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UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA GEOGRAFICA
MEJORAMIENTO DE CAMINOS Y ACCESOS MINERA ESCONDIDA
“TRABAJO DE TITULACION PRESENTADO EN CONFORMIDAD A LOS REQUISITOS PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO DE EJECUCION EN GEOMENSURA”
PROFESOR GUIA: JOSE JARA HENRIQUEZ
NELSON ANTONIO CHEPILLO BAHAMONDES JAIME ALFONSO CHEPILLO BAHAMONDES
2001
AGRADECIMIENTOS
Tras un largo y a veces difícil camino recorrido llegamos por fin a una meta y a
la tarea que teníamos peniente para con nuestros padres y hermano
En el camino quedaron personas tan importantes en nuestras vidas como nuestro
abuelito Adolfo….
Agradecimientos especiales a nuestro hermano Rodrigo (gracias por tu ayuda), a
nuestra querida abuelita Emilia, a Rosana, Pablito y Diego, Mabel, Sole, Yoyito y a
Homero.
Grandes compañeros como Marcelo Villagra, Fernando Berenguela, Sandro
Cabrera y a todos nuestros amigos.
A nuestros amigos de I.E.G Lta. Personas muy importantes desntro de nuestra
formación como profesionales.
Y por último las personas más importantes de nuestras vidas:
Nelson y Teresa, gracias a ustedes somos lo que somos y nunca vamos a dejar de
agradecer la suerte de tenerlos como PADRES.
A NUESTROS PADRES
ÍNDICE GENERAL
AGRADECIMIENTO
INDICE GENERAL
Capítulo 1.- ANTECEDENTES HISTORICOS
1.1 Introducción……………………………………………………………………. 1
1.2 El Proyecto Atacama …………………………………………………….. …... 2
1.3 El Descubrimiento de Yacimiento Escondida ………………………….. …... 3
Capítulo 2.- ANTECEDENTES DE CAMINOS Y ACCESOS
2.1.- Introducción……………………………………………………………………... 23
2.2.- Maquinarias y Equipos pesados……………………………………………….. 26
2.2.1.- Bulldozers………………………………………………………….. … 27
2.2.2.- Cargadores Frontales.…………………………………………….. … 28
2.2.3 Tractor Neumático…………………………………………………… 30
2.2.4 Moto Noveladora …………………………………………………….. 31
2.2.5 Camión Minero de Extracción………………………………………. 32
2.2.6. Estudio del rendimiento de neumático efectuado a la flota Dresser.. 34
2.2.6.1 Análisis de la situación actual………………………………………. 34
2.2.6.1 Análisis en las bajas de los neumáticos…………………………….. 38
2.3.- Normas técnicas en caminos de explotación
2.3.1 Alineación de Caminos de Transporte………………………………. 44
2.3.2 Distancia de Detención – Relación entre Gradiente y Freno………. 44
2.3.3 Criterios de Mantenimiento de Caminos……………………………. 48
2.3.4 Criterios de Manteniminto de Vehículos……………………………. 52
Capítulo 3.- ANALISIS PARA LA OPTIMIZACION DE CAMINOS MINERA
ESCONDIDA
3.1 Introducción……………………………………………………………………… 55
3.2 Información General…………………………………………………………….. 57
3.2.1 Superficie de los caminos de Acarreo…………………………………... 57
3.2.2 Resistencia a la rodadura……………………………………………….. 58
3.2.3 Curvas regulares y sinuosas……………………………………………. 59
3.2.4 Pendiente Optima……………………………………………………….. 61
3.3.- Parámetros de Diseño Mínimos Admisibles en Mejoramiento de Caminos
Minera Escondida……………………………………………………………… 71
3.3.1 Aspectos Generales…………………………………………………….. 71
3.3.2 Velocidad de Operación……………………………………………….. 72
3.3.3 Velocidad de Diseño……………………………………………………. 72
3.3.4 Factores a considerar en la elaboración de un diseño geométrico……72
3.3.5 Distancia de visibilidad…………………………………………………. 74
3.3.6 Distancia de visibilidad de parada…………………………………….. 75
3.3.7 Alineamiento Horizontal………………………………………………. 77
3.3.8 Alineamiento vertical………………………………………………….. 84
3.3.9 Perfil tipo para Camino Minero………………………………………. 89
Capítulo 4.- REINGENIERIA DE CAMINOS Y ACCESOS
4.1 Introducción……………………………………………………………………. 92
4.2 Aplicación de los Parámetros de diseño……………………………………… 93
4.2.1 Velocidad de Diseño…………………………………………………… 93
4.2.2 Radios………………………………………………………………...... 94
4.2.3 Pendientes……………………………………………………………… 94
4.3 Desarrollo del Proyecto………………………………………………………… 95
4.3.1 Estudio del Planeamiento…………………………………………........ 95
4.3.2 Proyecto de Construcción………………………………………………. 96
4.3.2.1 Maquinaria usada en la Ejecución del Proyecto……………… 96
4.3.2.2 Mención de los equipos topográficos usados en la ejecución
del camino……………………………………………………… 99
4.3.3 Datos preliminares del proyecto……………………………………… 102
4.3.4 Calcúlo de uso maquinaria……………………………………………. 104
4.4.- Evaluación de Proyecto………………………………………………………………104
4.4.1 Introducción…………………………………………………………….. 104
4.4.2 Objetivo………………………………………………………………….. 105
4.4.3 Alternativas……………………………………………………………… 106
4.4.4 Análisis de las Alternativas…………………………………………….. 106
Capítulo 5.- CONCLUSIONES………………………………………………… 115
BIBLIOGRAFIA………………………………………………… 118
ANEXOS…………………………………………………………. 119
INTRODUCCION
El presente trabajo de titulación se desarrolla a partir de una necesidad que
manifiesta la minera Escondida, y que apunta directamente a una parte de su producción.
Los caminos principales de las zonas de extracción serán sometidos a intensos estudios,
debido a que el uso incesante de éstos (día y noche) trajo como consecuencia un
deterioro evidente.
El objetivo general de este trabajo es mejorar el actual estado de los caminos,
incorporando geometría en el diseño de éstos, así como también a los principales
accesos a la zona de producción.
Con respecto a los objetivos específicos, estos serán los siguientes:
• Realizar un estudio de la situación actual de los caminos existentes con métodos
topográficos.
• Diseñar un proyecto general de camino aplicable a todas las mineras a rajo abierto.
• Desarrollar una metodología de trabajo para aquellas maquinarias que se involucren
directamente en la construcción de los caminos.
• Presentar una tesis con análisis “técnico-económico”, para ver a que conclusión se
llega, en cuanto a una inversión en un mejoramiento y una reingeniería realizada en
las zonas de explotación de minera Escondida.
Capitulo 1.- ANTECEDENTES HISTÓRICOS
1.1.- Introducción
En Octubre de 1978, J.D.Lowell propuso a Siegfried Muessig de Getty Oil
Company y Robert O. Wheaton de Utah International, Inc. que ambas compañías
exploraran el segmento Norte de la faja Chilena de yacimientos de cobre porfídico. La
exploración en Chile sería organizada y dirigida de manera similar al “Covered Area
Proyect” llevado a cabo por J.V.Lowell y administrado por Hanna Mining – Getty Oil
Joint Venture en áreas de Arizona y Nuevo México, USA, cubiertas por gravas y rocas
volcánicas post-minerales. Como resultado de la reunión entre las personas mencionadas
y de posteriores entrevistas, Getty Oil y Utah Int. Decidieron formar una asociación de
tipo Joint Venture en la cual J.D.Lowell actuaría como operador del programa.
Básicamente el proyecto consistiría en el proyecto geológico-geoquímico de un gran
número de prospectos de tipo cobre porfídico y en la perforación intensiva, pronta y a
bajo costo de sondajes con martillos y/o tricono accionados con aire comprimido. Los
sondajes se espaciarían en una gran malla con el objeto de inferir la ubicación de un
posible horizonte de calcosina supérgena, en base a la posición de los anillos de
alteración y mineralización que conforman un sistema zonal concéntrico, típico de los
cobres porfídicos. Posteriormente si los resultados fuesen favorables, el espaciamiento
de sondajes podría ser reducido para explorar el blanco con mayor conocimiento y
precisión.
Las operaciones en Chile se iniciaron a partir del año 1979 mediante la creación
de las subsidiarias Minera Utah de Chile, Inc. y Getty Mining ( Chile) Inc. Los primeros
estudios se centraron en 5 blancos de exploración seleccionados por J.D.Lowell y
situados bajo cubiertas de grava post-minerales. Simultáneamente, un amplio programa
de manifestaciones mineras fue desarrollado para proteger, en primera instancia, las
áreas de exploración que aparecían con mejores expectativas. Al mismo tiempo se inició
a lo largo de la faja seleccionada, un programa de prospección geoquímica regional de
sedimentos de drenaje, con el objeto de generar nuevos blancos de exploración. Alguna
de las anomalías que se detectaron, resultaron estar relacionadas con yacimientos o
concentraciones conocidas, tales como El Abra, El Tesoro, Centinela, etc. Sin embargo,
una de ellas, la denominada Anomalía P situada esencialmente en la cubierta aluvial
entre Cerro Zaldivar y Cerro Colorado ( actualmente Escondida) y ubicada a unos 150
km Al Este – Sureste de Antofagasta, resultó ser una de las más atractivas e indicativas
de la existencia de mineralización del tipo cobre porfídico. Dicho lugar había sido ya
mencionado a F.J.Ortiz por el Ingeniero de Ejecución en Minas, D.C.Rojas, como un
posible blanco de exploración con sondajes.
A mediados del año 1979, el área de Escondida fue visitada por J.D.Lowell,
F.J.Ortiz y D.C.Rojas, reconociéndose entonces la presencia de limonita derivada de
calcosina en la cubierta lixiviada hospedada en rocas sericitizadas, alunitizadas y
silicificadas expuestas en Cerro Colorado. Aproximadamente, 310 muestras de rocas
lixiviadas colectadas en dicho lugar fueron examinadas por H.Courtright en Tucson,
Arizona quien corroboró ésta observación, aunque la cantidad de limonita según
sulfuros de cobre detectada en las muestras fue mas bien escasa, en comparación con
otros recubrimientos lixiviados conocidos. Por otra parte, los valores geoquímicos de
cobre y molibdeno resultaron ser sólo moderadamente alentadores ( 22% de las muestras
sobre 100 ppm Cu y 37% sobre 20 ppm Mo).
Levantamientos geológicos muy preliminares realizados por minera Utah en
1980, señalaron la existencia de un stock de pórfido cuarzo-feldespático de 15 x 3 km
Elongado en dirección Norte-Sur y emplazados en andesitas y sedimentitas marinas
Jurásicas. La alteración hidrotermal era esencialmente filica, alunítica, silícica, rodeada
parcialmente por facies propilítica, conformando de ésta manera un sistema de pórfido
cuprífero de grandes dimensiones. El núcleo de dicho sistema hidrotermal se suponía
que estaba ubicado en el área cubierta de 3 x 3.5 km Entre los cerros Colorado y
Zaldivar.
Nueve sondajes de exploración por un total de 2240 m. fueron perforados en
Escondida entre el 3 y el 21 de marzo de 1981. Los 5 primeros ( 864 m) fueron ubicados
entre los cerros Colorado y Zaldivar, detectando matendesitas propilíticas y
mineralizadas con pirita y escasa calcopirita. Principalmente por éste motivo, se decidió
explorar el recubrimiento lixiviado de Cerro Colorado, donde se perforaron 4 sondajes
(1376 m.) propuestos originalmente por H. Courtright. Estos pozos atravesaron un
Horizonte de calcosina supergenea de 100-165 m. de espesor localizado bajo 137-365 m
de sobrecarga lixiviada.
