia. X 2 gdias / da x 300 das / ao x 3 aos = 52,200 taladros.C.dep. = 1 / 52,200 Tal. = 0.000019C.dep. = 1.9 x 10-5 Unid. /m. Tal.

Mantenimiento del Equipo y otros accesorios: El mantenimiento de considera el 25 % de la depreciacin:C.mant. = 0.25 x C.dep.C.mant. = 0.25 x 1.9 x 10-5 unid / m. Tal. = 0.00000475C.mant. = 4.75 x 10-6 Unid / m. Tal.

Costo de Perforacin:Tal. US. $ /. C. a.c. x P2 = 12 m3 / m. Tal. x 0.05 US. $ / m3 = 0.60C. bar x P15 = 0.00083 Unid / m.Tal. x 192 US. $ / Unid. = 0.16C. lub x P35 = 0.0074 L / m. Tal. x 2.11 US $ / L. = 0.01C. m.o. x P40 = 0.0297 Hgdia / m. Tal. x 27.65 US. $ / odia = 0.82C. dep. x P60 = 1.9 x 10-5 Unid. / m. Tal. x 7.936 US. $. / Unid. = 0.15C. mant. x P6 = 4.75 x 10-6 Unid. / m. Tal. x 7,936 US. $/.Unid. = 0.04C. Perf. = 1.78 ---------------------------------------------------------------- 1.78C. Perf. = 1.78 + 0.05 (1.78) = 1.87 US. $/. /m. Tal.C. Perf. = 1.87 US. $/. / m. Tal. x 0.74 m / T (C. esp. De Tal. /Ton. Mineral) = 1.3838C. Perf. = 1.3838 US. $/ Ton.

* P1 a P100 = Precios unitarios (ver cuadros N 01 y 02 del anexo)

C) COSTO DE VOLADURA:CONSUMO ESPECFICO DE INICIADORES:C. inic. = 1.04 x C. esp. Tal. m/ T, (Unid. /T.)longC. inic. = 1.04 x 0.74 m/T / 1.80 m = 0.43 Unid / T. mineralDonde: Long.=Long. Promedio de los taladros = 1.80 m1.04=Factor e seguridad para iniciadores pirotcnicos.0.74 =C. esp. de Tal. / Ton. Mineral.

CONSUMO DE GUA:C. gua = Long. x C. esp. Tal. / T = 1.80 x 0.74 = 1.33C. gua = 1.33 m / T.

MANO DE OBRA PARA CARGA MANUAL:Parmetros de clculo: Cuadrilla de mineros = 3 personas. Bodeguero = 1 persona. Longitud promedio de Tal. = 1.80 m. Duracin de cargado de explosivos (promedio) y taco = 2 minutos. Nmero de taladros (Nt)Nt = T disk. x C. tal. / Long.T disp. = Nt. x Long / C. tal.T disp. = 29 x 1.8 / 0.74 = 70.54 t.T disp. = 70.54 Ton.

DURACION DE LA PREPARACION Y VOLADURA: Carga por taladro = 2 minutos = 1 / 240 Hgdia. Encendido y retiro = 10 minutos = 10 / 480 Hgdia. Tiempo de espera de voladura = 60 minutos = 60 / 480 Hgdia.

C. m.o. = (70.54 x 0.74 / 1.8 x 1 / 240 + 10 / 480 + 60 / 480) 4 / 70.54C. m.o. = 0.015 Hgdia / T.

COSTO DE VOLADURA:(*) C.expl.din = 0.32 Kg. /T x 70.26 Kg. /T (Factor de potencia: Tabla N 06 del anexo) 0.32 + 0.26 / 2 = 0.29 Kg. / T.US. $/ T.C. exp. din x P7 = 0.29 Kg. /T x 2.47 US. $/ Kg.=0.71C. inic. pir x P12 = 0.43 Unid. / T x 0.15 U.S. $/. /Unid.= 0.06C. gua. Seg. X P13 = 1.33 m/T x 0.11 US. $/. /m=0.15C. m.o. x P43 = 0.015 Hgdia / T x 39.44 US. $/.Hgdia=0.59COSTO VOLADURA: - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - - 1.51

Resumen de costo del desarrollo de la galera (C L. D.)A).-Costo del personal tcnico=0.73B).-Costo de perforacin.=1.38C).-Costo de voladura =1.513.62C. L. D. = 3.62 US. $/ / Ton

Costo labor en desarrollos.

Tabla N 06: Factor de Potencia en funcin a los mtodos de ExplotacinMETODOS DE EXPLOTACIONFACTOR DE POTENCIA(Kg. / T.)

Cmaras y pilares0.29 *

Almacenamiento provisional0.32 *

Subniveles0.31 d

Crteres verticales (V. C. R.)0.48 ffd

Corte y Relleno Ascendente0.26 *

Corte y Relleno Descendente0.24 fg

* Tambin se incluir en labores de preparacin.Para el caso se tom promedio: F.P. = (0.32 + 0.26 + 0.29) /3 = 0.29RESUMEN DE COSTOS DE DESARROLLO POR METRO DE AVANCE (C.L.D.)US $// m. l.A. Costo de personal tcnico (supervisin): 0.73B. Costo de perforacin 60.88C. Costo de voladura 41.29D. Costo de limpieza 41.96E. Costo de instalacin y materiales de servicios auxiliares 12.80 57.66Imprevistos:5 %. 7.88COSTO TOTAL EN DESARROLLO / m. l. 165.54SIN CONSIDERAR SOSTENIMIENTO.

4.2. EN LABORES DE PREPARACION:4.2.1 DISEO DE MALLAS DE PERFORACION:a) Construccin de Subniveles:En el diseo de los parmetros de disparo de los subniveles como labores de preparacin, se siguen los mismos lineamientos, metodologa empleada en labores de desarrollo, con la ventaja que son de menores secciones, es decir; 5 x 6.Los subniveles e corren a partir de una chimenea de un bloque, dejando un puente de 2.0 a 3.0 m de acuerdo a la competencia de las rocas encajonantes, hasta comunicar a la otra chimenea que limita el bloque.Los equipos de perforacin a utilizarse sern los pequeos Jack-leg de 22 kilos de peso; explosivos y accesorios de voladura convencionales son los utilizados en labores de desarrollo.Para el mtodo de explotacin por Almacenamiento Provisional Dinmico (Shrinkage), antes de ejecutar el sub-nivel cada 6.0 m a partir de la galera de extraccin se levantarn chimeneas de 2.0 a 3.0 m segn sea el caso, de tal manera que, la extraccin del mineral procedente de los subniveles no sea dificultoso.El paso siguiente ser formar el lomo de Corvina entre el sub-nivel y las pequeas chimeneas donde posteriormente se armaran las tolvas de extraccin.En cambio, en los cuerpos y mantas donde se aplicar el mtodo de explotacin Corte y Relleno Ascendente, el sub-nivel servir para el tajeado mediante cmaras y pilares.

b) Construccin de Rampas:Las rampas de acceso en Zig-zag se construyen sobre roca estril, las mismas que forman parte de labores de preparacin que a postre constituye el sistema de transportes sin rieles (Trackless).Para optimizar las operaciones unitarias de perforacin y voladura en la construccin de rampas se utilizar el mtodo de algoritmo HOLMBERG:

a).- DATOS DE LABOR: Seccin de labor : Altura = 3.50 m Ancho = 4.00 m Altura de arco = 0.50 m Caractersticas de la voladura: No requiere voladura controlada al techo ni a las paredes. Roca de dureza media a dura. Dimetro de los taladros de produccin:d = 42 m.m. Desviacin de los taladros de contorno: = 2 Dimetro de taladro de alivia : = 10 cms. Desviacin de la perforacin : = 1 cm. /m. Desviacin en el collar : = 12 m.m.

b).-CARACTERISTICAS DEL EXPLOSIVO: Agente de voladura: Exagel en cartuchos de papel de las siguientes dimensiones: 33 x 580 m.m. y 40 x 580 m.m. La potencia por peso de Exagel relativa al AN/FO es 1.25 SANFO = 1.25 Densidad () del explosivo a usarse = 1.1 TM/m3 Constante de la roca: = = 0.4

CALCULO DE LOS PARAMETROS DE PERFORACION Y VOLADURA:

1.- CALCULO DE CONCENTRACION DE CARGA DEL AGENTE DE VOLADURA: mm.-cartuchoq: Kg. / m33 0.9440 1.38

2.- CALCULO DE AVANCE:H = 0.15 + 34.1 - 39.4 2H = 0.15 + 34.1 (0.1) - 39.4 (0.1)2 = 3.17 m Profundidad del taladro.I = 0.95 x 3.17 = 3.01 m . Avance.

2.1CALCULO EN LA SECCION A DE CORTE:

I CUADRANTE:Burden Mx.: B1 = 1.7 = 1.7 x 0.1 m = 0.17 mBurden Prctico: B1P = 1.7 - ( H + ) = 0.17 - (0.01 x 3.17 + 0.012)F desviacin BIP = O.126 m2.2 CALCULO DE CONCENTRACION DE CARGA:

Dado que d = 0.042m 1 = 0.032 m Se usa la relacin:

q1 = 5 AN FO

q1 = q1 = 0.49 Kg. /mComparando con la densidad de carga en los clculos de (1):q = 0.94 Kg. /m, que es suficiente realizar la voladura con cartuchos de dimetro 33 mm. X 580 mm. (porque: 0.94 >0.49).2.2.1 TACO: T = 10 d = 10 x 0.042 = 0.42 m2.2.2 ANCHO DE LA ABERTURA EN EL I CUADRANTE:

A1 = (B1 F) ; F = h + = 0.01 x 3.17 + 0.012 F = 0.044A1 = (0.17 - 0.044) 1.4142 = A1 = 0.178 m2.2.3 N DE CARTUCHOS POR TALADRO EN EL I CUADRANTE:Utilizando cartuchos de 33 x 580 mm.

3.- II CUADRANTE:

A = (BIP F) = (0.126 0.044) 1.4142 A = 0.116 m (Es el real < 0.178)TANTEO:3.1 BURDEN MAXIMO:

Por regla prctica el Bmx. No debe exceder: B2 2 A 0.25 2 x 0.116 0.25 > 0.232; en consecuencia, no se puede usar cartuchos de 33 mm. de para B = 0.25 m porque excede; por tanto, se tiene que usar el siguiente explosivo; es decir, cartuchos de 40 mm. de ; q = 1.38 Kg. /m.MODIFICANDO:

Cartuchos de mm.Q (Kg./m)B (m1)

330.940.25

401.380.30

3.2 BURDEN PRACTICO (B2P):B2P = (B2 F), m.B2P = (0.30 0.044) B2 = 0.256 m3.3 TACO:T = 0.42 m3.4 ABERTURA EN EL II CUADRANTE:

A2 = (B2P + A1/2)A2 = 1.4142 (0.256 + 0.178/2)A2 = 0.49 m.3.5 N DE CARTUCHOS DE 40 x 580 mm:N.C. = 4.74 cartuchos.

4.-III CUADRANTE:

Porque: A2 < 0.49 0.49 < 1.73 m. Se tiene que continuar a pasar al III Cuadrante:

A = (B2P + A1/2 - F)A = 1.4142 (0.256 + 0.178/2 - 0.044)A = 0.42 m. 0.42 (real) < 0.49

4.1

B3 < 2A 0.58 < 2 x 0.42 0.58 < 0.84

4.2 Burden Prctico: B3P = (B3 F) = (0.58 0.044)B3P = 0.54 m4.3 Taco: T = 0.42 m

4.4. Ancho de la abertura:

A3 = ( B3P + A2/2) A3 = 1.4241 (0.54 + 0.49/2)A3 = 1.11 m4.5 N de Cartuchos: N.C. = 4.74 Carts.

A3 < 1.11< 1.73Por lo tanto: Pasar al siguiente cuadrante.

5.-IV CUADRANTE:

A = (B3P + A2/2 F)A = 1.4142 (0.54 + 0.49/2 0.044)A = 1.05 m

B4P = (B4 F)B4P = (0.91 0.044)B4P = 0.87 m.TACO: T = 0.42 m

ABERTURA EN EL IV CUADRANTE:

A4 = (B4P + A3/2)A4 = 1.4142 (0.87 + 1.11/2)A4 = 2.01 m

A4 2.01 > 1.73; en consecuencia, queda en el IV cuadrngulo.

5.5NMERO DE CARTUCHOS DE 40 x 580 mm.:N.C. = 4.74 Carts.

6.-ARRASTRES: cartucho de 40 x 580 mm.q = 1.38 Kg. /mf = 1.0 y S/B = 1c = 0.4 = 0.4 + 0.07/0.87 = 0.48; porque: B4P 1.4 m., entonces 0.87 < 1.4

6.2 NMERO DE TALADROS:

6.3 ESPACIAMIENTO (SL)

6.4 ESPACIAMIENTO EN LAS ESPUINAS: (SL)

6.5 BURDEN PRACTICO: (BLP)

6.6 ALTURA DE CARGA DE FONDO:

6.7 ALTURA DE CARGA DE COLUMNA:

Como la carga de la columna de acuerdo al mtodo debe ser 70 % de la carga de fondo, entonces se tiene: 0.70 x 40 x 580mm=0.70 x 1.38= 0.97 Kg. /m

7.TALADROS DE CONTORNO:

La voladura en las rampas en roca semi-dura a dura no requiere Smooth Blasting (voladura controlada).El Burden y espaciamiento son calculados de acuerdo a lo que se ha usado en la zona de arrastre con la diferencia que f = 1.2 y S/B = 1.25 y la concentracin de carga de columna es igual a 50 % de la concentracin de la carga de fondo.

7.1

7.2 NMERO DE TALADROS (N):

7.3 ESPACIMIENTO (S):

7.4 BURDEN PRCTICO:

7.5 ALTURA DE CARGA DE FONDO:

7.6 ALTURA DE CARGA DE COLUMNA:

Como la concentracin de carga de columna es 50% de la concentracin de la carga de fondo: 0.50 x 1.29 = 0.645 mSe usaran cartuchos de 33 x 500 mm que tienen una concentracin de carga 0.94 Kg. /m.

7.7 NUMERO DE CARTUCHOS POR TALADRO:

8.PAREDES: Se emplearan: S/B=1.25; f=1.45 (Hacia arriba rotura horizontal) Se usa la misma formula que para la zona de arrastre:

8.1

8.2BURDEN PRCTICO:

8.3 AREA DISPONIBLE PARA PERFORACION:3.5 (h de labor)-1.15 (Bp pared)-1.03 (Bp cont. techo) = 1.32 mTeniendo: f=1.2 y S/B=1.25 (para taladros hacia abajo)

8.4

8.5

8.6 NMERO DE TALADROS (N):

8.7 ESPACIMIENTO (S) = rea disponible/2

8.8 ALTURA DE CARGA DE FONDO: hb = 1.25 Bp

8.9 ALTURA DE CARGA DE COLUMNA:

8.10 NUMERO DE CARTUCHOS POR TALADRO:

9.SECCION B TAJEADOS (STOPING):

Ancho en el IV cuadrante = 2.01 m Burden prctico para las paredes = 1.28 m Como el ancho de labor es de 4.0 m: la longitud horizontal disponible par perforar ser:4.0 - 2.01 - 2 x 1.28 = -0.57 m. Por lo tanto, ya no requiere ms taladros en esta seccin; en consecuencia, no es necesario continuar con el calculo de Bmx, Bp ni espaciamiento (S).

10.PARA EL TAJEADO (Seccin C):Bmx =1.44 mBp =1.44 0.044 Bp = 1.40 mComo la altura de la rampa es 3.50 m.Altura del IV cuadrngulo = 2.01 mBurden Prctico de pared (hacia arriba) = 1.15 mTaladros del techo (Burden prctico) = 1.03 mLuego quedar:3.50-(2.01 + 1.15 +1.03) = -0.19 m Lo cual indica que ya no requiere ms taladros por perforar.

D:Taladros de contorno (contour)C:Taladros de tajeado (stopping)B:Taladros de tajeado paredes (stopping)A:Taladros de corte (cut)E:Taladros de arrastre (lifter)

4.2.2EQUIPOS DE PERFORACION.-Los equipos de perforacin utilizadas son los mismos a las de galeras de desarrollo con el agregado de Jumbo neumtico-hidrulico de dos brazos. En cambio, para la limpieza se utilizan los equipos siguientes: 01 Scoop diesel Wagner de 2.5 yd3, 01 Scoop diesel Wagner de 1.0 yd3,y 01 Scoop diesel Jarvis Clark de 2.8 yd3El transporte por el sistema de Trackless, emplea camiones tipo volquete de 25 m3 de capacidad de uno en nmero de seis (06).

4.2.3.EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA.-Del mismo modo que en labores de desarrollo, los explosivos utilizados en subniveles de preparacin, as como en las rampas de Zig-Zag son las clsicas agentes de voladura Exagel en cartuchos de papel parafinado de 33x580mm.; como iniciador en vez de booster, se utilizan dinamitas tipo gelatina de 75% de potencia y 1/8x8 de dimensiones, con fulminante N 8. Guas de seguridades blancas y amarillas.Sin embargo, a fin de optimizar los rendimientos y sobre todo garantizar mayor seguridad en su manipuleo y operatividad en orden de salida del disparo como accesorios de voladura, se recomienda la utilizacin de paneles con microretardos de periodo corto o periodo largo y por consiguiente, cordn detonante, pentacord y entre otros.

4.2.4 CALCULO DE RENDIMIENTOS: Guardias disponibles para el disparo: 50 disparo/mes.a) Avance/Disparo: Longitud del barreno = 3.17 mAvance/Disparo = 3.01 ma.1Avance Mensual: N de Disp. X Avance/Disp. = 50 Disp./mes x 3.01 m/Disp = 150.5 m/mes.b)Cantidad de carga/disparo o volumen de estril/disparo:- Seccin de labor, incluyendo la bveda: 4.0 x 4.0m.

- Volumen in situ/Disp. = Seccin x avance.V = 14.48 m2 x 3.01 mV = 43.58 m3 c)DETERMINACION DE FACTOR DE VARGA:-Para iniciar en todos los taladros se usa dinamita semexa gelatinizada de 80% de potencia: 1 x 8 en nmero de un (01) cartucho y fulminante N8. y Exagel de 4.74 cartuchos por taladros para los cuatro (04) cuadrantes.

EN EL I CUADRANTE :4 Tal x 1 cart/Tal. x 0.1225 Kg/Cart ------- = 0.49 KgExagel de 33 x 580mm.; = 1.1 TM/m3 y 4.74 cart/Tal.

q = 0.94 Kg/m 1 cartucho de 0.58 m pesa = 0.5452 Kg4 Tal x 4.74 cart/Tal. x 0.1225 Kg/cart. --- = 10.34 Kg

EN EL II CUADRANTE:4 Tal x 1 cart/Tal. x 0.1225 Kg/Cart ------- = 0.49 KgExagel de 40 x 580mm.; = 1.1 TM/m3 y 4.74 cart/Tal.

q = 1.38 Kg/m 1 cartucho de 0.58 m pesa = 0.80 Kg4 Tal x 4.74 cart/Tal. x 0.80 Kg/cart. --- = 15.17 Kg

EN EL II Y IV CUADRANTE: Se utilizan la misma carga que en el II cuadrante; en consecuencia para cuadrante ser: 15.17k x 2 ----------- = 31.32 Kg

ARRASTRES.5 Tal x 1 cart/Tal. x 0.1225 Kg/cart. ------ 0.61 KgExagel de 40 x 580mm.; = 1.1 TM/m3 y 4.74 cart/Tal.

q = 0.94 Kg/m 1 cartucho de 0.58 m pesa = 0.5452 Kg5 Tal x 4.74 cart/Tal. x 0.80 Kg/cart. --- = 18.96 Kg.

4.3. EN LABORES DE EXPLOTACIN.-4.3.1. DISEO DE MALLAS DE PERFORACIN.-En la mineralizacin tabular donde se aplica el mtodo de explotacin por almacenamiento provisional, as como corte y relleno ascendentes convencional en realce y breasting, el diseo de mallas de proporcin que se ha afectado es como se muestra en las fig. Omg.

Fig.07: Se utiliza En mineral y Intermedias a consiste (en realce)

-B-

SEPARACIN TEORICA DE TALADROS: segn el modelo de Pearse se plantea en formacin a Radiaos crticos (Rc):

Donde: Rc= Radio Crticos K= Constante; K= 0.8 en la mayora de las rocas. Pc= Presin constante de oxigeno equilibrado. Gt= Resisten a la tensin, depende del tipo de roca.

E Fig.08: Diseo de malla deBperforacin (en Breasting).1).- E = 2 Rc E = Espaciamiento.2).- B = 1 Rc B = Burden Determinacin de Burden (B) y el espaciamiento (E) en metros en los tajeos para taladros de produccin:Pral = 1.6 pulgs; dinamita semexa de 65 %, conPc = 27 y 556 p.s.i.a (Presin De Oxigeno Equilibrado)

FT = 329 p.s.i.a. (Resistencia a la tensin de la roca, medio en el terreno) aplicando la formula: Rc

Aplicacin 0.6 pies /pulg. De taladro

Luego : E = 2 Rc E = 2 x0.1 E = 1.22 pies /pulg. Tal.Para 1.2 pies 1 pulg. X 1.6 pulg. X = 1.952 pies

E = 1.952 pies 23.424 pulg. = 59.50 cm

E 0.6 m Espaciamiento.

B = Rc B 0 = 0.305 pies /pulg y de tol.Para 0.5 pies 1 pulg. 1.6 pulg. X 0 0.488 pies.