El descubrimiento del yacimiento Escondida fue logrado a poco más de 2 años
de iniciarse el proyecto Atacama, habiéndose llevado a cabo con una campaña de
sondajes de exploración que demoró sólo 2 – 3 semanas. Este suceso es, ciertamente, el
exitoso resultado de un programa concebido no tanto para culminar con una brillante
deducción geológica y la perforación de un solo blanco, sino más bien para realizar
numerosas observaciones básicas y deducciones simples complementadas prontamente
con perforaciones de bajo costo, que eventualmente condujesen al hallazgo de un
importante yacimiento de pórfido cuprífero.
El presente capítulo describe los principales acontecimientos de carácter técnico
que condujeron al descubrimiento del yacimiento Escondida situado en el área de Cerro
Colorado (Fig.1), en las vecindades de la Estación Zaldivar del ferrocarril a Salta, a unos
150 km. al Este-Sureste del puerto de Antofagasta y a 3000-3500 sobre el nivel del mar.
El descubrimiento fue llevado a cabo a mediados de marzo de 1981 con la
participación de geólogos y personal auxiliar de la empresa Minera Utah de Chile, Inc.
Que en aquella época operaba en el país conjuntamente con Getty Mining ( Chile) Inc.
Mediante una asociación del tipo Joint Venture. Estas compañías son subsidiarias de
Utah Internactional Inc. De San Francisco y Getty Oil Co. De Los Angeles (USA),
respectivamente.
El área de referencia era conocida desde antes que Minera Utah de Chile
iniciará en el Norte Grande su programa de exploración para localizar pórfidos
cupríferos enriquecidos supergénicamente. De esta manera, Escondida había sido ya
objeto de estudios geológicos de reconocimiento realizados por geólogos particulares o
de diferentes compañías mineras, con resultados que se desconocen. Al parecer los
primeros que identificaron el área (Colorado-Zaldívar) como un prospecto importante de
tipo cobre porfídico, fueron geólogos de Cerro de Pasco Corporation quienes llegaron al
lugar aproximadamente 25 años atrás.
Minera Utah de Chile, Inc. - por medio de su Proyecto Atacama, diseñado y
organizado en 1979 para alcanzar el objetivo señalado- tuvo la visión y buena fortuna de
interesarse tempranamente en el área de Escondida, realizando en ella una serie de
reconocimientos geológicos-geoquímicos complementados con sondajes de exploración
que culminaron en el descubrimiento de un importante yacimiento cuprífero de categoría
mundial.
1.2.- El Proyecto Atacama
En octubre de 1978, J. D. Lowell propuso a Siegfried Muessing de Getty Oil
Company y Robert O. Wheaton de Utah International, Inc. formaron una sociedad
temporal denominada Proyecto Atacama con el propósito de explorar yacimientos de
cobre porfídico en la región pre-cordillerana del norte de Chile, aproximadamente entre
Calama y Copiapó, donde se sitúa un segmento de 500 Km de largo de la faja de
pórfidos cupríferos denominada “subprovincia de los cobres porfídicos de la provincia
metalogénica del Geosinclinal Andino” o “faja andina de cobres porfídicos” de edad
terciaria. El segmento en cuestión –además del hecho de ser relativamente angosto y
contener grandes yacimientos de cobre porfídicos, como asimismo varios prospectos
afines y numerosas zonas de alteración hidrotermal- fue seleccionado por J. D. Lowell
para la búsqueda de cobres cupríferos sepultados debido a que:
• Al menos un 50% del área está cubierta por aluvio y/o rocas volcánicas
post-minerales (Figura 2).
• La cubierta post-mineral es, en general, sólo moderadamente potente y
puede ser atravesada en forma relativamente fácil con sondajes de martillo y/o tricono
accionados con aire comprimido, que son perforados con gran rapidez y a un bajo costo.
La fig. 2 muestra la zona (más oscura), que atraviesa la región de norte a sur,
compuesta o formada por aluvio.
• Los afloramientos de rocas pre-minerales aparecen en número suficiente
como para permitir la identificación –mediante el mapeo geológico y muestreo
geoquímico- de halos concéntricos de zonación de alteración y mineralización, con el
propósito de definir la posible existencia de un blanco mineral sepultado bajo la cubierta
post-mineral adyacente.
• La carencia de programas de exploración apoyados en sondajes de
rotación espaciados a gran malla (grass-root exploration), era casi absoluta en aquella
época.
El plan que se recomendó aplicar en áreas cubiertas por rocas post-minerales
del Proyecto Atacama, consistía básicamente en aprovechar la disposición zonal
concéntrica de mineralización y alteración de silicatos, típica de un sistema de cobre
porfídico (Lowell y Guilbert, 1970). En este plan se considera, en primera aproximación,
que el blanco de exploración está constituido más bien por los anillos exteriores del
sistema, cuyas dimensiones son varias veces mayores que las del núcleo mineralizado
mismo. La perforación de sondajes a gran malla y de bajo costo permite visualizar las
características geométricas del esquema de zonación de alteración y mineralización y
circunscribir, de este modo, el área que supuestamente contiene el blanco mineral. Una
vez conocidos los grandes rasgos de dicho esquema y si los valores geoquímicos
asociados son alentadores, se puede disminuir el espaciamiento de la malla de sondajes
para concentrar los esfuerzos sobre el núcleo mineralizado que se explora.
La metodología descrita anteriormente tiene como componente esencial la
perforación de sondajes exploradores espaciados a gran malla, por lo cual los costos y la
eficiencia de la perforación son factores críticos que inciden grandemente en el éxito o
fracaso de este tipo de empresa. La aplicación de sondajes de rotación a aire
comprimido, perforados normalmente a un bajo costo es fundamental para que el
número de descubrimientos tienda a ser directamente proporcional a la cantidad de
pozos terminados e inversamente proporcional al costo por metro de perforación.
La operación en Chile se iniciaron a principios de 1979, mediante la creación de
las subsidiarias Minera Utah de Chile, Inc. y Getty Mining (Chile) Inc. Quedando la
primera a cargo de las operaciones en el país. El primer trabajo del Proyecto Atacama,
sin embargo, fue realizado por J. D. Lowell en diciembre de 1978 y correspondió a una
investigación bibliográfica preliminar y a un vuelo de reconocimiento sobre gran parte
de la faja seleccionada, con el objeto adicional de identificar algún blanco de
exploración obvio que no hubiese sido examinado con sondajes.
Como resultado de estos trabajos, se escogieron 5 áreas de interés para ser
estudiadas con mayor detención: tres situadas en la faja misma del Proyecto y dos al
norte de ésta. Todas ellas se encontraban cubiertas en gran parte por sedimentos y rocas
volcánicas post-minerales y parecían ser adecuadas para la exploración con sondajes, en
base a la posible existencia de esquemas regionales de zonación de alteración
hidrotermal.
Por conveniencia logística la base de operaciones se instaló a la ciudad de
Antofagasta, donde logró reunirse un pequeño pero experimentado grupo de
administrativos y auxiliares de terreno quienes secundaron eficazmente a los geólogos
del Proyecto. Los grupos de exploración se formaron de acuerdo al esquema que se
señala a continuación:
• Un equipo para realizar reconocimientos geológicos y geoquímicos a
escala regional con el propósito de identificar grandes áreas de exploración.
• Un grupo encargado de efectuar levantamientos geológicos completados
con muestreos geoquímicos de mayor detalle con el objeto de seleccionar blancos de
exploración específicos y
• Un conjunto responsable de dirigir las operaciones de sondajes y evaluar
los resultados obtenidos.
Además, se organizó un pequeño departamento de propiedad minera y se diseñó
un sencillo laboratorio geoquímico móvil para determinaciones colorimétricas de cobre
y molibdeno en el terreno mismo, especialmente en conexión con las faenas de sondajes.
El Proyecto Utah-Getty parece haber sido pionero al desarrollar en el Desierto
de Atacama un vasto programa regional de prospección geoquímica de reconocimiento
en sedimentos de drenaje, como apoyo a la búsqueda de yacimientos de cobre porfídicos
sepultados bajo cubiertas sedimentarias post-minerales. Esta prospección geoquímica
regional –complementada con observaciones geológicas- fue realizada en el cinturón
andino, entre Calama y Copiapó durante el primer año del Proyecto. En una primera
etapa, se recolectaron muestras de sedimentos de drenaje espaciadas cada 1 km, a lo
largo de 3 perfiles longitudinales norte-noreste situados aproximadamente en el centro y
márgenes oriental y occidental del cinturón. También fueron investigados cursos de agua
secos y quebradas mayores que lo atraviesan en diversos sentidos. Inicialmente, las
muestras consistieron en limo colectado en la superficie del terreno y tamizado a menos
de 80 mallas. Posteriormente, éstas se obtuvieron de la sub-superficie y se
complementaron con trozos de guijarros de rocas alteradas y compósitos cortados en
bancos labrados por quebradillas. Las muestras se analizaron por Cu, Zn y Mo en el
Skiline Laboratory de Tucson, Arizona.
En la primera fase (1979) del programa geoquímico regional se colectaron
1.400 ejemplares detectándose alrededor de treinta zonas anómalas . Los niveles
anómalos determinados en base a análisis estadísticos de la totalidad de las muestras
recolectadas fueron establecidos en 80 ppm Cu, 100 ppm Zn y 10 ppm Mo.
Las anomalías fueron re-examinadas en una segunda etapa (1980) obteniéndose
670 muestras adicionales. Se descubrió que algunas de las zonas anómalas reflejaban la
contaminación de la superficie del terreno producida por los humos de fundiciones o por
relaves de antiguas plantas de beneficio de minerales. Otras anomalías resultaron estar
claramente asociadas a yacimientos o prospectos conocidos tales como El Tesoro,
Centinela, Chimborazo, Morro de la Mina, Perla, Sierra Jardín, etc.
En definitiva, se concluyó que sólo 10 de las 30 zonas anómalas originales eran
realmente significativas para los propósitos perseguidos por el Proyecto. Entre éstas, la
anomalía regional P localizada en el área Escondida-Zaldívar, resultó ser una de las más
atractivas, tanto por sus alentadores resultados geoquímicos de Cu , Mo y Zn como por
su estrecha relación con la alteración hidrotermal y recubrimientos lixiviados exhibidos
por las rocas pre-minerales adyacentes (T. Kittredge, comunicación escrita, 1980).
En el área anómala P se recolectaron unas 50 muestras adicionales de
sedimentos de drenaje que señalaron las siguientes zonas anómalas:
• Una anomalía de Mo definida por 7 muestras con valores de 20 Km2 en
Escondida.
• Una anomalía de Cu determinada por 19 muestras con contenidos de 80-
585 ppm, que se extiende entre Escondida y el sector sur de Zadívar, en un área de 45
Km2.
• Una anomalía de Zn establecida por 21 muestras con valores de 100-325
ppm, que tiende a formar un halo alrededor de la mineralización de Cu y Mo como es
típico en los pórfidos cupríferos (Figura 3).
Prospección Geoquímica Distrital de sedimentos de Drenaje en
el Area Zaldivar - Escondida.
Simbología : Fig.3
: Pórfidos Cupríferos
: Sedimentos de Drenaje
: Zona de contacto con mayor presencia cuprífera
: Zona con recubrimientos lixiviados
En algunas de las zonas anómalas detectadas en el programa regional se
realizaron, durante el segundo año del proyecto, prospecciones geoquímicas de
complemento consistente en:
i) Muestreo de rocas cada 0.5 – 1 km Siguiendo el contorno de los
afloramientos pre-minerales adyacentes a la zona anómala.
ii) Recolección de muestras adicionales de sedimentos.
iii) Mediciones de la dirección de transporte como apoyo para determinar la
proveniencia de las anomalías.
iv) Muestreo de los clastos alterados que pudieran existir en los sedimentos
post-minerales.
v) Mapeo geológico de reconocimiento en el contorno de los afloramientos
pre-minerales, con énfasis en alteración de silicatos, mineralización diseminada,
disposición radial de diques y vetas polimetálicas, etc.