B= 0.1487 B = 0.15 m.

4.3.2. EQUIPOS DE PERFORACIN.-a) Los equipos de perforacin se limitan al uso de pequeas perforaciones Jackleg de 22 Kg de peso, marca toyo T y 24L que utilizan barreras integrales coronan de 6 pies.b) B) para limpieza por el sistema convencional se usan los Winches elctricos Joy, con rastillos tipo cajon de 4.5 pies3 de capacidad. En cambio , para la limpieza en el sistema de ttrackless, se utilizan los siguientes equipos. 01 Scoop diesel Wargner de : 2.5 y d 3 01 Scoop diesel Wargner de : 1.0 y d*3* 01 Scoop diesel Jarvis Clark : 2.8 y d*3*El transporte de mineral a la planta a traves de camiones tipo volquete diesel volvo de 25 m3 de capacidad

4.3.3. EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA.-En labores de explotacin por el sistema convencional los explosivos y accesorios utilizados son los mismos al de las labores de desarrollo y preparacin; es decir dinamitas, fulminantes y guas de seguridad; en cambio, en el sistema mecanizado en vez de dinamitas como carga de columna se emplea AN _ FO, con fulminantes N 8 dentro de la dinamita semexa 65 % de 1 1/8 x 8 como iniciador y carga de fondo, respectivamente. Todo ello es razn de que las labores se encuentran con buena ventilacin. Sin embargo, se recomienda el uso de faneles con todos sus accesorios, con el propsito de que la voladura tenga mayor experiencia y ms en lo que respecta a la seguridad. Asimismo, se utilizan conectores y se dispararan mayor nmero de taladros en una guardia.

COMPOSICIN Y ESTEQUIOMETRIA DEL AN FO:a) Composicin del AN = FO :AN: NHH4NO3= Nitrato de Amonio en 94.33 %FO:CH=Petroleo Diesel N2 en 5.67 % 100.00 %b) Reaccin Qumica despus de la explotacin en condiciones optimas:

3NH4NO3 +CH2 7H2O+CO2 +3N2+ 900 Kcal /Kg.

4.3.4. CALCULO DE RENDIMIENTOS:Parmetros de diseo: Longitud del tajeo disparado / gira = 8.55 m. Longitud del barreno de 6 = 1.83 m Coef. De utilizacin ( Nut) = 4493% Inclinacin de los taladrados = 70 N de taladros /Disparo = 60 Potencia de la veta = 2.10 m. Voladura en el tajeo = Realce caja techo.

15

Caja pisoFig. 9: Distribucin de taladros en disparo en realce.a) Tonelaje / disparo: Long. Vertical de avance = 1.83 m x 0.93 = 1.701.70 m x sen 70 =1.60m Seccin disparada = 2.10mx8.55m= 17.955m2 Volumen derribado = 17.955m2 x1.60m=280.728m3 Ton/Disp. = 28.728 m3 X 3.7 ton / m3 = 106.3 Ton/Disp

*Ton/Disp = 106

b) Ton/tal = 106 Ton/Disp =1.77 ton / tal60 tal/Disp.c) Tal / Disp= 60

d) Determinacin de factor de potencia:*sistema convencional ( dinamita semexa 45%):60 Talx6 Cart/Tal x 0.081 Kg./Cart=29.16Kg/DispFactor de carga (F:C)= 29.16Kg/Disp =1.015Kg/m328.728 m*3*/Disp

F.C. = 1.015 Kg/m3Factor de potencia (F:P) = 29.16Kg/Disp = 0.27 Kg./Ton.106.3 Ton/Disp.F.P = 0.27Kg/Ton

*Sistema mecanizado ( con An FO y dinamita de 1 1/8x860 tal x1cart/talx1225 Kg/cart=7.35Kg/Disp (cimiador)Ptal=1.6 pulg. = 4.06 cms

Volumen tal cargado con AN - FO =

Vol. tal=

Densidad AN- FO=0.85gr/cm3Peso AN_FO confinado = 1320.51 cm3 x 0.85 gr/cm3

Peso /tal = 1122.43 gr. 1.22Kg/tal60 tal x 1022 Kg./tal = 67.32 Kg.Peso total / Disp = 67.32 kg+7.356 Kg.Peso total Disp = 74.67 Kg.

F:P = 74.67 Kg/Disp F.P = 0.70 Kg/ton- 106.3 ton /Dis

4.3.5. ESTIMACIN DE COSTOS.4.3.5.1. COSTO DE PERFORACIN (USLTON)CONSUMO DE AIRE COMPRIMIDO; C.A.C.(M3/M.Tal)Factores de clculo considerados: Consumo especifico de aire comprimido a 6.5 bares de la perforadora, C.esp.perf = 3.0 m3 min. Factores de simultaneidad Ki= 0.7 Factor para tiempo Auxiliar : K2 en formacin de la competencia de la roca ( tabal N3 )

C.a.c= K2 x C.esp = Perf. = m3/.tal K1 V C.a.c = 4.28 x 1.2 = 1.84 m3 /m.tal. perfRoca de competencia media: K2 =12 .V = 0.40 m/min (tabla N 04 ) C.a.c = 4.28 x 10.2 = 1284 m3m.tal, perf. 0.40

.a.c = 12.84 m3/.tal.perf.

B) CONSUMO DE BARRENOS UINTEGRALES: C.b.int unid/m.tal.Los consumos estn en funcin del tipo de la roca y de la velocidad de penetracin, lo cual se puede aplicar en la tabal N 5.C.b.int = 0.00083 Unid /.m.tal.

C) CONSUMO DE LUBRICANTES: C.lub.(lit/m.tal)Consumo promedio estimado de 1 lit/guardia.- perforadora en 4 horas efectivas de perforacin.

C.lub = 1(maquinas);lit/m. tal Tal. Perf. Por gdia

Taladros perforadora por guardia ( tal .petrf. gdia) Tal .pesf.gia = 4hrs x 60 min. x 0.70 (K1) x V(m) HrminTl.pest.gdia = 168 min. V (m) Tal gdia

C.lub = 1 lit/.tal ; donde : 168.V

K1= 0.70, factor de simultaneidad.V= 0.40 m/min, Velocidad de penetracin

C.lub. = 1 = .01488 lit/m.tal 168 x 0.40C.lub = 0.01488 lit / m . tal g

CONSUMO DE MANO DE OBRA: C.m.o ( Hgdra /m. Tal)El personal de perforacin esta compuesto por dos trabajadores ( maestro y ayudante y 4 hrs de perforacin efectiva)..c.M.O 2(PERSONAS) = 2 Tal. Perf. Gdia 168 x VC.m.o = 2 =0.02976168 x 0.40C.m.o = 0.02976 Hgdia /m .Tal ,.perf.

E. DESCRIPCIN DEL EQUIPO: C.dep (unid/m.tal)La vida econmica del equipo en un rgimen en de trabajo de sos gdias/dias y 300 das efectivas /ao,. Es de 3 aos., en este tiempo se perforara.

C.dep = 1Total Tal. Perf Total tal. Pesf = 0.40m/min x 302, 400 min Total. Tal pesf = 12.960 m

C.dep.= 1 = 0.000008267 120.960 m

C.dep =0.0000083 unid/m. tal

MANTENIMIENTO DEL EQUIPO, REPUESTO Y ACCESORIOS PARA LA PERFORACIN: C MANT. (UNID./M.TAL)

Para perforadoras empleadas en mantenimiento del equipo representa el 25% de la depreciacin.C.mant = 0.25 x C.dep.C.mant= 0.25x0.0000083 =0.000002075C.mant = 0.000002 Unid/m.tal

G. RESUMEN DEL COSTO DE PERFORACIN ( US.$ . TON)

Taladro de 40 mm. (1.6 pulgs) de y perforadoras Jakcleg de 22 Kg. Para el calculo de costos unitarios (ver los costos unitarios en los cuadros N 01 102. del anexo.Se considera el 5% del costo de perforacin como otros gastos.}Cos perf = (Cia.c x P2) + (C.b.int x Pis) + (C.lub x P35) + (C.m.o x P4o) + (C.ddepxPb60)+(C.mantxP60)C.perf=( 12.84 m3 x 0.05 us.$ )+(0.00083 Unid x 192 us $) + m.tal m3 m.tal Unid

(0.01488 Lit x 2-11 us $) + ( 0.02976 Hgdia x 27.65 us $ ) + m.tal litc m.tal Hgdia

(0.0000083 Unid x 40000 us $)+(0.000002 Unid x 4000 us $)= m.tal Unid m.tal unid

C. perf = 0.642 + 0.159 + 0.031 +0.823 +0.033 + 0.008C. perf = 1.696 us $ /m.talC. perf = 1.696 +0.05 (1.696) = 1.781C. perf = 1.78 us $/m.talC. perf =C.espec.de tal. M/ton x costo en us $/m.talC. perf = 0.74 m. Tal./ton x 1.78 us $ m .tal = 1.32C. perf = 1.32 us $/ton

4.3.5.2. COSTO DE VOLADURA EN LOS TAJEOS US. $/Ton.-El costo de voladura se ha calculado para carga manual de los explosivos.

FACTORES DE CLCULO: Factor de potencia = 0.29 Kg /Ton ( dato estadstico ) promedio recuperado de la unidad minera ( promedio de tabla N 06 = 0.29 ) y para sistema mecanizado con con AN _FO el FO el FP, seria 0.70 Kg/Ton pero el costo seria menor con respecto a la dinamita Tipo de explosivo. Consumo de accesorios, iniciador y agua. Consumo especifico de taladores aaaa0 0.74m/Ton ( dato esta estadstico tabla N 07). Dimetro de taladro = 40m .m Longitud promedio de taladro = 1.70m Modalidad de carguo de explosivo.

Para anexo: Tabla N 07METODOS DE EXPLOTACINCONSUMO ESPECIFICO (m/Ton)

Cmaras y pilares1.22

Almacenamiento provisional0.99

Subniveles0.25

Crteres verticales ( V:C:R)0.37

Corte y relleno ascendente0.74

Corte y relleno descendente0.67

* Se escogi para el caso.A.-FACTOR DE POTENCIA (Kg./Ton):C. expl. de F.P din = 0.29 Kg/Ton ( tabal N 06)C. expl = 0.29 Kg /TonEn funcin del tipo de explosivo, el parmetro factor de potencia servir calcular el precio del explosivo.En el caso de dinamitas, el factor de potencia de multiplicar por el precio.En el caso de dinamitas, el factor de potencia de multiplicar por el precio unitario del explosivo.En caso del AN _ FO, el precio unitario del explosivo se colocara teniendo en cuenta el caso mas general :90% de AN FO y 10% de dinamita.P.AN-Fo+ Pdin = 0.90xP.AN_FO +0.10xP.dinP10 = 0.90 x P9 +10P7

B. CONSUMO ESPECFICO DE INICIADORES: C.inic.omid/Ton.El consumo especifico de iniciadores se termino en base a informaciones disponibles.C.inic = 1.04 x C.tal , unid /TonLongDONDE:Long = longitud promedio de los talados = 1.7 m1.40 = factor de seguridad (C. Inc. Pir = consumo iniciadores pistecnicas)C.tal = Consumo de taladores por tonelada de mineral = 0.74 m. Tal./Ton.C.inic.pir = Consuno de taladros por tonelada de mineral = 0.74. Tal /Ton.C.inic = Ci.micipipri = 1.04 x 0.74 = 0.4527 1.70C.inic = picr = 0.4527 Unid /Ton miner

C. CONSUMO DE GUIA: GUA (M. /TON)El consumo de gua normal (Bickford) se refiere al uso de iniciadores perotecnicos.C.guia = 1.7 X c. TALC.guia 1.7 X 0.74 = 1.258c.GUIA 1.26 / M/Ton miner.La mano de obra incluida con el clculo de la perforacin.D. CONSUMO DE CORDN DETONANTE : C.det. (M M/Ton).C.deton = Long x 1.2 = 1.2 C. TalLongc.talDONDE: Long = Longitud promedio de taladro = 1.70 mC.tal = Consumo o de taladro = 0.74 m /TonC.deton = 0.888 m /TonMano de obra por carga de explosivo y disparo en caso de carga manual esta incluido en costos de perforacin

E. RESUMEN DEL COSTO DE VOLADURA (US $ Ton)Cos.Vol = (C.expl. x P7)+ (C.inic. pir x P12) + (C.guia. bic x P13) (C.deton x P14)Cos. Vol. Conv = (0.29 Kg x 2.47 us $) + (0.4527 unid. X us.Ton Ton 0.15 us $)+(1.26 m x 0.11 us $)+(0.888m x 0.18 us.$)TonmTonm

Os. Vol. = 0.72 +0.07 +0.14+0.16 = 1.09

Cos. Vol Conv = 1.09 US $/Ton4.3.5.3. COSTO DE ACARREO EN TAJEOS (US $/Ton)En costo de acarreo ha sido calculado para wincha elctrica con scraper tipo cajn.

CAPACIDAD DE ACRREO CON WINCHA SCRAPER (TON /Hr)Para calentar la capacidad de acarreo con wincha escraper, se emplea la formula siguiente.C.scr/hr = 578 xC.ras x Pxv ; Ton /Hr D + 115 VDONDE:C.scr/hhr = capacidad de acarreo con scraper/hr.C.raas = capacidad de rastrillo en m3Aaa= densidad del mineral in situ = 3.7 Tn /m3D = distancia de acarreo por rastrillaje = 25 mV = velocidad promedio de cable ida = 62.18m/min. Equivalente a /0.4m /seg.V =cable ida = velocidad de cable retorno = 133 pies /min. Y/o 71.02/min.V = Prom. Cable =velocidad promedio de cable = 204 pies /min. y/o = 62.18 m/min. = 1.04m/seg.Tonelaje = 98 Ton /gdia. de hrs. efectivaTiempo muerto = seg.: capacidad scraper = pies3 =0.13 m3Volumen horario = Ton horario98Ton/gdia = 16.333Ton hr6ges/gdiaVol. harario= 16.33 Ton/hr = 4.41m+3/hr3.7 Ton / m3VOLUMEN HARARIO = 4.41 M3/hr

CALCULO DE DESPLAZAMIENTO POR VIAJE INCLUIDO EL TIEMPO MUERTODISTANCIA POR VIAJE (ida y vuelta)=50.00m +Distancia + tiempo muerto (30 seg. x 1.40 m /seg.)=31.20m81.20N viajes /hr = 62.18/min. x 60 min. /hr x 0.75 = 2798.1 81.20 m / viaje81.20 m N viajes /hr 35 viajes /hr.

CALCULO DE LA CAPACIDAD DE RASTRILLO EN M3:C.ras volumen horario = 4.41 m3 /hr = 0.126N| viajes/hr 35 viajes /hrC.0131 m3 /viajeReemplazando valores para calcular la capacidad de acarreo con wincha - scrapes , aplicando la formula.C.acr/hr = 5078x0.13x3.7x1.04 = 289.13872 =7.1216 25 + 15(1.04) 40.6C.SRC/HR =7.12Ton/hr.

CONSUMO DE ENERGA ELCTRICA PARA SCRAPER CON MOTOR ELCTRICO

C.energ. elct = , KW - hr / ton Donde: C. energ. Elec. = consumo de energa elctrica expresado en Kw Hr / TonP. motro = potencia del motor 20 HP = 15 Kw.C. scr. / Hr = capacidad de acarreo con scraper en Ton / Hr.

C. Energia elect. = 1.896 Kw hr/Ton

CONSUMO DE CABLES DE 12.5 mm. DE : (m/ton)

C. cab = ; m/ton

C. cab = , m/tonDonde:D = distancia de acarreo = 25mN g das = N de guardias / da = 2 guardiasC. scr / hr = Capacidad de acarreo scraper = 7.12 Ton/hr.Horas efectivas de trabajo = 6hrsg/daC.cab = 0.009 m ton.

CONSUMO DE MANO DE OBRA: C.m.o,scr (Hgda/ton)

C.m.o.scr. =

C.m.o.scr. = = = 0.046816

C.m.o.scr. = 0.047 Hgda x C.scr./Ton.

Depreciacin del equipo Wincha scraper (Unidad/Ton)La vida econmica de un scraper con motor elctrico se considera n promedio de 15,000 hrs.

C. dep. = (Wincha)

Donde:C.scr/hr = Capacidad de acuerdo en ton/hrC.dep. = Depreciacin del equipo

C.dep = = = 0.00000936C.dep = 0.0000094 Unid. 1Ton.

Mantenimiento del equipo y rastrillo (Unidad / ton)

El mantenimiento e equipo rastrillo se considera el 15% del valor de depreciacinC.mant = mantenimiento el equipo y rastrilloC. dep = Depreciacin del equipoC. Mant = 0.15 x 0.0000094 = 0.00000141C. mant = 0.0000014 Unid / Ton

RESUMEN EL COSTO DE ACARREO EN TAJEOS CON SCRAPER (US$/Ton)

Cos. Scr. = (C.energ.Elect x Pi) + (C.cab. x P21) + (C.m.o. x P40) + (C. Dep x P68) + (C. Mant. x P68)

Cos. Scr = (1.896 x ) + (0.009x 12.56 ) + (0.047 x 27.65) + (0.0000094x 33152 ) + (0.000014x 33152) = 0.19 + 0.19 + 1.30 + 0.31+ 0.05 = Cos.scr = 1.96 US$/Ton

COSTO DE VENTILACINEn el costo de ventilacin se ha considerado el costo de aire comprimido:Condiciones Asumidas: Presin del aire comprimido = 7 bares Compresor de tamao promedio = 30 m3/min Fuente de energa del compresor = Elctrica Altura sobre el nivel del mar = 3800 m.s.n.m.

CONSUMO DE ENERGA PARA COMPRESOR ELCTRICOEl consumo de energa para producir 1m3 / min de aire comprimido de 6.5 7.0 bares es:

C. elect. = C. Espec. Energ. Elec. x

C. elect. = 0.131 x x Donde:A = Altura sobre el nivel del mar = 3800 m.s.n.m.K1 = Factor de Simultaneidad: K1 = 0.7Fc = Factor de correccin requerida en funcin de m.s.n.m.Fc = 0.092 (En el manual de Atlas Coopco: tcnico de aire comprimido)C. Elec. = Consumo de energa elctrica en Kw hr / m3 a.c. (corregida por la altura)C. Esp. Energ. Elect. = Consumo especifico de energa elctrica al nivel del mar.

CONSUMO ESPECFICO DE ENERGA ELCTRICA:C. esp. Energ elect. = 5.5 Kw hr es lo que se necesita para producir 1 m3 / min de aire comprimido de 7.0 bares a nivel del mar.

En una hora:

C. Esp. Energ. Elect. = = 0.09166

Reemplazando valores en la formula ()

C. elect = 0.131 x x Kw. hr/m3a.c.

C. elect = 0.131 x 1.43 = 0.2528C.elect = 0.2528 Kw. hr/m3a.c.

CONSUMO DE LUBRICANTES PARA EL COMPRESOR ELCTRICO

El consumo especifico de aceite es de 0.00275 lit/m3a.c. (para el motor de combustin).Factor de correccin por altura: K9 = 092

C. lub. = Cesp. X

C. lub = 0.00275C. lub. = 0.004 lit/m3 a.c.

Consumo de mano de obra: Hgda/m3 de a.c.Condiciones asumidas: Un operador por guardia y ayudante. Aire comprimido producido por una guardia. Se trabaja en una guardia de 7.0 hrs. Efectivas.

Calculo de aire comprimido producido en una guardia:

C. gda = Calculando el consumo de mano de obra:

C.m.o. =

C.m.o. = = 0.002267C.m.o. = 0.0023 Hgda/m3 a.c.

DEPRECIACIN DEL EQUIPO La vida econmica del comprensor elctrico = 10 Rgimen de trabajo = 7 hr/gdia 2 g das / da Das laborados por ao = 300 das / ao Calcular el aire comprimido producido durante la vida econmica se tiene:

a.c. = a.c. = 5292,000 m3

La depreciacin ser:

C. dep. elect. = C. Dep elect. = C. dep. elect. = 19x10-8 Unid/m3 a.c.

Mantenimiento y repuestos:El mantenimiento para un comprensor elctrico es de 10% del valor de la depreciacin.

C. Mant = 0.10x C. Dep.C. mant. = 0.10 x 0.00000019 = 19 x 10-9C. mant = 19x10-9 Unid/m3a.c.

RESUMEN DEL COSTO DE VENTILACIN CON COMPRESOR ELCTRICO

Cos. Vent = (C. Elect x P1) + (C. Lub. Elect. X P37) + (C.m.o. x P48) + ((C.dep. elect x P96) + (C. Mant x P96)

Cos. Vent = (0.2528+(0.004x 1.98 ) + (0.0023 +(19x10-9 x)= 0.2528 + 0.00792 + 0.06058 + 0.02528 + 0.002Cos vent = 0.12 US$/m3 a.c.

COSTO DE RELLENO CONVENCIONALEl costo de relleno ha sido calculado para relleno detrtico de superficie.

Condiciones asumidas: El relleno detrtico proviene de la superficie a travs de Glory Hole El material en la superficie debe ser removido por una maquina Bulldozer D9 Cuando las condiciones exijan, se realizar la voladura a fin de obtener el material de relleno en superficie a una granulometra adecuada. El material de relleno depositado en las chimeneas de relleno se chuteara en las galeras inferiores a carros primero y luego se transportara fraccionados con locomotoras a batera, a los tajeos se distribuir utilizando en la limpieza de mineral. De acuerdo a la experiencia obtenida en la Unidad Minera, los costos del relleno detrtico equivalen al 75% de los costos de limpieza de mineral, en nuestro, de los costos de acarreo en los tajeos.