Otros trabajos realizados por Minera Utah de Chile durante los dos primeros
años del Proyecto Atacama, correspondientes a mediciones gravimétricas para
determinar el espesor de la cubierta aluvial en ciertos prospectos de interés, y a la
compilación de un mapa geológico a escala 1 : 250.000 de la faja en estudio. Para
completar éste mapa fue necesario efectuar en el terreno el levantamiento geológico.
1.3.- El Descubrimiento del Yacimiento Escondida Analizando las características geológicas, aparentemente desalentadoras, y que
en cierta medida disminuían el atractivo del prospecto Escondida como un buen blanco
de exploración con sondares. La naturaleza sólo ligeramente favorable del recubrimiento
lixiviado, modificada negativamente por efectos del superleaching; el escaso contenido
de cobre en la cubierta lixiviada en relación con otros yacimientos de cobre porfídicos
enriquecidos; la posición geológica aparentemente alta de Escondida según el esquema
clásico de zonación vertical de mineralización y alteración de silicatos, etc; tornaban
dudosa la conveniencia de examinar el prospecto por medio de sondajes. No obstante, a
lo anterior, la decisión de explorar el prospecto fue adoptada en Enero de 1981, en base
a los siguientes argumentos:
• Existencia de una anomalía geoquímica regional de Cu, Mo y Zn detectada
en sedimentos de drenaje y centrada en el área Cerro Colorado-Zaldivar.
• Presencia de algunos depósitos polimetálicos periféricos alrededor de
Escondida.
• Clara disposición zonal concéntrica de las facies de alteración de silicatos.
• Evidencias palpables, aunque escasas, de limonitas derivadas de la oxidación
de calcosina diseminada.
• Contenidos anormalmente altos de molibdeno en la cubierta lixiviada.
• El prospecto Escondida se adjuntaba a la premisa básica del Proyecto
Atacama de examinar con sondajes el máximo número de prospectos que presentasen
alguna evidencia de contener una zona de calcosina supérgena en profundidad.
Originalmente, el principal blanco de exploración en Escondida lo constituía un
horizonte de calcosina supérgena postulado bajo la cubierta de detritus que separa los
afloramientos alterados de Cerro Colorado y Zaldivar, donde se suponía que estaba
situado el centro del sistema de Cobre Porfidico. Para comprobar ésta hipótesis se
programaron allí 5 sondajes espaciados a intervalos de 1 a 1.2 km Se contempló además,
la posibilidad de perforar los sondajes propuestos por H. Courtright en Cerro Colorado,
no tanto para verificar la presencia de sulfuros primarios profundos, sino para examinar
la posible presencia de una zona de enriquecimiento supérgeno de mayores
proporciones que las sugeridas por dicho consultor.
En de febrero de 1981, se inició la preparación de caminos de accesos y la
construcción de plataformas en los sitios de sondajes programados, empleando como de
costumbre, una motoniveladora. Pronto se pudo comprobar, sin embargo, que no sería
posible construir los caminos en Cerro Colorado con ésta maquina, con lo que se pensó
en el empleo de un bull-dozer controlado localmente. Desafortunadamente, el intrincado
y angosto camino público que conduce a Estación Zaldivar, dificultó el traslado rápido y
expedito de éste equipo, por lo que fue necesario insistir con la motoniveladora, pero
modificando previamente la posición de los sondares propuestos por H. Courtright hacia
niveles más bajos donde ésta pudiera penetrar. Tal es el caso, por ejemplo, del sondaje
RDH 9 que fue desplazado de su posición original en unos 400 m Al Este-Noreste, hasta
un lugar con similares características geológicas y geoquímicas.
El exámen con sondajes a aire comprimido del blanco situado en la cubierta de
ditritus se inició el día 3 de marzo de 1981. Cinco pozos verticales con profundidades
variables entre 152 y 182 m fueron completados en 8 días de operación. Estas
perforaciones detectaron –después de atravesar una sobrecarga de 12 a 76 m de espesor-
andesitas, microdioritas, pórfidos cuarcíferos y cuarzo-feldespáticos afectados por
alteraciones hidrotermales de fases propilítica. La mineralización asociada consistía
fundamentalmente en escasas limonitas y apariciones ocacionales de minarales oxidados
de cobre hospedados en un nivel superior lixiviado, con un contenido máximo de 0.25%
Cu.
Los resultados de la exploración en la zona cubierta fueron desfavorables y
descartaron de la supuesta continuidad del sistema de cobre porfídico entre los Cerros
Colorado y Zaldivar, estableciendo que se trata de dos núcleos alterados y lixiviados
espacialmente inconexos. Sin embargo, la existencia de indicios de enriquecimiento
supérgeno en las rocas propilitizadas señalaba expectativas favorables para los sectores
con alteración de fases más avanzadas. Por ésta razón, se decidió continuar con la
campaña de exploración con el exámen del recubrimiento lixiviado de Cerro Colorado,
donde ya se contaban con sitios de sondajes preparados. La perforación en éste sector
comenzó el 13 de Marzo para terminar el día 21, con un total de 1376 m repartidos en
cuatro sondajes verticales de profundidades variables entre 303 y 457 m
El primer sondaje del sector Cerro Colorado (RDH 6), localizado en su flanco
meridional –después de perforar la zona intensamente lixiviada de 241 m de espesor y
contenidos de cobre de 0,02%- Interceptó 52 m de calcosina. Al completarse éste
sondaje se había descubierto el yacimiento Escondida el día 14 de marzo de 1981,
después que el Proyecto Atacama examinara 4 prospectos con resultados desfavorables.
El siguiente pozo (RDH7), situado en el sector Sur del Cerro Colorado
encontró, a los 137 m de profundidad, un espesor de 73 m de sulfuros supérgenos con
0,68% Cu, seguido de un intervalo mejor de 55 m. y 1,52% Cu, bajo el cual aparecieron
37 m de 0,71% Cu.
El sondaje a continuación (RDH 8), perforado en el limite de la alteración ,
donde los estudios de limonita señalaban las mejores posibilidades, detectó 2 niveles de
22 y 25 m de espesor con contenidos de solo 0,80% Cu ( oxidados) y 0,67% Cu (
sulfuros enriquecidos) respectivamente.
La ultima perforación (RDH 9), situada en la parte centro-oriental del Cerro
Colorado cortó, después de atravesar 365 m de roca intensamente lixiviada, un espesor
de 91 m de sulfuros enriquecidos con ley de cobre de 1,30% ( Figura 4.)
Proyecto de la explotación :
Se comenzó por invertir 836 millones de dolares, los cuales fueron destinados
principalmente a la construcción de la infraestuctura e instalaciones, adquisición de
maquinarias y equipos, y a la remoción de 180 millones de toneladas de material estéril.
El cuerpo mineralizado se encontró a unos 200 m de profundidad. El tipo de
yacimiento de Escondida se denomina pórfido cuprífero y su mineral principal es
calcosina (Cu2S).
Los estudios determinaron que las reservas mineralizadas calculadas a la fecha
(1996) alcanzan a 2100 millones de toneladas, con una ley promedio de 1.3% de cobre.
Los planes de desarrollo de la empresa considera para fines de 1996 un nivel de
producción de cobre fino de 800.000 toneladas métricas anuales. Esto convertirá a
Minera Escondida Limitada en la productora de cobre más grande del mundo.
Proyecto de la Planta Concentradora :
En octubre de 1989 se inicia el montaje de estructuras en el edificio del
concentrador de la mina, originalmente la Planta Concentradora fue diseñada para tratar
12,8 millones de toneladas de mineral por año, con una capacidad nominal de
tratamiento de 35.000 tpd. En julio de 1993, al ponerse en marcha la primera expansión
de la planta, su capacidad se incrementó a 45.000 toneladas por día (tpd) y
posteriormente, en agosto de 1994, se alcanzó una capacidad de 54.600 tpd.
A través de la molienda y pasando por procesos de flotación se obtiene el
producto que consiste de una pulpa de concentrado con un contenido aproximado de
44% de cobre.
A continuación se muestra una relación cronológica con las fechas mas
significativas y de mayor importancia del Proyecto Escondida:
1979 : Utah internacional y Getty Oil acogen el “Proyecto Atacama”, para
explorar depósitos de cobre porfírico en la II Región de Chile.
1979-1981 : Desarrollo de investigaciones y sondajes en el desierto de
Atacama.
14 Mar,1981 : Descubrimiento de Escondida.
1981-1988 : Recopilación de información y desarrollo de programas
intensivos de sondajes, y estudio de factibilidad.
Agosto 1988 : Puesta en marcha del proyecto. Inicio de la Ingeniería de Diseño.
Octubre 1988 : Primera tronadura ( inicio pre-mina )
Marzo 1989 : Inicio de las obras de construcción de las instalaciones.
Sept. 1989 : Inicio de las obras en Coloso.
Nov. 1990 : Inicio de la producción de concentrado.
31 Dic. 1990 : Zarpe desde Coloso del primer embarque de concentrado de
Minera Escondida.
14 Mar. 1991 : Inauguración oficial de Minera Escondida Ltda.
Capitulo 2.- ANTECEDENTES DE CAMINOS Y ACCESOS
2.1.- Introducción
Todo camino minero se comienza a trazar como una simple huella sobre el
terreno, huella que servirá para trasladarse de un sector a otro, hacia cada sector de la
mina, sin aplicar mayormente los principios de ingeniería básica para la construcción de
un camino; sin embargo, el trazado inicial servirá como referencia para darle un trazado
geométrico que esté mas de acuerdo a las normas de ingeniería de camino.
Si bien, no existen normas que se refieran específicamente a lo que son los caminos
mineros, es necesario aplicar parámetros básicos, como por ejemplo:
• Pendientes máximas, teniendo en cuenta que serán usados principalmente por
camiones cargados con mineral (240 a 380 ton. Aprox.)
• Velocidad de diseño, referido a la mayor velocidad que el conductor podrá
desarrollar con seguridad en un tramo.
• La aplicación de Peraltes, pensando en un mejoramiento del camino.
(Reingeniería).
• Geometría, diseño de un alineamiento horizontal y en alzada.
En los capítulos siguientes, se referirá a fondo sobre éstas normas de diseño
geométrico, aplicadas en los caminos de Minera Escondida.
El trabajo que se desarrolla en una minera a rajo abierto, es muy variado y
dinámico, siendo las perforadoras, las palas y los camiones de extracción, uno de los
pilares fundamentales dentro de todos los procesos de producción. Por ende, los caminos
vienen a formar una parte importante en lo que a producción se refiere.
Los caminos están diseñados para transportar grandes volúmenes de material, ya
sea de minerales de alta ley o materiales estériles, por lo que están sometidos
diariamente a grandes exigencias.
Dentro de éste contexto, se comenzará a explicar los trazados que se han
realizado a través del tiempo en la Minera Escondida. Se pueden distinguir tres grandes
fases que han marcado la vida de la Minera, que son Trazado inicial (huella), Trazado
posterior (mejorado) y la situación actual de éstos.
• Trazado inicial ( huella ) : más que un trazado es una huella ejecutada con
bulldozers, que realizaron los primeros exploradores ( geólogos e ingenieros ), en la
etapa de Pre-producción. La idea, es dejar la faja lo más accesible hacia los distintos
lugares del proyecto, como las instalaciones de faena, y el sector principal del
yacimiento a explorar.
• Trazado posterior ( mejorado ) : en ésta fase, el trazado lo preparan para recibir
camiones y equipos de extracción o maquinaria pesada, o sea, le realizan cambios y
mejoras al trazado inicial para que el camino esté en condiciones en la fase de
explotación del mineral. Se implementan criterios básicos en el trazado ( horizontal y
vertical ), normas que no se habían aplicado anteriormente.
• Estado o situación actual de los caminos : en plena fase de producción, se puede
apreciar que los caminos aún poseen anomalías y necesidades de mejoras; éstos
actualmente requieren de una reingeniería ( ingeniería sobre un trazado existente ), en
especial sobre aquellos que van a los chancadores, caminos que son considerados como
principales. También se necesita un tratamiento especial en la carpeta de rodado, para
que contribuya a una mejor estabilización de la misma, y así evitar en parte otro tipo de
problema que repercuta en la producción, como por ejemplo el desgaste de la banda de
rodado del neumático de los camiones de extracción.
Los camiones actualmente cumplen con las funciones de traslado de material,
pero por falta de un buen diseño geométrico en los caminos, ya sean, principales o
secundarios, producen gastos dentro de la producción, los que de todas maneras pueden
y deben ser evitables.
2.2 .- Maquinarias y Equipos pesados
La eficiencia y organización son los principales factores que influyen en los
resultados que se logran obtener en los procesos productivos.
En la explotación del mineral participan diferentes tipos de maquinarias, las cuales
cumplen las más variadas labores dentro del marco de la extracción y acarreo
propiamente tal; es muy posible pensar que la pala o la perforadora son las piezas de
mayor importancia, debido al trabajo que estas realizan, pero tan importante como estas
son los camiones de extracción y los equipos auxiliares que transitan por todo el pit; los
primeros realizan labores de traslado del mineral, ya sean al chancado o a diferentes
sectores de acopio y los segundos cumplen funciones de apoyo en el mantenimiento de
los caminos por donde transitan estos equipos, esto quiere decir que junto con mantener
expeditas las vías de transporte también deben preocuparse de limpiar el derrame de
material producido por el exceso de carga o en algunos casos por las pendientes que
presente el camino. Cabe destacar que dicha limpieza se debe realizar de manera rápida
y cuidadosa, ya que junto con los equipos pesados que transitan por estas rutas también
hacen uso de ellas los equipos livianos y otros vehículos auxiliares.
Descripciones básicas de los principales equipos que transitan y operan dentro del rajo.
La Marca de los equipos utilizados corresponde a la firma Caterpillar.
2.2.1.- Bulldozers ( Equipos destinados al movimiento de tierra y construcción)
MODELO D9N D10N D11N Potencia Mecánica 278kw (370hp) 338kw (520hp) 575kw (770hp) Nº de Cilindradas 8 12 8 Proporción de R.P.M 1900 1900 1800 Modelo de Fabrica 3408 3412 3508 Peso Total 42.542kg. 57.410kg. 95.846kg. Altura Total 2.91m. 3.20m. 3.50m. Largo total 6.87m. 7.76m. 8.50m. Ancho Cuchilla 4.32m. 4.86m. 5.60m. Alto Cuchilla 1.80m. 2.05m. 2.31m. Rendimiento * 1348 m³/h 1961 m³/h 2881 m³/h Combustible (cap.) 792lts. 1023lts. 1490lts. Rend. Comb/Hora 57lts. 75lts. 120lts.
Fuente: Manual Caterpillar
* El material removido corresponde a roca suelta, la que se obtiene una vez que se
realiza la tronadura de algún banco.
Cabe hacer notar que el rendimiento varía según el tipo de material que se esté
moviendo, ya que puede ser suelto, de acuerdo al cuadro, o compacto.
Estos equipos, dentro de la mina, cumplen funciones de construcción y están
destinados a permanecer en los frentes de extracción, ya sea para estirar alguna rampa o
mejorar tal o cual acceso, a diferencia de los equipos que se mencionarán
posteriormente, los bulldozers realizan operaciones fuera del area de extracción
efectuando trabajos en diques o desmontes, pero principalmente de movimiento de
tierra.
2.2.2.- Cargadores frontales (Equipos destinados al carguío, limpieza y movimiento
de tierra)
MODELO 950F 992D 994D Potencia Mecánica 278kw (275hp) 515kw (690hp) 932kw (1250hp)Nº de Cilindradas 6 12 16 Proporción de R.P.M 2100 2200 1600 Modelo de Fabrica 3406 3412 3516 Sistema Hidráulico 103lts. 510lts. 685lts. Altura Total 3.27m. 5.49m. 6.71m. Largo total 7.55m. 13.13m. 17.01m. Ancho Balde 2.75m. 4.50m. 5.31m. Alto Balde 1.05m. 2.10m. 2.90m. Rendimiento * 291 m³/h 1905 m³/h 2697 m³/h Combustible (cap.) 153lts. 541lts. 720lts. Rend. Comb/Hora 11lts. 45lts. 56lts.
Fuente: Manual Caterpillar
El cargador frontal y la Pala son los únicos equipos capacitados para efectuar
tareas de carguío, el cargador lo hace, por lo general cuando la pala abandona los frentes
de extracción y queda como remanente bastante material para seguir alimentado al
chancado, pero que por razones operacionales y económicas se opta por ocupar este
ultimo equipo debido a que el costo de traslado es mínimo comparado con el que se
obtendría al mantener por algunas horas una pala.
El Cargador es un vehículo petrolero y en promedio demora en trasladarse de los
frentes mas alejados un total de 35 a 40 minutos en contraposición que todas las palas
funcionan con energía eléctrica, el traslado de estas se efectúa con la ayuda de un
batitrón (camión transformador), y su tiempo de traslado mínimo demora entre 2 a 4
horas promedio.
2.2.3.- Tractor Neumático (Equipos de limpieza: bermas, caminos y frentes de
carguío)
MODELO 814B 824C 834B Potencia Mecánica 161kw (216hp) 235kw (315hp) 336kw (450hp) Nº de Cilindradas 6 6 8 Proporción de R.P.M 2200 2100 2100 Modelo de Fabrica 3306 3406 3406 Peso Total 20.580kg. 30.380kg. 46.355kg. Altura Total 3.56m. 3.96m. 4.10m. Largo total 6.82m. 7.69m. 8.71m. Ancho Total 2.86m. 3.17m. 3.56m. Ancho Cuchilla 3.65m. 4.20m. 4.62m. Alto Cuchilla 1.00m. 1.22m. 1.45m. Combustible (cap.) 145lts. 260lts. 440lts. Rend. Comb/Hora 12lts. 18lts. 30lts.
Fuente: Manual Caterpillar
El tractor neumático o “Pato”, como se le conoce dentro del rajo, es el vehículo
mas indicado para la limpieza de los frentes y caminos, debido a que estructuralmente
no es de gran tamaño, tiene un radio de giro mas corto, debido a que su sistema de
articulación se encuentra ubicado en el centro, y es más veloz que cualquier otro equipo
auxiliar que opera dentro de las zonas de producción. Es importante destacar que para
mantener un camino limpio y permanentemente habilitado se requiere de un vehículo de
apoyo que cumpla esta tarea en forma rápida y precisa ya que el trafico es bastante
continuado, sobre todo en aquellas expansiones mas mineralizadas.
2.2.4.- Motoniveladora (Equipo destinado al mantenimiento de los caminos y
accesos secundarios)
MODELO 14G 16G Potencia Mecánica 149kw (200hp) 205kw (275hp) Nº de Cilindradas 6 6 Proporción de R.P.M 2000 2000 Modelo de Fabrica 3306 3406 Peso Total 18.524kg. 24.724kg. Altura Total 3.34m. 3.52m. Largo total 9.22m. 9.99m. Ancho Total 2.84m. 3.10m. Velocidad Máxima 40.00km/h 43.60km/h Combustible (cap.) 370lts. 489lts. Rend.Comb/Hora 28lts. 40lts.
Fuente: Manual Caterpillar
La Motoniveladora es una maquina que realiza trabajos principalmente en el
rubro caminero, el objetivo de la Moto dentro de la faena minera es el de mantener los
caminos principales y secundarios en buen estado, la escarificación y el posterior
perfilado son las principales tareas que desarrolla este equipo dentro del pit.
2.2.5.- Camión Minero de Extracción (Equipo que cumple tareas, específicamente,
de acarreo de mineral).
Dentro de Minera Escondida encontramos diversos tipos de camiones de
extracción, pero que por importancia y gran tamaño solo se refiere a dos de ellos los
cuales son el camión Caterpillar, modelo 793-C y el Camión Dresser, modelo 830-E.
Para efectos de mencionar los principales aspectos técnicos de funcionalidad nos
explayaremos, principalmente en las características del camión Caterpillar y se abordará
el tema de los rendimientos, básicamente de neumático, con mayor profundidad
refiriéndose al modelo Dresser. La razón fundamental de esta elección es que se ha
estado haciendo un seguimiento del comportamiento operacional de esta flota de
camiones y por este motivo es que se hace más fácil la tarea de indagar acerca del
comportamiento de los neumáticos y el porque son dados de baja en cortos intervalos de
tiempo.
Por otra parte, se considera que el valor de un neumático gira en torno a los
US$15.000. -, no es comprensible que el cambio de estos se efectúe no por el desgaste
de la goma, que sería lo más lógico, sino que por situaciones operacionales tales como lo
son los estados de los caminos, zonas de carga, vaciado y operación de los camiones
entre otras.
Por otro lado se debe considerar el diseño y mantenimiento de los neumáticos. Se
hace mención a esto principalmente por las pruebas masivas que se le están haciendo a
la flota Dresser con neumáticos Bridgestone del tipo 3 A, los que de acuerdo a lo que se
indicará mas adelante, han dado resultados negativos para las características de
operación de nuestra faena. Además es preciso señalar que no existe un programa
preventivo de control tanto de presiones como de temperaturas para los neumáticos,
actualmente esto se realiza al azar, como tampoco una revisión visual de camiones que
salen de talleres.
2.2.6.- Estudio del rendimiento de neumático efectuado a la flota
Dresser.
2.2.6.1.-Análisis de la situación actual :
Se ha realizado un análisis en el periodo junio/99 a febrero/00 con respecto a los
neumáticos dados de baja, referido particularmente al comportamiento de estos en los
camiones Dresser 830E, lo cual se indica la necesidad de revisar la situación actual dado
que tal como lo muestra la gráfica (fig.1) de los neumáticos dados de baja mes a mes en
el periodo indicado, se puede ver que a partir del mes de Noviembre de 1999, fecha en la
cual se iniciaron las pruebas para toda la flota con neumáticos Bridgestone, se ha
producido un sostenido y alarmante aumento de las bajas y es así como hasta Octubre de
1999, el promedio mensual era de 14 (catorce) unidades y en el periodo Noviembre/99 a
Febrero/00 se incrementó fuertemente a 26 (veintiséis) unidades. Esto nos indica un
aumento de 85.7% en promedio para los últimos 4 (cuatro) meses. Aún más, es preciso
señalar que el aprovechamiento de la goma disponible es del orden del 60%. Por otro
lado si consideramos que el valor de un neumático minero, de las mismas características
de los que fueron sometidos a las pruebas, bordea los US$15.000. -, se puede afirmar
que nada se puede descartar como ideas, sugerencias, inquietudes, etc.
NEUMATICOS DADOS DE BAJA POR MES
fig. 1 Fuente: Minera Escondida
Goma usada en Neumáticos dados de Baja :
Tal como se ha indicado, si se considera que cada neumático tiene un valor
aproximado a los US$ 15.000. -, la tendencia en la minería referido al uso de estos, es
lograr el máximo aprovechamiento en su rendimiento operacional.