C. relleno conv. = 0.75 x Cos. Scr.

C. relleno. Conv. = 0.75 x 1.96 vs $/TonC. relleno Conv. = 1.47 US$/Ton

RESUMEN DE COSTOS DE EXPLOTACIN

a) Costos de perforacin=____________________1.32b) Costos de voladura=____________________1.09c) Costos de acarreo en tajeos=____________________1.96d) Costos de ventilacin =____________________0.12e) Costos de relleno convencional=____________________1.475.96Imprevistos 5%0.30

6.26

3.CALCULO DEL COSTO DE RELLENO CONVENCIONALPara el clculo del costo operativo de relleno convencional en la mina Carahuacra, estamos considerando que este material (caliza) proviene de una cantera de mediana envergadura y se ha asumido las siguientes condiciones:Perforacin con Track-Drill.Voladura con AN/FO y dinamita en proporcin 0.95/0.05.El material de relleno es roca liza de competencia media perteneciente a la formacin Pucar (cantera ubicada en la parte norte del tajo abierto Carahuacra).Transporte de la cantera hasta el echadero de relleno (2 Km aprox.)Distribucin del relleno en el tajeo (con locomotoras, carros balancines, Cavos 310).

1.Perforacin. Consumo de aire comprimido:

Q aire comprimido = 3.6 x K/Vdonde:K = 1.2V = 0.48 m/minQ aire comprimido = 3.6 x 1.2 / 0.48 = 9 m3/m taladro

Consumo de broca con plaquetas de metal duro:Q broca = 0.0025 x 1.05 = 0.0026 unid/m taladroConsumo de barrenos:Barrenos acopladosQ barrenos = 0.00083 x 1.1 = 0.00091 unid/t taladro

Consumo de lubricantes:Q lubricantes = 1 / (193 x V)Q lubricantes = 1 / (193 x 0.48) = 0.011 lt/m taladro

Consumo de mano de obra:Q mano de obra = 1 / (235 x V)Q mano de obra = 1 / (235 x 0.48) = 0.0089 h.g./m taladro

Depreciacin del equipo:La vida econmica de un Track Drill es de 5 aosRgimen de trabajo = 250 das/aoPrecio Track Drill US$ 116 820 / unidadEn este tiempo se perfora:T total = 1.4 x 0.48 m/min x 5 hr/g x 60 min/hr x 0.7 x 1 g/d x 250 d/ao x 5 aos T total = 176 400 m taladrosQ depreciacin = 1 / 176 400 unidad/m taladro Mantenimiento y accesorios: Q mantenimiento = 0.15 x Q dep unidad/m taladro

Costo de Perforacin ($/t):Costo PerforacinTrack Drill = 1.05 (9 x P1 + 0.0026 x P2 + 0.00091 x P3 + 0.011 x P4 + 0.009 x P5 + 1.15 x 1/176400 x P6) + Q mant.

donde:P1 = Precio de aire comprimidoP2 = Precio de brocasP3 = Precio de barrenosP4 = Precio de lubricantesP5 = Precio de mano de obraP6 = Precio de depreciacin de equipo

2.Costo de Voladura ($/t).

En las canteras de mediana envergadura, la voladura se realiza con ANFO y dinamita en proporcin aproximada de: 0.95 ANFO + 0.05 dinamita.El Factor de potencia promedio para calizas de competencia mediana es de 0.2 Kg/tn con ANFO.

Q explosivos = 0.2 kg/tn de relleno

Consumo promedio de taladros:Q taladros = 0.3 m/tn de relleno

Consumo de iniciadores:Q iniciadores = 1.04 / L x Q tal unidad/t taladrodonde:Q taladros = consumo promedio de taladros (0.3 m/t)L = 5 m promedio.Q iniciadores = 0.062 unidades/ton de relleno

Consumo de cordn detonante:Q cordn detonante = 1.3 x Q tal = 0.39 m/ton de rellenoLa mano de obra ya fue considerada en el clculo de la perforacin.

Costo operativo de la voladura:Costo Voladura = 1.05 x (Qexpl. x P1 + Qiniciac.x P2 + Qc.deton. x P3)donde:P1 = Precio de explosivosP2 = Precio de iniciadoresP3 = Precio de cordn detonante

La malla de perforacin fue diseada de tal manera que la voladura nos d un material de regular fragmentacin. Esto nos permite transportar el material roto directamente a los echaderos sin necesidad de utilizar chancadoras.

3.Transporte del material fragmentado.Asumimos que el material roto es transportado con volquetes hasta el echadero (Waste Pass) principal de relleno, en una distancia aproximada de 2 Km.El costo unitario ser:C transporte relleno a echadero = 2 Km x 0.34 $/TMxKm = 0.68 $/TM = 0.62 $/tc

Distribucin del relleno en tajeos:Se asume el transporte del relleno en el tajeo como LHD (Cavos 310) para una distancia promedio de 100 m y pisado o aplanado.Cdistribucin relleno LHD = C LHD / D x 100 ($/tn relleno)donde:C LHD= Costo operativo del acarreo en tajeos = US$ 0.32/tcD= Distancia de acarreo del mineral/desmonte asumido en el clculo del CLHD= 60 m.Finalmente tendremos:El costo de una tonelada de relleno convencional procedente de cantera de mediana envergadura (como la de Carahuacra) puesto en el tajeo es el siguiente:

C RELLENO CONVENCIONAL = (0.3 x C Perf. Track Drill + C Voladura + CTrans. Rell. Echad. + C Trans. Locom. + C Dist. Relleno LHD ) ($/tn relleno) Costo Perforacin Track Drill:

- 9 m3/m taladro x 0.02 $/ m 3 = 0.180

- 0.0026 unid/m taladro x 153 $/unid = 0.398

1.05 x - 0.00091 unid/m taladro x 150$/unid = 0.137

- 0.011 lit/m tal x 2.34 $/lit= 0.026

- 0.0089 h.g/m tal x 8.68 $/h.g= 0.077

- 1.15 x 1 / 176400 x $ 116 820 = 0.762

= 1.580 $/m tal.

- 0.15 x (116820 / 176400) = 0.10Como: consumo de taladros 0.3 m taladro/tc de relleno

Costo Perf. Track Drill = 1.05 (1.58) = 1.66 $/m tal + 0.10 = 1.76 $/m tal. = 1.76 $/m tal. x 0.3 m tal/tc relleno = 0.53 $/tc

Costo Voladura:Costo Voladura = 1.05 (Q Expl.x P1 + Q Inic.x P2 + Q C.deton.x P3)- 0.2 Kg/tn relleno x 0.45 $/Kg= 0.09- 0.062 unid/tn relleno x 0.13 $/unidad= 0.01- 0.39 m/tn relleno x 0.134 $/m = 0.05= 0.15 $/tn relleno

Costo Voladura = 1.05 (0.15) = 0.16 $/tc

Costo Transporte a Echadero:Costo Tpte. Echadero = 2 Km x 0.34 $/TMxKm = 0.68 $/TM = 0.62 $/tc

Costo Transporte con Locomotora:Costo Tpte. Locomotora = 0.33 $/tc + 0.38 $/tc = 0.71 $/tc

Costo Distribucin LHD:C LHD / D x 100 = 0.32 $/tc / 60 m x 100 m = 0.53 $/tc

Resumen de Costos:

Item$ / tc

Costo Perforacin Track Drill0.53

Costo de Voladura0.16

Costo Transporte a Echadero0.62

Costo Transporte con Locomotora0.71

Costo Distribucin Relleno LHD0.53

Sabemos que:Costo Relleno Convencional = (0.3 x C Perf. Track Drill + C Voladura + CTrans. Rell. Echad. + C Trans. Locom. + C Dist. Relleno LHD ) ($/tn relleno)

Costo Relleno Convencional = (0.3 x 0.53 + 0.16 + 0.62 + 0.71 + 0.53) = 2.18

COSTO DE RELLENO CONVENCIONAL = US$ 2.18 / tc

A.Hidrocicln:

El hidrocicln es un dispositivo que se emplea para la clasificacin o separacin de partculas finas de los gruesos, llamadas Overflow y Underflow, respectivamente.Estos aparatos emplean la fuerza centrfuga para permitir que las partculas se separen en virtud de su tamao y densidad.

Esencialmente, un cicln es un recipiente cilindro-cnico que trabajan con pulpas que se alimentan a presin tangencial por la tubera de alimentacin, la misma que empieza a girar a gran velocidad (la pulpa) dentro del cicln y por la propiedad de la fuerza centrfuga, se separa en dos secciones, una fina y otra gruesa.

Las partculas pesadas se pegan a las paredes del cicln y comienza a bajar para finalmente caer en la parte cnica hasta salir por el Apex o vrtice de descarga con el nombre de Underflow. En la parte central del cicln se forma un remolino que levanta las partculas liviana o finas y las obliga a salir por un tubo de descarga con el nombre de rebalse (rebose) u Overflow.B.Partes de un Cicln:Se compone de las siguientes partes:

a.El cuerpo, propiamente dicho, que tiene una forma cilndrica.b.La seccin cnica, que va unida al cuerpo por su base.c.El Apex o vrtice, que es la parte del cono, por donde sale la carga gruesa.d.La tubera de alimentacin.e.Tubera de descarga de finos o Vortex Finder.

Todo el cuerpo y el cono del cicln, estn revestidos internamente con un jebe protector para evitar que se gasten rpidamente.

C.Caractersticas Tcnicas del Hidrocicln:

Marca:KREBSSModelo:D-15-BDimetro del Cono (Dc) = 15"Dimetro de Salida (O/F)=5.5"Altura del Vortex Finder=11.75"

Dimetro del Spigot o Apex (Du)=2"Dimetro de Alimentacin (Di)=4.134"Area de Alimentacin =13.42 pulg

D.Condiciones de Operacin del Hidrocicln:

Clculo de los caudales mximos del O/F y del U/F

Sabemos que: Qi = Vi x Aidonde:Qi = Caudal mximo de alimentacin en cm3/segVi = Velocidad de alimentacin en cm/segAi = Area de ingreso del cicln en cm

La velocidad Vi se calcula con la siguiente expresin:

donde:

K = Factor de fuerza centrfuga (en promedio = 17)

rc = Radio del hidrocicln en cm.

rc = 15" x 2.54 cm = 19.05 rc 19 cm 2

g = Aceleracin de la gravedad = 980 cm/seg

Entonces:Vi2 = 17 x 19 x 980

Vi = 562.62 cm/seg

Para el clculo de Ai tenemos:

Ai = ( 4.134" x 2.54 cm ) x 4

Ai = 86.60 cm

Luego el caudal Qi ser:

Qi = 562.62 cm/seg x 86.60 cm

Qi = 48 722.89 cm3/seg

Qi = 772.36 GPM

Este Qi hallado es la capacidad mxima de acceso de flujo del cicln.

Ecuacin de Fuerza del Cono:

donde:

Ps = G.E. de los slidos = 2.62 gr/cm3

P = Densidad de la pulpa = 1700 gr/lt

d55 = Dimetro de corte de malla 250 = 82 micronesd55 = 82 micrones = 3.228 x 10-3 pulg

Vt = Velocidad tangencial mxima

donde:

Ai = Area de alimentacin del hidrocicln Ai = 86.60 cmAi = 13.42 pulg

Ac = Area de la seccin del cono del hidrociclnAc = 176.7 pulg

rc = radio del cono del hidrocicln = 7.5 pulg

ri = radio de alimentacin del hidrocicln ri = 2.07 pulg

rt = radio de la envoltura de la velocidad tangencial mximart = 0.167 rc = 0.167 x 7.5 = 1.2525 pulg

Cd = Coeficiente de arrastre = 0.222

Vr = Velocidad radial

donde:

Qo = Caudal del Overflow

Dc = Dimetro del cono del hidrociclnDc = 15 pulg = 38.10 cm

h = Alt. del cono del hidrocicln de 15 pulgh = 57.60 cm

con estos datos reemplazamos en () y hallamos la Vt

Vt = 5.31 x 562.62 x (13.42/176.70)0.565 x ( (7.5-2.07) / 1.2525)0.8

Vt = 2 251.22 cm/seg

Luego reemplazando en (), tenemos: 4 (2.62-1.700) x 3.228 x 10-3 x (2251.22) =3 (0.222)(1.2525)(1.1351) x Vr2

Vr2 = 63 572.20

Vr = 252.14 cm/seg

Entonces: reemplazando en () tendremos el caudal del Overflow

252.14 = 30.5 x Qo / (38.1 x 57.6)

Qo = 18 142.18 cm3/seg

Qo = 287.59 GPM

Se sabe que:Qi = Qo + Qu

Entonces:772.36 = 287.59 + QuQu = 484.77 GPM

Los flujos hallados (Qi, Qo, Qu) constituyen los caudales mximos tericos del hidrocicln, mediante los cuales se podr calcular el dimetro del Apex con gran aproximacin.

Seleccin del Apex y el Vortex

El dimetro del Vortex (Do) ideal, es igual al dimetro de la envoltura de la velocidad tangencial mxima, debido a que sta es la nica corriente ascencional que lleva partculas en suspensin, es decir:

Do = Dt = 0.167 DcDo = 0.167 x 15" = 2.5"Do = 2.5 pulg, representa el dimetro ideal del Vortex

En la prctica, las limitaciones de las exigencias de la razn de cono (Du/Do), imposibilita colocar el dimetro del Vortex en este valor (2.5") por eso se suele poner Vortex con dimetro mayor al ideal.

% Qo = (Qo / Qi) x 100% Qo = (287.59 / 772.36) x 100 = 37.23%

De acuerdo a la curva de % de volumen del O/F versus razn de cono, se tiene:

Du/Do = 0.97Du = 0.97 Do = 0.97 x 2.5 = 2.425 pulg

Luego, Du = 2.425 pulg, que es el dimetro del Apex.

Todo lo determinado anteriormente, constituye las caractersticas bsicas tericas del Hidrocicln Krebbs de 15", a las condiciones de relave disponible.

En lo que a condiciones de operacin se refiere, se puede decir que actualmente el hidrocicln viene trabajando bajo las siguientes condiciones:

Dimetro del Apex=2 pulgDimetro del Vortex=5.5 pulgCaudal de Alimentacin=430.10 GPMCaudal del Underflow=126.20 GPMCaudal del Overflow=303.90 GPM

Es importante anotar que actualmente el hidrocicln de 15" en la Concentradora Victoria se halla trabajando a su mxima capacidad y viene desarrollando una performance relativamente buena en la recuperacin de gruesos.

En ocasiones, en el mismo taller de la Concentradora Victoria, se fabrican los hidrociclones de acuerdo a las exigencias de las operaciones de clasificacin.

5.8.PROCESO DE RELLENADO DE UN TAJEO

A.Preparado del Tajeo:

Primeramente se lleva a cabo la operacin de preparado del tajeo, que consiste en levantar los anillos de los echaderos y el encribado de los caminos, por su puesto una vez concluida la limpieza de mineral. Seguidamente se tapan todas las posibles fugas de material de relleno armando tapones o barreras, utilizando para ello madera redonda de 8x10 para los postes, y tablas (rajados) de 3" x 8" x 10 para el enrejado (dejando un espacio de 2" entre tabla y tabla).

Luego, estas barreras se cubren con tela de polietileno (arpillera de 8 a 10 onzas de peso por metro cuadrado) o tela Geotextil, clavadas a las tablas un tanto flojas para que el relave del relleno pueda amolarse a las formas de la madera. Parte de esta tela tambin va fijada a las paredes del tajeo.

Otra cuadrilla de operarios va instalando la tubera de polietileno de 4" hacia el tajeo a rellenar desde la chimenea (CH-2008-1963-1415) piloto por donde baja el relleno. Tengamos en cuenta que el relave (pulpa) es enviado desde superficie hasta el NV-300-350 a travs de una tubera de 4" por gravedad y que luego desde los niveles mencionados se reparte a los tajeos a rellenarse, tendiendo las tuberas horizontalmente.

B.Rellenado del Tajeo:

Una vez preparado el tajeo, el operador en superficie procede a enviar agua para lavar la red de tuberas para evacuar posibles vestigios de relave de anteriores envos y comprobar que la tubera no est atorada.

Seguidamente el operador de interior mina pide telefnicamente el envo de pulpa una vez que observ que el agua, inicialmente enviado, lleg al tajeo.

En lo posible debe evitarse que las barreras no reciban el impacto directo de la pulpa enviada para evitar deterioros de la misma.El proceso de rellenado contina hasta que el operador de interior mina comunique el trmino del proceso o alguna parada por algn problema; este operador debe cuidar que el drenaje de agua se realice correctamente (para el drenaje usamos quenas de madera o en su defecto cilindros de malla electrosoldada de 2" x 2" cubierta con tela arpillera).

El relleno utilizado llega a percolar a 9.1 cm/hora necesitando esperar menos de 8 horas para el secado de dicha lama para continuar con el proceso de minado.

En la prctica se ha comprobado que un coeficiente de permeabilidad de 10 cm/hora es el ideal para la consolidacin de un relleno. Un CP menor de 3 se dice que demora excesivamente en eliminar el agua, en cambio un CP mayor de 20 puede causar el fenmeno de embudo, por el cual se forma pequeos conductos abiertos dentro de la masa de relleno a travs de los cuales fluye la pulpa a gran velocidad saliendo buena cantidad de relleno a las galeras.

En Carahuacra, no se tiene problemas con la percolacin, ni con la resistencia al hundimiento del relave una vez rellenado el tajeo, pues el relleno resiste la pisada de un hombre (0.5 Kg/cm) desde el momento que est rellenndose el tajeo. El relleno tiene una resistencia al hundimiento de 1.6 Kg/cm a las 12 horas de vaciado la pulpa, tiempo necesario para ingresar la mquina perforadora para empezar la perforacin (dicha mquina ocasiona una presin de 1.5 Kg/cm).

Al culminar el proceso de rellenado, el operador de superficie debe enviar agua para lavar la tubera.

Debe tenerse en cuenta que el relleno conserva durante aos un 10% de humedad y el exceso de agua cae por gravedad a zonas inferiores (es preferible la humedad en el relleno a que se formen los embudos antes explicado).

Es aconsejable que el relleno tenga una alta densidad relativa para la operacin porque contrarresta el movimiento lateral de la roca en menos tiempo.

C. Mxima Distancia Horizontal:

La distancia horizontal mxima, a que podr ser enviada la pulpa debido al impulso adquirido durante su cada vertical (gravedad), est dada por:

donde:DH = Mxima distancia horizontal (m)h = Altura de cada (m) = Dimetro interior de tubera (m)g = Gravedad (9.81 m/seg)V = Velocidad de pulpa 1.0124 m/segW = Coeficiente de resistencia de la tubera en funcin del dimetroG.E. = Peso especfico de la pulpa = 1800 Kg/m3Cpu = Constante para pulpas (para este caso Cpu = 0.3)C = Coeficiente = 0.00045 para 4 = 0.00035 para 3

Por ejemplo, un caso hipottico de una pulpa cuya densidad es 2000 gr/lt (con niveles de trabajo supuestos por razones didcticas).

Tubera 3Tubera 4

Nivel(m)Cabezah (m)Long. HorizontalDH (m)Cabezah (m)Long. HorizontalDH (m)

12383018130207

12194923649274

12076126461306

12006828968334

11937537575434

11868228482328

D.Problemas en el Proceso de Rellenado:

Entre los problemas que se observan en Carahuaca, tenemos los atoros de las tuberas que no son tan seguidos y que lo ocasionan por lo general pequeos trozos de rocas que a veces son transportados por los volquetes (que tambin transportan mineral) al transportar el relave desde la planta a la cancha de relaves ubicado cerca a la mina.

Tambin se desacoplan o rompen las tuberas a consecuencia de deficientes empalmes de los mismos por el personal encargado o rotura de los soportes en las chimeneas (esto no es continuo).

Los escapes y filtraciones si son un problema serio que se producen a consecuencia de una mala preparacin del tajeo y que inundan de relave las galeras y los pozos de decantacin de los niveles inferiores (en Carahuacra se bombea el agua de niveles inferiores al NV-300 hacia este mismo nivel y luego salen a superficie por la cuneta del Tnel Victoria).

Los desgastes de tuberas son consecuencia del rozamiento de la mezcla contra las paredes interiores de las mismas. La duracin de las tuberas depende de la ubicacin y ngulo que tengan. Las tuberas instaladas verticalmente tienen poco desgaste cuando estn instaladas a plomo y bien aseguradas, mientras que las instalaciones horizontales tienen un mayor desgaste en la parte superior, por lo que es recomendable hacer una rotacin de las tuberas cada cierto tiempo para obtener un desgaste uniforme (en la mina usamos tubos de polietileno de clase 10 que duran 800 horas de trabajo aproximadamente).

E. Empuje Hidrosttico sobre las Represas (sobre los tapones y/o barreras):

En este acpite, procederemos a calcular y graficar el Empuje Hidrosttico ejercido por la pulpa de R/H (una vez rellenado el tajeo) sobre las represas de contencin (llmense estos tapones o barreras dentro del tajeo) debido a la reducida capacidad de drenaje del agua.

Para los clculos pertinentes, estableceremos lo siguiente: suponiendo que para la altura "h" la pulpa mantenga la densidad media de 1800 gr/lt en un instante dado, debido a la poca capacidad de drenaje del agua. Entonces, se tendr un empuje "P" sobre la represa (tapn o barrera) actuando a una distancia Ycp de la superficie libre del agua.

Tambin supondremos que el tajeo tiene un ancho de 15 pies (a = 15 pies), que es lo real en el terreno.