Para el período en estudio, Junio a Febrero (año fiscal), es interesante indicar que el 54%
de los neumáticos dados de baja quedan con al menos un 40% de goma remanente.
Además, de acuerdo con la información estadística utilizada para el presente estudio,
observando la gráfica referente al tema de goma usada en neumáticos dados de baja, se
puede establecer una tabla con valores asociados al mal aprovechamiento de la goma
remanente, tomando como base un uso de goma de 82%; es decir, todo lo que esté sobre
el 18% de goma remanente se considera pérdida.
0
5
10
15
20
25
30
35
40
JUNIO JULIO AGOSTO SEPT. OCT. NOV. DIC. ENERO FEB.
NU
ME
RO
DE
NE
UM
AT
ICO
S
CANTIDAD DE FALLAS VS PORCENTAJE DE GOMA USADA
Fuente: Minera Escondida
Goma Usada (%) Nº de Bajas Goma
Remanente (%) Perdida (US$)
100 – 80 25 0 0
79 – 60 58 20 – 18 = 2 23.300
59 – 40 40 40 – 18 = 22 176.000
39 – 20 41 60 – 18 = 42 344.400
19 – 0 16 80 – 18 = 62 198.400
Banda se goma sin uso
Banda de telas
Banda de goma gastada
Fuente: Minera Escondida
0
10
20
30
40
50
60
70
100%-80% 79%-60% 59%-40% 39%-20% 19%-0%
Goma Usada
N° N
eum
atic
os d
ados
de
Baj
a
- Goma Usada : Es la cantidad de goma utilizada, en su máximo
porcentaje de vida útil
- Goma Remanente : Son las bandas que componen el neumático, las
cuales sufren el desgaste propio de la exigencia, tal como se presenta en la primera fila
del cuadro, donde aparecen los valores máximos y mínimos de la goma utilizada, con la
cual se determinará la vida útil del neumático y posteriormente la cantidad de goma
remanente.
Bajas de acuerdo a la posición del Neumático :
Analizar las bajas desde variados aspectos resulta interesante y a la vez se
demuestra la seriedad con que se ataca el estudio, y es así como se ha optado por revisar
lo que ocurre considerando las posiciones de los neumáticos en las unidades; vale decir,
que los neumáticos ubicados en las posiciones delanteras (1 y 2) dada su condición en el
sentido que al tener un desgaste del 60% son cambiados a posiciones traseras (3 y 5); es
decir, se podría pensar que deberían ser más resistentes para soportar los obstáculos que
se encuentran en su camino; sin embargo, representan el 24% del total de las bajas. Por
otro lado, y si consideramos que en la mina el sentido de tránsito es por la izquierda, esto
conduce a establecer las posiciones externas (1, 3 y 5) de los neumáticos soportan
condiciones severas dado que están próximos a las bermas de los caminos y esto es la
razón por la cual el 55% de las bajas está dado para éstas posiciones, situación que se
observa en la respectiva gráfica.
DAÑO POR POSICIONES DE NEUMATICOS
ENTRE 01 – JUN – 99 AL 02 – FEB – 00
POSICIÓN DE NEUMATICOS
Fuente: Minera Escondida
2.2.6.2.- Análisis en las bajas de los neumáticos:
Para el período en estudio, para los neumáticos que se usan en los camiones
Dresser 830E, es preciso clasificar las causas de bajas, y es así que la podemos encontrar
en la tabla adjunta, la cual nos indica que podemos encontrar un gran número de ellas
que no representan a las más incidentes.
0
5
10
15
20
25
30
35
40
Nº 1 Nº 2 Nº 3 Nº 4 Nº 5 Nº 6
CA
NT
IDA
D D
E N
EU
MA
TIC
OS
DA
ÑA
DO
S
MOTIVO DE FALLA EN NEUMATICO
Fuente: Minera Escondida
MOTIVO
A: Separación profunda alrededor de pestaña = 0.5%
B: Corte en banda de rodado = 1.5%
C: Separación en hombro = 1%
D: Separación retorno = 2%
E: Pinchado en banda Lateral = 3%
F: Separación en banda Lateral = 4%
G: Pinchado en banda de Rodado = 6%
H: Corte en banda lateral = 6%
I : Temperatura en banda de Rodado = 10%
0
5
10
15
20
25
30
35
40
45
50
A B C D E F G H I J K L M
Nº D
E F
AL
LA
S E
N N
EU
MA
TIC
OS
J: Desgaste en banda de rodado = 11%
K: Impacto en la banda de lateral = 5%
L: Separación en banda de rodado = 23%
M: Impacto en la banda de rodado = 26%
Respecto a esto, podemos decir que las causas de bajas son trece, y que sobre éste
promedio de incidencias se analizarán solo cuatro, por orden de frecuencia. De acuerdo a
éste orden se tiene:
• Impacto en la banda de rodado (M) 26%
• Separación en la banda de rodado (L) 23%
• Desgaste en la banda de rodado (J) 11%
• Temperatura en la banda de rodado (I) 10%
Estas causas son importantes analizarlas en forma más profunda, dado que
producen una fuerte incidencia en el total de las bajas; además, las mejoras que se
pueden lograr para éstas son significativas. Así mismo, se producirá también
inevitablemente un efecto positivo en todas las otras causas de bajas que están por
debajo del promedio de incidencia, lo que significará que dicho promedio disminuirá en
los términos que indiquen los beneficios del estudio.
Se referirá en forma especial a las cuatro causa de bajas más incidentes, esto es
que representan a el 70% del total de bajas de los neumáticos y se supone que las
medidas a proponer enfocándolo en esas causas reducirán tres de ellas y producirá un
efecto contrario en las bajas por desgaste.
Impacto en banda de rodado ( M )
Dado que dentro de las causas de bajas de neumáticos más relevante esta dada
por el impacto en banda de rodado, y si se estima que esto representa el 26% de las
causas, es necesario proponer medidas que signifiquen bajar éste tipo de fallas.
Se puede agregar también como aspecto destacado que la mitad de las bajas por
impacto en banda de rodado, es decir, el 52% de las causas de bajas, están dadas por
neumáticos en los cuales se utilizó a lo menos un 60% de la goma disponible del
neumático.
Rango Goma Usada (%) Porcentaje Total (%)
100 – 80 14
79 – 60 34
59 – 40 23
39 – 20 20
19 – 0 9 Fuente: Minera Escondida
Separación en banda de rodado ( L )
Esta causa que representa el 23% de las bajas, es la segunda más incidente y al igual que
el caso anterior, podemos visualizar que el uso de la goma disponible del neumático
esta por debajo de lo que se puede esperar, y es así como el 86% de las bajas por
separación de banda de rodado están dados para neumáticos que aún les queda un 40%
de goma remanente. Esta situación es inaceptable, y se debe lograr determinar cuales son
las causas tanto operativas, como de mantenimiento que están incidiendo en éstas cifras.
Rango Goma Usada (%) Porcentaje Total (%)
100 – 80 2
79 – 60 13
59 – 40 33
39 – 20 35
19 – 0 17 Fuente: Minera Escondida
Desgaste en banda de rodado ( J )
Si bien, ésta debería ser la principal causa de baja, significaría que se esta aprovechando
el neumático en un 80% de su goma disponible, situación que no sucede en la realidad,
por lo que representa un 11% del total de causas en las fallas del neumático. Esto no
ocurre por causas básicamente de tipo operacional y de mantenimiento.
El promedio de goma usada para los neumáticos que se dan de baja por desgaste,
corresponde a un 82%, cifra atractiva desde el punto de vista de disponibilidad de uso.
Temperatura ( I )
En orden de importancia corresponde a la cuarta causa de baja de neumáticos, y
representa el 10% del total. Estima que entre otras causas, existe una incidencia
operacional para que ésto ocurra.
Rango Goma Usada (%) Porcentaje Total (%)
100 – 80 0
79 – 60 11
59 – 40 11
39 – 20 56
19 – 0 22
Fuente: Minera Escondida
2.3.- Normas técnicas en caminos de explotación
2.3.1.- Alineamiento de Caminos de Transporte Tanto como sea posible económicamente, todos los elementos geométricos de los
caminos de transporte deben diseñarse de manera de conseguir un desplazamiento
seguro y eficiente a velocidades normales de operación. La habilidad del operador para
ver hacia adelante a una distancia igual o mayor de la distancia de detención requerida es
la primera consideración. Este capítulo es para encausar el estudio del efecto de la
velocidad, pendiente y peso del vehículo respecto de la distancia de detención, como
también entregar un criterio sobre el alineamiento vertical y horizontal.
2.3.2.- Distancia de Detención – Relación entre Gradiente y Freno
Bajo el punto de vista de la seguridad las gradientes de los caminos de transporte
deben diseñarse de manera que se acomoden a las capacidades de frenado, de todos
aquellos vehículos que tengan el menor potencial de freno.
Debido a sus pesos extremos y normalmente altas velocidades de operación a
otros equipos, su habilidad para retardar mediante frenado es la más baja comparada con
los usuarios comunes del camino de transporte. El diseño de rutas que compatibilizan los
sistemas de frenado de los camiones de transporte deben dejar un suficiente margen de
seguridad para otros equipos menos frecuentemente utilizados, tales como Patos,
Cargadores, Motoniveladoras, etc.
La mayoría de las especificaciones de fabricantes de camiones en cuanto a
capacidad de freno está limitada a ilustraciones de la velocidad que puede ser mantenida
en bajada usando un sistema de retardación dinámica o hidráulica. Aún cuando la
retardación a través de los componentes de marcha es un método eficiente de controles
en la disminución de la velocidad, ello no reemplaza con efectividad a los frenos de
servicios
Desafortunadamente, muy pocos fabricantes de camiones definen la capacidad de
sus sistemas de frenos de servicio y de emergencia en términos de rendimientos. Estos
usualmente se describen mediante el área recubierta, tamaño del tambor o disco método
actuados y sistema de presión. Esto haca que, el operador al no conocer en que momento
los frenos del vehículo sujetarán en una pendiente en caso de falla del sistema
retardador, por cuanto existe la posibilidad de utilizar los frenos de servicios, Como la
única manera de obtener o hacer más lenta la marcha del camión, su rendimiento o
capacidad debe definirse y tomar en cuenta en el diseño de pendientes seguras en el
camino de transporte.
A continuación se entregan las curvas de distancia de detención respecto a la
distancia de detención computadas para varias pendientes y velocidades en cada prueba
por categoría de peso. Los puntos de cada una de las distintas curvas han sido deducidas
utilizando la siguiente fórmula:
SD = 1 / 2 gt2 * Sen Ø + Vot + ( gt Sen Ø + Vo )2
2g ( Umin – Sen Ø )
Donde:
SD = Distancia de detención en metros.
g = Aceleración de gravedad 9.8 m/seg.2
t = Tiempo consumido entre la percepción del chofer sobre la necesidad de
detenerse y la real ocurrencia de la fricción de contacto en los tambores de freno
en segundo.
Ø = Angulo de descenso en grados.
Vo = Velocidad en el momento de percepción del chofer dado en metros/seg.
Umin = Coeficiente de fricción del área de contacto neumático – camino sin
dimensión.
Aún cuando el significado de la distancia de detención no son
verdaderamente claro, la ecuación 1, constituyo la forma de llegar a los valores de “
Umin y t ”.
El valor “ t ” está efectivamente compuesto de dos intervalos de tiempo separados ti y t2.
El tiempo necesario para generar una presión y actuar en los componentes del
freno después que el pedal ha sido presionado se designa como ti.