Entonces:

donde:

P = Empuje Hidrosttico sobre la represa (Tc)

= Densidad media de la pulpa = 1800 gr/lt

A = Area de la seccin del tajeo = 15 x h (pie)

hcg = Distancia del centro de gravedad (con respecto a la superficie libre del agua)

como:

= (1800 gr/lt) x (28.32 lt/pie3) x ( lb/ 453.6 gr) x (tc / 2000 lb)

= 0.0562 tc / pie3

Reemplazando datos en la frmula se tiene:

P = 0.0562 x h / 2 x 15 h

P = 0.4215 h (ecuacin de una parbola)

Empuje Hidrosttico = P = 0.4215 h

El punto de aplicacin del empuje hidrosttico ser:

donde:

Icg = Momento de inercia con respecto al centro de gravedad.

Ycg = Distancia del centro de gravedad.

Ycp= Punto de aplicacin del empuje hidrosttico "P" (lnea de accin) respecto a la superficie libre del agua.

Entonces el punto de aplicacin del Empuje Hidrosttico "P" ser:

Ycp = 0.667 h (en pies) (ecuacin de una recta)

Para poder bosquejar los grficos correspondientes del empuje hidrosttico "P" (semiparbola) y a la lnea de accin del empuje hidrosttico o punto de aplicacin "Ycp" (recta), se proceder a dar valores a la variable "h" en las respectivas ecuaciones y obtener de esta manera distintos valores para "P" y "Ycp".

P = 0.4215 h(parbola)Ycp = 0.667 h(recta)

h (pies)P (tc)h (pies)Ycp (pies)

0 0.00000.000

1 0.42210.667

2 1.68621.334

3 3.79432.001

4 6.74442.668

510.53853.335

615.17464.002

720.65474.669

826.97685.336

934.14296.003

1042.150106.670

F. Tiempo Neto de Rellenado de un tajeo:

De acuerdo a los clculos del porcentaje de slidos por peso en la pulpa (P) realizado anteriormente, se ha determinado que el Relleno Hidrulico en la descarga tiene una composicin de 71% de slidos y de 29% de agua aproximadamente.

Suponiendo que por el proceso de drenaje se elimine solamente agua, logrando al final un relleno in-situ con una composicin aproximada del 85% de slidos y 15% de agua, entonces as podremos calcular el tiempo neto de rellenado de un tajeo.

Dimensiones del tajeo:

Volumen del tajeo (V) = l x a x h = A x h

donde:V = Volumen del tajeo en m3.A = Area de la base del tajeo en ml = Largo del tajeo en ma = Ancho del tajeo en mh = Altura del tajeo en m

Alimentacin de pulpa al tajeo:

En secciones anteriores, se calcul el tonelaje de slidos por hora que llega al tajeo, siendo este de 41.85 tc/hr; y tambin se calcul el volumen de slidos por hora que llega al tajeo, siendo de 14.32 m3/hr.Entonces, en un minuto de descarga de pulpa, se tendrn las siguientes magnitudes:

Peso de Slidos = Ws

41.85 Tc Hr 0.9071848 TMWs = ------------- x ------------ x --------------------- Hr 60 min Tc

Ws = 0.63276 0.63 TM/min

Volumen de Slidos = Vs

14.32 m3 HrVs = ------------- x ------------ Hr 60 min

Vs = 0.2386 0.24 m3/min

Luego, como el R/H en la descarga tiene una composicin de 71% de slidos y 29% de agua aproximadamente, se tendr lo siguiente:

Peso Pulpa = Wp = 0.63 / 0.71 = 0.89 TM

Volumen Pulpa = Vp = 0.24 / 0.29 = 0.83 m3

Peso Agua = Wa = 0.89 - 0.63 = 0.26 TM

Volumen Agua = Va = 0.83 - 0.24 = 0.59 m3

En resumen:

PulpaSlidoAgua

Wp = 0.89 TMWp = 0.63 TMWp = 0.26 TM

Vp = 0.83 m3Vp = 0.24 m3Vp = 0.59 m3

= 1.07 TM/m3 = 2.63 TM/m3 = 1.00 TM/m3

5.9.CALCULO DEL COSTO DE RELLENO HIDRAULICO(Tipo de cambio actualizado = S/. 2.65 / US$)

1.Costo de Carguo:

Pala Caterpillar 966:Tarifa de Pala 966Cat = S/. 85.49/Hr = $ 32.26 / Hr

Capacidad de Cuchara = 3.5 yd3 = 2.68 m3

Capacidad de Carga de Cuchara:

Ccc = Cc x G.E. del Relave x Fac. llenadoCcc = 2.68 m3 x 2.4 tc/m3 x 0.90 = 5.79 tc/viaje

Duracin del ciclo completo de carguo = 3.5 min/ciclo

Nmero de viajes por hora:

n = 50 min/Hr / 3.5 min/ciclo = 14.28 = 14 viajes/Hr

Toneladas por hora:

tc = (5.79 tc/viaje) x (14 viajes/Hr) = 81.06 tc/Hr

Considerando una utilizacin efectiva del 85%, tendremos:

tc = 81.06 x 0.85 = 68.90 tc/Hr

Costo horario de alquiler (contratista) = $ 32.26 / Hr

US$ 32.26 / HrCosto por tonelada = -------------------- = US$ 0.47 / tc 68.90 tc/Hr

2.Costo de Transporte:

Volquetes Volvo doble eje:

Tarifa de Volquete = S/. 0.44 / TMxKm = US$ 0.17 /TMxKm

Capacidad de Carga:Nominal = 25 TMEfectivo = 20 TM = 22 tc

Duracin del Ciclo Completo:

Distancia cancha de relave-mina 9.0 KmVelocidad de bajada = 10 Km/Hr (cargado de mineral)Velocidad de subida = 10 Km/Hr (cargado de relave)Ciclo Completo = (9/10) + (9/10) = 1.8 Hr = 108 minutos

Nmero de viajes por hora:

n = 60 min/Hr / 108 min/ciclo = 0.56 viajes/Hr

Toneladas por hora:

tc = (22 tc/viaje) x (0.56 viajes/Hr) = 12.32 tc/Hr

Considerando una utilizacin efectiva del 80%, tendremos:

tc = 12.32 tc/Hr x 0.80 = 9.86 tc/Hr 8.96 TM/Hr

Costo horario de alquiler (contratista) = $ 0.17 / TM x Km

Costo alquiler:

($ 0.17/TMxKm) x (8.96 TM/Hr) x (9 Km) = $ 13.71 / Hr

US$ 13.71 / HrCosto por tonelada = -------------------- = US$ 1.39 / tc 9.86 tc/Hr

3.Costo de Arrumaje:

Cargador Frontal 966 Caterpillar:Capacidad de Cuchara = 3.5 yd3 = 2.68 m3

Gravedad Especfica Relave = 2.4 tc/m3

Capacidad de Carga de Cuchara:(al arrumar relave no llena la cuchara en su totalidad)

Ccc = Cc x GE del Relave x Fac. llenadoCcc = 2.68 m3 x 2.4 tc/m3 x 0.70 = 4.50 tc/viaje

Tonelaje a mover 120 tc = 50 m3 (cicloneado)

Tiempo empleado = 0.63 horas

Duracin del ciclo = 1.5 minutos

Nmero de viajes por hora:

n = 50 min/Hr / 1.0 min/ciclo = 50.0 = 50 viajes/Hr

Toneladas por hora:

tc = (4.50 tc/viaje) x (50 viajes/Hr) = 225 tc/Hr

Considerando una utilizacin efectiva del 80%, tendremos:

tc = 225 x 0.85 = 191.25 tc/Hr

Costo horario de alquiler (contratista) = $ 32.26 / Hr

US$ 32.26 / HrCosto por tonelada = -------------------- = US$ 0.17 / tc 191.25 tc/Hr

4.Costo de Mano de Obra:

Personal : Cinco personas por guardia y un supervisor

PersonalFactorS/. / da$ / da $ / da

1 maestros423.008.68 34.72

1 ayudantes622.008.30 49.80

1 ingeniero175.0028.30 28.30

Sub-total112.82

Beneficios Sociales 76% 85.74

Total198.56

Equipo de Seguridad:

ImplementosFactorDasS/./Unid.$ Unid.Inc. 18% IGVTotal $$ / da

11 Pares de guantes 30 7.55 2.85 3.36 36.961.232

11 Pares de botas12028.7110.8312.78140.581.172

11 Mamelucos 9025.00 9.4311.13122.431.360

11 Protectores36016.83 6.35 7.49 82.390.229

11 Correas24010.97 4.14 4.89 53.790.224

05 Pantalones de jebe 6048.5318.3121.61108.051.801

05 Sacos de jebe 6054.7120.6524.37121.852.031

Total8.049

Herramientas

ArtculosFactorS/./Unid.$ / Unid.Total $$ / da

2 Lampas 9035.9613.5727.140.30

1 Pico12025.02 9.44 9.440.08

1 Barretilla150 7.82 2.95 2.950.02

1 Combo12031.2111.7811.780.10

1 Corvina12085.9932.4532.450.27

4 Cachimba 90 6.13 2.31 9.240.10

Total0.87

Movilidad:S/. / da$ / da

Pasaje por persona0.520.20

11 pasajeros / da5.722.16

Total2.16

Resumen:

Item$ / da

Mano de Obra198.56

Equipo de Seguridad 8.049

Herramientas 0.870

Movilidad 2.160

Sub-Total209.639

Gastos Administrativos 52.410

Total262.049

Total = $ 262.05 / da

Tonelaje diario promedio:

Octubre= 5 000 m3Noviembre= 4 000 m3Promedio= 4 500 m3/mes

Promedio = (4500 m3/mes) x (25 das/mes) = 180 m3/da= 7.5 m3 / Hr= 60 m3 / da

Tonelaje diario = 144 tc/daEntonces el costo de mano de obra ser: US$ 262.05 / daCosto por tonelada = -------------------- = US$ 1.82 / tc 144 tc/da

5.Costo de Energa Elctrica:

2 Motores de 30 HP (22.38 Kw) (Trabajan alternndose)

Prom. horas trab./da = 20 (5 horas punta y 15 horas fuera de punta)

Tarifa de energa elctrica:

Horas punta = US$ 0.060 / Kw-HrHoras fuera de punta= US$ 0.054 / Kw-Hr

Energa consumida al da en horas punta:

E = (US$ 0.060/Kw-Hr) x (5 Hr x 22.38 Kw) = $ 6.714

Energa consumida al da en horas fuera de punta:

E = (US$ 0.054/Kw-Hr) x (15 Hr x 22.38 Kw) = $ 18.128

Total = ( 6.714 + 18.128 ) = $ 24.842

US$ 24.842 / daCosto Energa = -------------------- = US$ 0.173 / tc 144 tc/da

6.Costo Consumo de Madera:

Consumo promedio de tablas 2x8x10 = 300 pie/mes

Precio del pie x pulg. de tablas o madera aserrada = $ 0.50 / pie

Consumo promedio de redondos 8" x 10 pies = 400 redondosPrecio del Kg de madera redonda = $ 0.10 / Kg.