Peso Vehículo en Toneladas Tiempo de Reacción del Freno(ti)
En segundos
45 0.5
45 a 90 1.5
90 a 180 2.75
180 4.5
Un segundo componente de t denominado t2 , es el retraso atribuido a la
percepción y reacción del conductor desde que percibe hasta que reacciona o el tiempo
perdido o gastado desde que el operador ve el riesgo hasta que su pie verdaderamente
comienza a presionar el pedal de freno. Un tiempo de 1.5 segundos, se le asigna t2 en
todos los casos.
Un valor para Umin, el coeficiente fricción atribuible a la interfase neumático,
terreno, se deduce utilizando la siguiente fórmula:
Umin = V2
295
Donde:
V = Prueba SAG de velocidad de 8.9 metros/seg.
g = aceleración de gravedad 9.8 metros/seg2
S = Distancia SAG de frenado verdadero ( computado substrayendo ti x 8.9 a la
distancia de detención SAG, recomendada para cada clasificación de peso ).
En todo los casos la ecuación engloba un coeficiente de fricción ( Umin )Que
promedia un valor de 0.30 y una retardación vehicular de aproximadamente 2.94
m/seg.2
2.3.3.- Criterios de Mantenimiento de Caminos
En la construcción de un camino de transporte, la superficie está sometida a
deformaciones por el constante paso de los vehículos de acarreo. Aunque el deterioro
puede ser controlado en gran medida por el tipo de material empleado en la superficie, el
operador deberá considerar un programa de mantenimiento de camino según la
necesidad de seguridad y factores económicos.
Polvos, hoyos, raíces, depresiones y otras condiciones adversas del camino
ocurrirán en cualquier superficie de carreteo.
Cuando la superficie de rodado tiene una superficie accidentada, existe una
tendencia a deflectar los neumáticos y, por lo tanto, no permite la dirección normal de
desplazamiento. En consecuencia, el conductor está forzado a compensar la anormalidad
aumentando el esfuerzo de la dirección. Si la deformación de la superficie es muy
grande o si el conductor no adopta medidas de precaución antes de impactarla, podrá
resultar en la perdida total de control. Con frecuencia, aunque el conductor esté
capacitado para sobrepasar una irregularidad del camino mediante la dirección y la
tendencia a sobrepasar inmediatamente después de pasado el peligro podría nuevamente
tener un resultado similar el mencionado.
En conjunto a una seguridad no satisfactoria, el deterioro del camino puede ser
de alto costo desde el punto de vista de mantenimiento. Aunque el equipo minero de
superficie está diseñado para aceptar condiciones severas, su vida útil puede
incrementarse si el manejo defectuoso es mantenido en un mínimo. El desgaste sobre
cada componente aumenta significativamente cuando un vehículo se desplaza a alta
velocidad sobre una superficie irregular. Si el vehículo es sometido a un uso constante
de frenos para sortear las áreas malas, acarrea un desgaste innecesario de los
componentes.
Al operar sobre áreas con alto contenido de polvo, los problemas de
mantenimiento se diversifican. El efecto abrasivo de éste material fino obliga a realizar
una limpieza o reemplazo costoso de los elementos, tales como frenos, filtros de aire,
discos hidráulicos. Estos componentes de carácter crítico están sometidos a la
infiltración de polvo en camiones de éstas características.
Esencialmente, los ítems relativos al deterioro de las superficies de acarreo son
las condiciones climáticas, el seguir una vía similar en los viajes, y el derramamiento.
Debido a que éstos factores son definibles, el mantenimiento de caminos debe iniciarse
con un esfuerzo intenso para incorporar procedimientos preventivos en vez de
correctivos.
Las canaletas laterales y desagües deberán ser inspeccionados en forma periódica
y limpiadas para asegurar la ausencia de obstrucciones. Si no se limpian, las
instalaciones de drenaje podrán rebalsarse en las épocas húmedas y causar erosión de la
superficie de rodado o saturar los materiales de la sub-base. Las cuadrillas de
mantenimiento equipadas con maquinarias livianas tales como motoniveladoras, palas y
excavadoras, deberán preocuparse en períodos predeterminados de inspeccionar que
todas las líneas de drenaje estén libres de obstáculos.
Si los vehículos pesados usan en forma continua el mismo paso en sus
respectivas vías de acarreo, la concentración de carga creará eventualmente zanjas o
trochas. Para prevenir ésta condición, se deberá inculcar a los conductores el uso de área
diferentes de la vía.
El derrame de material de vehículos sobrecargados es un problema significativo
en varias minas. Si no se previene esta situación o si se permite la permanencia en la ruta
de este material, existirá un traqueteo o saltos innecesarios. Por consiguiente, debe
existir un consenso en el carguío para prevenir que el equipo sea colmado más allá del
límite permisible.
Durante el período de clima seco, o en condiciones ambientales secas, el polvo
llegará a ser un problema, especialmente en superficies compuestas de gravilla o
material chancado. Para aliviar esta condición, deberán emplearse camiones aljibes
acondicionados con sistemas especiales de regadío. Si los problemas de polvo son
agudos, se deberá considerar la aplicación de aditivos. La incorporación de sales
cloradas en superficie de gravilla o material chancado aumentará la retención de la
humedad y eliminará la frecuencia de regadío.
La adhesión a las medidas preventivas discutidas, puede significar reducir
significativamente los problemas de mantenimiento de caminos. Sin embargo, éstas no
son una solución total. Las condiciones anormales de la superficie ocurrirán en forma
periódica requiriendo procedimientos adicionales.
En superficies más permanentes las depresiones podrán corregirse con parches de
asfalto, ya sea compactado en forma manual o con rodillo. Cuando ocurren depresiones
severas en superficies de gravilla bien compactada, el área circundante podrá revolverse,
rellenarse y recompactarse hasta una consistencia pareja.
Una motoniveladora podrá usarse continuamente para mantener los taludes,
remover derrames, rellenar y emparejar las depresiones del camino. El hielo y nieve
deben ser totalmente limpiadas del camino. Se requiere especial atención al concreto
asfáltico y otras superficies lisas. La textura compacta de éstos materiales las hacen
susceptibles a un rápido congelamiento en climas fríos que la hacen resbaladiza y
riesgosa para el control del vehículo. Bajo éstas condiciones debe implementarse en
forma inmediata la aplicación de sal o cenizas.
Todas las áreas en donde se use material suelto para aumentar la resistencia de
rodado y retención del vehículo, deberán inspeccionarse periódicamente para la
consistencia del material. Si éstas áreas llegan a compactarse, deberá usarse un bulldozer
con equipo escarificador para romper la superficie.
2.3.4.- Criterios de Mantenimiento de Vehículos
Los costos de acarreo con frecuencia representan hasta un 50% de los costos
totales de explotación y algunas veces hasta un 25% de los costos totales de operación,
generales y otros de la operación total minera.
La mayoría de las empresas mineras ofrecen en general inspecciones regulares
extensivas de mantenimiento de vehículos de transporte, algunos requieren inspección
diaria de cosas tales como sistemas de presión e integridad, presión de neumáticos,
niveles de líquidos, continuidad del sistema eléctrico, tensión de correas, etc. El
mantenimiento periódico es ejecutado para reemplazar filtros, cambios de aceite, filtros
de aire, etc. Se requiere inspección periódica para la presión de los sistemas de freno,
recubrimiento de los frenos y rodamiento de las ruedas. La reparación y reemplazo de
componentes tales como motor, transmisión, puente trasero, eje, etc., es efectuado según
se requiere. Muchas compañías estipulan que los conductores llenen informes diarios
sobre la condición del vehículo.
Durante los chequeos, debe prestarse atención especial a todos los componentes
del sistema de frenos para ver si están ajustados adecuadamente según especificaciones
del fabricante. Un vehículo con el sistema de frenos mal mantenido, o fuga de presión en
el sistema, que cause activación del sistema de frenos de emergencia, resultará en una
aplicación desigual y calentamiento excesivo de un tambor. Debido a que la inflamación
de los componentes de freno y propagación de las llamas a otras áreas del camión no es
muy improbable, los extinguidores de fuego han llegado a ser un equipo normal. En
resumen, el ajuste inadecuado de uno o más recubrimientos, origina la dependencia total
sobre los otros. Si es incorrecto, los frenos que funcionan normal experimentarán
desgaste excesivo e innecesario.
Aunque ésta lista de chequeo cubre aquellos ítems de mantenimiento que deben
inspeccionarse cada 500 horas de operación, deberá mantenerse un registro diario para
cada parte del equipo. Este libro sirve para registrar cualquier dificultad o anomalía del
equipo detectada por cada operador. Los ítems que requieran operación o ajuste deberán
anotarse en éste libro para dejar la constancia al otro conductor. Si el mantenimiento es
de superficie, es necesario conocer la magnitud para evaluar si afectará la integridad del
equipo, debe hacerse una anotación en el registro, y una notificación archivada al jefe de
mantenimiento. Al término de un período especificado ( una o dos semanas), el jefe de
mantenimiento revisa los libros de registro a fin de familiarizarse con los problemas
menores experimentados por los operadores. Las hojas de registro deberán firmarse,
fecharse, y archivarse con el registro principal mantenido para cada parte del equipo.
Cualquier programa de mantenimiento deberá estar gobernado por la operación
individual. El ejemplo siguiente indica cómo la responsabilidad puede distribuirse para
garantizar que los chequeos son acciones adecuadas. Sin embargo, la responsabilidad
final para la operación segura de cada día depende del operador del equipo.
Capitulo 3.- ANALISIS PARA LA OPTIMIZACION
DE CAMINOS MINERA ESCONDIDA
3.1.- Introducción La optimización de los caminos, parte con la idea de combinar bien el tránsito, o
sea, camión versus camino de acarreo, ya que requiere examinar muchos factores y los
efectos que éstos tienen en los resultados del balance general. La mayoría de las minas
utilizan una medida basada, en cierta forma, en el costo por tonelada de material
movido. Esta medida se basa en los dos componentes del costo por tonelada en acarreo
de camiones: la productividad (o desempeño) y el costo de operación.
La productividad se puede medir o predecir para las tareas específicas utilizando
medidas reales de la operación de la mina o las de un programa de simulación de ésta
operación. Se pueden combinar separadamente las tareas para dar una cifra neta, a largo
plazo y a mayor escala, para la producción de la mina. Es más difícil captar el costo real
porque está orientado hacia el tiempo de transporte o uso y la tarea, y puede ser influido
por la suma de varios factores que afectan la vida útil total del camión. Por ejemplo, las
asignaciones de costos, como los de adquisición de los camiones y los de reparación que
en algunas oportunidades se extienden por largos períodos de tiempo. Otros costos,
como los de combustibles y los de neumáticos, se pueden vincular más directamente con
ciertas tareas.
Este trabajo se concentra en factores económicos más directos, orientados según
las tareas, que afectan los costos y la productividad de los camiones.
Si se examinan separadamente los caminos de acarreo y los camiones, se pueden
aislar los factores principales que afectan los costos y el rendimiento general. Hay
muchos factores, pero los más importantes son:
CAMION . CAMINO 1) Pesos. 1) Trazado de las pendientes
2) Rendimientos de las tracciones 2) Pendientes constantes.
en las ruedas. 3) Resistencia a la rodadura.
3) Rendimiento en la retardación. 4)Diseño de curvas regulares y
sinuosas.
4) Técnica del operador. 5) Estado de la superficie.