Costo tablas = (0.50) (300) = $ 150Costo redondos = (0.10) (400) = $ 40

Costo de madera = (150 + 40) = $ 190

Costo de madera / da = $ 190 / 25 das = $ 7.6 / da

US$ 7.6 / daCosto consumo de madera = ------------------ = US$ 0.053 / tc 144 tc/da

7.Costo de Clavos:

Nmero de clavos por tabla = 8 clavosNmero de tablas o rajados al mes = 200

Nmero clavos 6" = 8 x 200 = 1600

1 Kg. clavos 6" 32 unidadesPeso clavo = 0.03125 Kg / clavo

Total kilo clavos al mes = 200 clavos x 0.03125 Kg/clavo = 50.00 Kg

Costo de clavo = 0.95 $ / Kg

Costo clavos al mes = (0.95) x (50) = 47.5 $ / mes

Costo diario clavos = (47.5 $/mes)/(25 das/mes) = 1.90 $/da

US$ 1.90 / daCosto consumo clavos = -------------------- = US$ 0.013 / tc 144 tc/da

8.Costo de Tela Polipropileno (Geotextil):

Consumo promedio tela al mes = 475 m

Costo por metro lineal = 0.76 $/m475 m / 2 m = 237.5 m lineales / mes

Costo por mes = (0.76 $/m) x (237.5 m/mes) = 180.50 $/mes

Costo por da = (180.50 $/mes) / (25 das/mes) = 7.22 $/da

US$ 7.22 / daCosto consumo tela = -------------------- = US$ 0.050 / tc 144 tc/da

9. Costo de Mantenimiento CH-2008:

PersonalFactor$ / da$ / da

Maestro0.58.68 4.34

Ayudante0.58.30 4.15

Sub-Total 8.49

Beneficios Sociales 76% 6.45

Total14.94

US$ 14.94 / daCosto mantenimiento = -------------------- = US$ 0.104 / tc 144 tc/da

10.Costo Mantenimiento Taller R/H:

Item$ / da

Maestro Ca (1/2 tarea) 0.5 x $ 13.21

Benef. Social. 76%10.04

Total23.25 $/da x 0.25 5.81

Aceites y Lubricantes93.84 x 0.2523.46

Soldadura Oxi-Acetil89.04 x 0.2522.26

Mantto. Eq-Planchas Fe12.48 x 0.25 3.12

Total54.65

US$ 54.65 / daCosto Mantto. Planta = -------------------- = US$ 0.38 / tc 144 tc/da

Resumen de Costos:

ItemUS$ / tc

1.Costo de Carguo0.470

2.Costo de Transporte1.390

3.Costo de Arrumaje0.170

4.Costo de Mano de Obra1.820

5.Costo de Energa Elctrica0.170

6.Costo de Madera0.053

7.Costo de Clavos0.013

8.Costo de Tela Polipropileno0.050

9.Costo de Mantto. CH-20080.104

10.Costo de Mantto. Taller R/H0.380

Total4.62

COSTO DE RELLENO HIDRAULICO = US$ 4.62 / tc

ESTUDIO DE SOSTENIMIENTO DE ROCAS EN MILPOCuadro 01

TAJEOS ANCHO RESIST RQD FLUJO SOSTENIMIENTOS SPACIAMIENTOS CALIFICACION

PROM (MPA) (%) AGUA SPLT PERNO MALLA TECHO CAJAS

TAJEO-480Kat 5.0 25-50 30-40 const x x x 1.3*1.3 1.5*1.5 .baja calidad

TAJEO-480V3 Area 02 -- 25-50 50 -- x x x 1.2*1.2 1.5*1.5 Media calidaArea 01 -- 05-50 30-40 -- x -- x 1.2*1.2 1.2*1.2 Baja calidadArea 03 -- 05-50 50 -- x -- x 1.2*1.2 1.5*1.5 Media calida

TAJEO-480V3NArea 01 -- 05-50 40 -- x -- x 1.2*1.2 1.5*1.5 Baja calidaArea 02 15 05-50 40 -- x x x 1.3*1.3 2.0*2.0 Baja calida

TAJEO-460Por Area 01 -- 50-100 70 -- -- x x 1.3*1.3 ----- Media calidaArea 02 05-50 -- -- x x x 1.2*1.2 1.5*1.5 Baja calidad

TAJEO-V1204 Area 02 -- 01-50 10-20 -- x -- x 1.2*1.2 1.5*1.5 Baja calidadArea 01 -- 50-100 70 -- -- x -- 1.5*1.5 ----- Madia calida

TAJEO-520V3Area 01 -- 25-10 60 -- -- x -- 1.3*1.3 2.0*2.0 Media calidaArea 02 -- 50-10 70 -- -- x x 1.5*1.5 ---- Media calida

TAJEO-450CN4 A3 4m -- -- -- x x x 1.2*1.2 ---- Baja calidad

TAJEO-520CN3 --- 5-50 --- -- x x x 1.4*1.4 1.5*1.5 Media calidad

CONTROL DE TIEMPOS PERFORACION - SOSTENIMIENTO

Labor : Perforacin y sostenimiento NV 520 CN3 A1-A3Guardia : Noche ( 7:00pm - 7:00am)

ANTES DE LA PERFORACION horas minutos

1.- Espera de jaula 0.26 16.002.- Bajada de Jaula 0.07 4.203.- Caminatas 0.583 35.004.- Inoperativos 0.383 23.005.- Transporte de materiales 0.416 25.006.- Lavado de frente 0.250 15.007.- Limpieza de la labor 0.333 20.00 8.- Desate de rocas 1.167 70.009.- Preparacin del terreno para la perforacin 0.216 13.0010.- Instalacin del equipo 0.383 23.0011.- Prueba de la mquina 0.283 17.00 12.- Inoperativo por falta de presin de aire 1.583 95.00

SUBTOTAL 5.927 366.20

DURANTE LA PERFORACION Y SOSTENIMIENTO

1.- Desate de rocas 0.26 15.602.- Cambio de Barrenos 0.237 14.233.- Posicionamiento o Empate 0.296 17.7534.- Perforacin y barrido 3.397 203.855.- Retiro de barreno 0.091 5.4376.- Barreno plantado 0.093 5.6007.- Cambio de barreno por elementos de sostenimiento 0.082 4.9338.- Posicionamiento 0.110 6.6139.- Instalacin de elementos de sostenimiento 0.214 12.85010.- Retiro 0.039 2.366

SUBTOTAL 4.994 299.635

REFRIGERIO 1.09 69.00

TOTAL 12.011 720.66

PARAMETROS DE CALCULO

1.- Nmero de taladros perforados 242.- Nmero de taladros sostenidos 173.- Longitud de cada taladro 08 pies4.- Longitud de Split y perno 08 pies5.- Cota de trabajo 3579.70 m.s.n.m6.- Nmero de barrenos a usarse en la labor 02 ( 8" y 6" )7.- Horas efectivas de perforacin 4.13 horas8.- Horas efectivas de perforacin y sostenimiento 3.445 horas9.- Horas efectivas de lavado de frente 0.25 horas10.- Horas de trabajo por guardia 12 horas11.- Segn reglamento de seguridad e higiene minera en el artculo 266, para la perforacin es 0.5 litros/segundo12.- Segn el reglamento de seguridad e higiene minera en el artculo 266, para el lavado de frentes 02 litros / segundo

CALCULO DE PERFORACION Y SOSTENIMIENTO

1.- Tiempo de perforacin por taladro = 247.8/24 = 10.33 min/tal

2.- Velocidad media de perforacin = 8/10.33 = 0.77 pies/min

3.- Pies perforados por guardia = 8*24 = 192 pies/guardia

4.- Eficiencia de la perforacin = (4.13*100)/12 = 34.42 %

5.- Tiempo de perforacin y sostenimiento = 206.7 min

6.- Nmero de taladros sostenidos = 17

7.- Tiempo de perforacin y sostenido por taladro = 206.7/17 = 12.158 min/tal

8.- Velocidad media de perforacin y sostenido = 8/12.158 = 0.658 pies/min

9.- Eficiencia de perforacin y sostenido = (3.445*100)/12 = 28.71 %

PROMEDIO DE VELOCIDAD MEDIA DE PERFORACION Y SOSTENIMIENTO

DATOS:

Tiempo total de perforacin = 3.8 horas.

PARAMETROS 1.- Jumbo SOLO motor Diesel de 06 cilindros2.- Broca de botones de 2.5"3.- Barra de 5 pies : 114.- Barra de 4 pies : 035.- Motor de compresora para lubricar : 27 Kw6.- alcance mximo de perforacin : 30m7.- Perforacin negativa abarca una longitud de : 40mt8.- Perforacin positiva abarca una longitud de : 30mt9.- Realiza perforacin radial : 36010.- la perforadora es 8l6005 Tamrock11.- Presin de agua mnimo : 4 bares12.- Presin de aire mnima : 3 bares13.- condicin de trabajo de labor : 4 mt de altura

CALCULOS DE PERFORACIN.

01.- Tiempo de perforacin por taladro = 227.60 min / 4 tald = 56.90 min/tald

02.- Velocidadde perforacin por taladro = 20mt / 56.9 min = 0.35 mt/min

03.- Metros perforados por guardia = 20 mt * 4 tald = 80 mt

04.- Eficiencia de perforacin = (3.8 horas * 100) / 12 = 31.67 %

Hallando el tiempo promedio de las muestras Rango [ 270 -257]R = 13 Ancho de clase K = 1+ 3.33 log 20K = 5 Amplitud A = 13/5A = 3 CUADRO ESTADISTICO 01

interv fi Xi hi Fi Hi Xi * fi100hi

[257 - 260> 04258.50 0.20 04 0.201034 20%

[260 - 263> 02 261.50 0.10 06 0.30 523 10%

[263 - 266> 09 264.50 0.45 15 0.752380.5 45%

[266 - 269> 04267.50 0.20 19 0.951070 20%

[269 - 272> 01270.50 0.05 20 1.00 270.5 5 %

Sumatoria 20 1.00 5278 100%

El tiempo promedio de la faja en dar una vuelta completa se obtiene del Histogtrama:

T = 5278 / 20 = 263.90 seg ............................. T = 4.40 min/ciclo

II.- CONTROL DE TIEMPOS DE LOS SKIPS

Sr tom datos de muestra de 3 dias: 14 de enero; 15 de enero; 16 de enero del 2001. Donde se observ lo siguiente

El 14 de enero - 2001, el Skips tuvo tiempos muertos de : 3.19 hor- 7:00 - 9:50 = 2:50 horas : engrase del cable- 10:02 - 10:10 = 0.08 " : Campaneo de chiminea -820- 10:57 - 11:07 = 0.10 " :