Algunos de éstos factores se describen en las siguientes secciones. Nótese que un
aspecto clave en la ecuación económica, es el impacto que ejerce el trazado de la mina
en el diseño de los caminos. El plano determina los parámetros del camino, tales como la
pendiente, las curvas regulares y las curvas sinuosas. El diseño de ciertas pendientes
puede afectar el acceso a la veta, poniendo al descubierto más mineral de extracción y
puede influir, además, en la relación entre el mineral y el estéril. La evaluación de las
variables incluidas debe tomar en cuenta estas ventajas, además de las más directas
como el rendimiento y los costos. En algunos casos el rendimiento y los costos de los
camiones pueden dictar el trazado de la mina; en otros casos, los requisitos del trazado
de la mina pueden dictar la composición de la flotilla de acarreo.
Los métodos usados para mejorar el conjunto de factores que afectan los caminos
de acarreo, son sencillos. Combinan el sentido común con la experiencia.
La simulación teórica a través de software permite determinar con mayor
claridad estos factores ya que actúa como un tamiz, donde se ciernen situaciones menos
probables y se sintetizan ideas más prometedoras.
Por último, se pude decir, que del análisis de la situación de los caminos mineros,
se podrán determinar normas de diseño, para que en un futuro sean incluidas en el
manual de carreteras.
3.2.- Información General Optimizar cualquier sistema requiere prestar atención a los detalles principales y
administrarlos debidamente. Los caminos de acarreo requieren el estudio de muchos de
los aspectos por parte de los planificadores, del personal de la mina o cantera y de la
gerencia, por citar un ejemplo.
3.2.1.- Superficie de los caminos de Acarreo
El estado de la superficie de los caminos de acarreo ejerce impacto notable en el
rendimiento y en los costos, tanto a corto como a largo plazo. La irregularidad de la
superficie y la resistencia a la rodadura son dos aspectos críticos.
Hoy en día, los camiones de acarreo llevan más carga útil con mayor rapidez que
antes. Las superficies corrugadas, las protuberancias y los baches en el camino pueden
transmitir las fuerzas de impacto hacia los neumáticos, la suspensión, las estructuras y
los componentes del tren de fuerza. Estas fuerzas de impactos son aproximadamente
proporcionales, o de primer grado, según el peso bruto del vehículo, que puede ser
bastante grande en los camiones más pesados. Peor aún, la magnitud de las fuerzas
aumenta exponencialmente con la velocidad del camión. Combinar estos dos factores en
los camiones actuales no es, ni más ni menos, que una fórmula para crear problemas de
desplazamiento. Estas fuerzas de impacto aumentan los costos de neumáticos e
incorporan los costos de reparación estructural a largo plazo, así como también una vida
útil más corta del camión. Todo esto se debe evitar.
3.2.2.- Resistencia a la rodadura
La resistencia a la rodadura produce, además, desgaste del camión y le resta
productividad a la flotilla, aumenta otros costos, como los de combustible. La alta
resistencia a la rodadura es un doble problema para los dos componentes del costo por
tonelada: la producción y los costos. La resistencia a la rodadura se expresa típicamente
como “equivalente de la pendiente”, y produce un efecto similar en los rendimientos del
camión. Las superficies más duras del camino proporcionan la mejor interrelación entre
la producción y los costos.
3.2.3.- Curvas regulares y sinuosas
Se debe encarar el diseño de las curvas regulares y sinuosas con el rendimiento
del camión como aspecto más importante del proceso. El objeto del camino de acarreo
es sólo uno: permitir el movimiento de material de un punto a otro al costo más bajo
posible. El camión realiza éste trabajo. El camino de acarreo lo facilita. Se deben
considerar muchos otros aspectos, además del rendimiento del camión, que afectan el
diseño, tales como la construcción de las curvas (métodos y costos), las restricciones o
facilidades del trazado, acceso al mineral, etc. La mayoría de los ingenieros viales
encargados del diseño de caminos de acarreo comienzan el proceso pensando en estos
factores más que en la flotilla de camiones. Sin embargo, el rendimiento del camión
puede afectar los costos de manera mucho más importante que cualquiera de los otros
factores. La flotilla de camiones debe maniobrar en cada una de las curvas dos veces en
cada viaje y hará muchos viajes por día durante meses y quizá durante años. El tiempo
de ciclo más lento causado por las curvas toscamente diseñadas puede añadir miles de
dólares al costo de acarreo cada día.
A continuación, se presenta la siguiente pauta con el concepto que permite evitar costos
innecesarios:
a.- La Velocidad Constante; Para mantener la velocidad constante se debe
considerar: la pendiente, la resistencia a la rodadura, el radio de la curva, el peralte, el
coeficiente de tracción esperado en la superficie del camino.
La velocidad máxima del camión se determina por la resistencia total que se opone a
éste, que es la pendiente más la resistencia a la rodadura.
b.- Prever en el diseño, la velocidad constante, en lo posible. Esto conduce a un
rendimiento constante del camión con mínima reducción de la velocidad. Aumentando
la pendiente a través de una curva sólo retrasa el camión tanto en el acarreo como en el
viaje de regreso, desgastando aún más los componentes. Es recomendable hacer una
transición más plana (con pendiente menos pronunciada) que no retrase el camión y que
tienda a reducir su desgaste.
c.- Usar radios mayores en las curvas, donde sea posible. Un mayor radio de curva,
permite velocidades más altas y seguras en el camino de acarreo, reduce la congestión
del tránsito y produce menos desgaste tanto en el camino de acarreo como del camión.
Las curvas exageradas o sinuosas son a veces necesarias, pero aumentan los costos del
acarreo. Pero, con éstas curvas sinuosas, a veces, los neumáticos duales en los ejes de
impulsión rozan entre sí, lo que lo hace patinar y desgastarse, tanto los neumáticos,
como el camino de acarreo. No es raro encontrar curvas sinuosas con depresiones
interiores producidas por el patinaje de neumáticos. Los camiones cargados y vacíos
tienen que reducir considerablemente la velocidad, reduciéndose la producción. Se
requiere conservación extra para manejar el camino en forma, y la motoniveladora se
suma a la congestión general del tránsito.
• Es importante considerar ambas direcciones en el diseño de una curva. Los
parámetros deben responder a los de un camión vacío, que en el viaje de vuelta se
traslade a velocidad mucho más alta que en el viaje de ida. Las velocidades más altas
del camión vacío contribuyen a la producción, tanto como las velocidades rápidas
del camión cargado.
3.2.4.-Pendiente Optima
Optimizar el rendimiento del camión depende también de la selección de las
pendientes del camino de acarreo, principalmente cuando hay mucho desnivel. Escoger
el mejor declive requiere examinar la geometría del camino de acarreo y el rendimiento
del camión en la pendiente. Por ejemplo, se ocupó en camión Caterpillar 789 como
acarreador para un análisis, y se llegaron a los siguientes resultados con respecto al
diseño del camino:
Fundamento Básico: La manera en que los ingenieros, optimizan las pendientes para
los camiones está basada en la física elemental: Desplazamiento v/s Tiempo (o tiempo y
distancia). Cuanto más rápido se va, tanto más rápido se llega, cuanto más corta la
distancia, tanto más rápido se llega.
Tiempo: El tiempo de ciclo del camión es el índice básico del rendimiento para calcular
el punto óptimo del diseño. El tiempo de ciclo incluye los efectos de todos los factores
que influyen en el resultado deseado: el costo por tonelada. Esto es así, porque para
simplificar más el análisis, se le atribuye al camión una carga útil de peso invariable, por
lo que el tiempo de ciclo constituye un índice directo de producción. El tiempo es
también un factor directo del consumo de combustible.
Obtención del Tiempo y Distancia en el recorrido de los Camiones.
Para obtener El Tiempo y la Distancia que determinan el Ciclo que desarrollan
las unidades de extracción (Camiones), se debe considerar que la mina cambia día a día
y por consiguiente se van creando nuevas vías de evacuación de mineral, para lo cual se
debe contar periódicamente con un Plan semanal de Planificación de Extracción Mina,
ya que es aquí donde se pueden apreciar las distintas posiciones que van adoptando a
medida que se avanza en el proceso de extracción, y también es en este Plan donde se
establecen los diferentes lugares de vaciado, ya sean botaderos o chancados. Con estos
datos se pueden obtener las distancias de terreno, las cuales incluyen rampas y diferentes
desniveles, por medio de sistema Acad.
Para obtener el tiempo en el recorrido de los camiones, debemos referirnos a
algunas variables que van a incidir directamente en este proceso, las cuales son:
- Densidad del Material Extraído
- Topografía del Terreno
La estimación real de los tiempos se efectúa midiendo en terreno, con la ayuda de
cronómetros, el recorrido que realizan las diferentes unidades de extracción desde el
frente de carguío al sitio de vaciado y viceversa.
Distancia: Por lo general, una distancia más corta provee un tiempo de traslado más
corto, según el enunciado “ la línea recta es la distancia más corta entre dos puntos”,
(Fig. 5) sin embargo, en una mina es necesario trabajar en tres dimensiones con
diferentes parámetros de rendimientos para el plano horizontal que para los usados para
el vertical.
Longitud de la Pendiente v/s Desnivel
CIMA
P%2
Elevación P%1
Vertical
BASE
Dh1
Dh2
Fig. 5
Cima
E1
E2
Di E3
Base
Fig. 6
Donde: E = Elevación vertical en diferentes niveles
Di = Distancia inclinada igual para los tres recorridos (305m)
Tiempo en Subida de Pendiente: Los parámetros como la distancia, el rendimiento del
camión, el PBV ( Peso Bruto del Vehículo), la resistencia de la pendiente y la resistencia
a la rodadura, determinan cuánto tiempo le lleva a un camión subir la pendiente. Los
fabricantes presentan las especificaciones del rendimiento del camión como curvas de
fuerza de tracción en las ruedas y velocidad. Estas curvas muestran con cuanta rapidez
un camión se traslada bajo ciertas condiciones dadas, y reflejan la potencia desarrollada
por vehículo. Como la mayoría de los motores de los camiones están clasificados a una
potencia determinada y la misma se mantiene relativamente constante bajo carga, un
camión se traslada más rápidamente en terrenos en buen estado que en terrenos
desiguales y accidentados.
Para determinar la velocidad del camión basándose en las curvas de tracción en
las ruedas, se calcula la fuerza de tracción en las ruedas basadas en el PBV y en la
resistencia total. La resistencia total es igual a la resistencia de la pendiente más la
resistencia a la rodadura. Una vez que se determina la fuerza de tracción en las ruedas, se
puede leer la velocidad en las especificaciones del rendimiento.
En la práctica, el peso del camión es lo que más varía ya que el camino de
acarreo es una condición física ya establecida que cambia poco con el transcurso del
tiempo. Rara vez la máquina de carga descarga el mismo peso en el camión dos veces y
mucho menos en cada viaje. Por lo tanto la variable más importante es cómo afecta el
peso al tiempo de subida de la pendiente (al afectar la velocidad del camión).
La tabla siguiente muestra el tiempo de traslación en subida de pendiente en
función del desnivel. Toma en cuenta que una pendiente más pronunciada representa una
distancia más corta que una pendiente gradual o más suave. También refleja el promedio
de varios pesos brutos del vehículo (PBV) para absorber las variaciones del peso de la
carga útil. El Volumen promedio para el análisis fue de 306.180 kg.
Tiempo invertido en la pendiente Recorrido en subida de 305 m.
Incluye la resistencia a la rodadura
En este grafico se muestran los distintos tiempos obtenidos a partir de diferentes
pendientes, para tramos de igual distancia inclinada. (ver fig.6)
El resultado subraya que, aunque el camión se desplace con más rapidez en
pendientes menos pronunciadas, la mayor distancia contribuirá a prolongar el tiempo. El
acortamiento geométrico de la longitud de la pendiente sobrepasa la reducción de la
velocidad a medida que aumenta la inclinación. La tabla muestra el punto mínimo u
óptimo en la pendiente del 12%, aproximadamente. Esta es una situación que aumenta
considerablemente las cargas en el tren de fuerza y, por consiguiente, el desgaste del
camión. La desventaja del tiempo en la pendiente del 8% y en la del 12% es muy
pequeña en comparación con los posibles efectos negativos sobre los costos. Otros
0
5
10
15
20
25
2% 4% 6% 8% 10% 12% 14% 16% 18%
Pendientes
Tie
mpo
de
Aca
rreo
en
Min
utos
aspectos afectan también la elección de la pendiente óptima y pueden pesar más que
estas pequeñas diferencias.
Esta tabla es específica para las condiciones que se muestran, pero se puede usar
como índice de otras condiciones. La naturaleza del análisis basado en el rendimiento de
la fuerza de tracción en las ruedas y en la velocidad de un camión permite obtener los
mismos resultados siempre que las condiciones estén entre los dos límites de la fuerza
requerida de tracción en las ruedas. La fuerza de tracción requerida en las ruedas se
obtiene del PBV y de la resistencia total que encuentra el vehículo. Por ejemplo:
PESO v/s RESISTENCIA
A B CAMBIO
PBV (kg.)
RESISTENCIA
317.500
8%
254.000
10%
-25%
+25%
Fuerza de Tracción en las
ruedas (kg.) 25.400 25.400 0%
Velocidad (mph) 9.1 9.1 0%
Se puede aplicar ésta tabla a otras combinaciones equilibrando el PBV y la
resistencia total para que la fuerza de tracción en las ruedas se mantenga constante. Una
resistencia adicional del 1% de pendiente ejerce el mismo efecto en la fuerza de tracción
en las ruedas y en la velocidad del camión que aproximadamente 3175 kg. (7000 lb) de
PBV extra, esto genera la regla empírica para un camión clasificado a un PBV máximo
de 317.520 kg.(700.000 lb).
Tiempo en Bajada de Pendiente: Muchas minas se concentran únicamente en el
rendimiento de los camiones en subida de pendientes, sin tomar en cuenta el tiempo de
la bajada. Una vez que ésta parte del ciclo se optimice, se puede obtener ventajas en la
parte del “desplazamiento cuesta abajo” del ciclo. Los mejores resultados generales
proceden de combinar las dos modalidades de operación. El desplazamiento cuesta abajo
se gobierna con las mismas reglas del análisis del desplazamiento cuesta arriba, es decir:
el tiempo y la distancia. La relación básica todavía se centra en la potencia que el
camión puede soportar para determinar la velocidad , por lo tanto, el tiempo pasado en
vencer la distancia de una pendiente en particular.
Los factores claves que afectan el rendimiento en retardación se muestra a
continuación, agrupados en tres categorías principales:
Factores claves que afectan la retardación:
• Fuerza de retardación necesaria: - PBV (Peso Bruto del Vehículo).
- Ayuda de la pendiente.
- Resistencia a la rodadura.
• Capacidad de rechazo de energía:- Distancia.
- Capacidad de retardación (temperatura,etc.)
• Rendimiento neto: - Selección de engranajes.
- Velocidad.
-
Para la fuerza de retardación necesaria, se aplica el mismo análisis empleado en
la subida de pendientes, excepto que, en bajada, la pendiente ayuda al camión a
aumentar la velocidad mientras que la resistencia a la rodadura lo retrasa. En vez de
sumar las dos resistencias, como en el acarreo en subida, éstas se restan. El PBV y la
resistencia neta determinan entonces la fuerza de retardación requerida para mantener
una velocidad constante mientras se desciende.
Casi todos los sistemas de retardación (similar a lo que se denomina freno motor,
el cual actúa automáticamente) de camiones trabajan absorbiendo la energía mecánica
requerida para desacelerar y/o mantener la velocidad del camión. La energía mecánica se
convierte en energía térmica y se disipa después a la atmósfera mediante un aparato de
enfriamiento. Todos los sistemas que componen el retardador instalados en el camión,
tienen diversas maneras de lograr las funciones de absorción y de rechazo según el
criterio general de diseño del fabricante.
La distancia puede afectar el rendimiento en cuanto a que el camión no pueda
alcanzar los límites constantes de rechazo de calor en las pendientes más cortas, lo que
se traduce en una velocidad más alta y segura. Por lo general, en las pendientes largas se
alcanza el estado constante que resulta en una velocidad constante adecuada a todas las
condiciones aplicables. La temperatura y la altitud, afectan la capacidad de rechazo de
calor, debido a su efecto en el proceso básico de transferencia del calor por el aparato de
enfriamiento instalado en el vehículo. En general, la capacidad de rechazar el calor
disminuye a medida que se elevan la altitud y la temperatura ambiente. El sistema de
retardación, propiamente dicho, se puede cambiar dentro de ciertos límites para
aumentar el rendimiento en algunas condiciones. Esto es de la esfera exclusiva del
fabricante del camión, y cada camión es diferente en cuanto a lo que se le pueda hacer.
Para dejar que el sistema opere a su máxima eficiencia, se debe tener en práctica la regla
fundamental para casi todos los tipos de retardadores: ¡evitar las temperaturas extremas!
El sentido común recomienda cumplir lo siguiente:
Evitar el aumento repentino de temperaturas: - Pendientes uniformes
- Mínimo movimiento de palancas
- Elegir la velocidad
Como estos puntos sugieren, las mejores condiciones son aquellas que permiten
la operación a velocidad constante del camión, eliminando los retrasos y las demoras.
3.3.- Parámetros de Diseño Mínimos Admisibles en Mejoramiento de Caminos Minera Escondida
3.3.1.- Aspectos Generales Si el camino a rectificar fue construido bajo normas, o si no lo fue y se establecen
las modificaciones necesarias para llevarlo a la velocidad de diseño que le corresponde
de acuerdo a la categoría que se le asigna, los elementos que lo componen deberán
cumplir con todos los aspectos normativos que se asocian a esa velocidad de diseño.
Las concesiones al diseño que pueden considerarse en aquellos casos en que se
hacen necesarias rectificaciones son:
1. Podrá hacerse uso más liberal de los valores mínimos o máximos
consignados en la norma.
2. Podrá dejar de cumplirse en cierto grado con las recomendaciones que dicen
relación con la comodidad del usuario, pero que no afecten a la seguridad,
tales como el desarrollo mínimo en curvas circulares.
3. En casos especialmente conflictivos de longitud suficiente, podrá
considerarse una disminución de la velocidad de diseño, situación que deberá
quedar señalada claramente en el terreno.
En ésta etapa del capítulo, se analizará los parámetros técnicos que vamos a utilizar en la
“ Reingeniería ” aplicada a los caminos de la Minera Escondida.
Lo primero será revisar los factores que influyen al momento de comenzar a
proyectar un diseño geométrico sobre un terreno, cualquiera sea su calidad o tipo de
material.
Para poder comprender mejor el primer factor (operativo), será necesario realizar
una breve definición de: velocidad de operación y velocidad de diseño.
3.3.2.- Velocidad de Operación: es la máxima velocidad media que puede alcanzar un
conductor bajo las condiciones prevalecientes del tránsito sin exceder el límite de
seguridad dado por la velocidad de diseño.
3.3.3.- Velocidad de Diseño: condiciona el diseño geométrico, principalmente el
alineamiento vertical y horizontal. Es la mayor velocidad que un conductor de habilidad
media puede recorrer con seguridad un tramo, incluso con terreno mojado y sometido a
las condiciones impuestas por la geometría. Su elección influye en el costo de
producción, como también el de operación.
3.3.4.-Factores a considerar en la elaboración de un diseño geométrico
Factores Operativos: • Velocidad de Operación
• Velocidad de diseño
• Función requerida por los usuarios
Factores Físicos:
• Topografía
• Geología
• Uso del suelo
• Clima de la zona
Factores Ambientales:
• Características ecológicas y sus efectos en la seguridad de los bienes y
las personas ajenas al uso del proyecto.
• La interacción con otras infraestructuras.
Factores Económicos:
• Costo de construcción inicial.
• Costo de mantención a lo largo de la vida útil del proyecto.
• La seguridad es un aspecto fundamental.
• La inversión inicial debe ser ponderada con otros costos (operación,
mantención) y se debe buscar un equilibrio entre la seguridad durable
y la calidad del servicio.
La mayoría de los caminos en Chile son tradicionales, o sea, son estudiados para
ser construidos con una carpeta final de hormigón o de asfalto, y todo esta normado en el
Manual de Carreteras.
Entonces, lo primero fue estudiar una velocidad de diseño adecuada, para luego
asignarle los parámetros complementarios como: distancia de visibilidad, alineamiento
horizontal , alineamiento vertical y perfil tipo.
Luego, de acuerdo a ésto, se tiene que:
VELOCIDAD DE DISEÑO: 50 Km/h
3.3.5.- Distancia de visibilidad Aspectos Generales
Un camino debe ser diseñado de tal manera que el conductor cuente siempre con
una visibilidad suficiente como para ejecutar con seguridad diversas maniobras a que se
vea obligado o que decida efectuar. En general, el conductor requiere de un tiempo de
percepción y reacción para decidir la maniobra a ejecutar y un tiempo para llevarla a
cabo. Durante éste tiempo total, el o los vehículos que participan en la maniobra
recorren distancias que dependen de su velocidad de desplazamiento y que determinan,
en definitiva, las distancias de visibilidad requeridas en cada caso.
Se distinguen para el diseño cuatro tipos de distancia de visibilidad: Distancia de
visibilidad de parada, Distancia de adelantamiento (caminos bidireccionales), Distancia
de visibilidad de intersecciones, y Distancia de visibilidad para cruzar una carretera.
Por las características del tipo de camino ( minero), se aplicó solo la distancia de
visibilidad de parada.
3.3.6.- Distancia de visibilidad de parada En todo punto de un camino, un conductor que se desplace a la velocidad de
diseño, por el centro de su pista de tránsito, debe disponer al menos de la visibilidad de
parada sobre un obstáculo inmóvil, situado en el centro de dicha pista.
Se considera como obstáculo aquel que tenga una altura igual o mayor a 0,15m.,
sobre la rasante del eje de su pista de circulación.
La distancia de parada sobre una alineación recta de pendiente uniforme, se
calcula mediante la siguiente expresión:
Dp = V x Tp + V″ 3,6 254( r +- i )
Fuente: Manual de Carreteras
Dp = Distancia de parada (m)
V = Velocidad de Diseño de la carretera ( Km/h)
Tp = Tiempo de Percepción + Reacción (seg)
r = Coeficiente de roce rodante
i = Pendiente Longitudinal ( en tanto por uno )
El primer término de la expresión representa la distancia recorrida durante el
tiempo de percepción + reacción (dTp), y el segundo, la distancia recorrida durante el
frenado hasta la detención junto al obstáculo (df).
Algunos valores de la expresión están calculados ( tabulados ), y están en función
de la Velocidad de Diseño del camino, y los valores de “ Tp ” y “ r ” que considera esta
norma, obtenidos del análisis de diversas normas de reconocida solvencia.
Los valores allí consignados para Dp son los mínimos absolutos admisibles. Por
ejemplo:
Para una vel.de diseño de 50 kph, como es la asignada a éste camino, se tiene tabulado:
Vel.kph Tp (seg.) r. dTp (m) df Dist.parada(m)
50 2 0,365 27,5 27,0 55
Fuente: Manual de Carreteras
3.3.7.- Alineamiento horizontal
Aspectos Generales
El alineamiemiento horizontal deberá permitir una operación segura y continua a
la velocidad de diseño, cuando los volúmenes de tránsito no controlan la velocidad de
operación. En aquellos sectores particulares en que por excepción deba limitarse a la
velocidad, o si al variar la topografía se opta por cambiar la velocidad de diseño, ello
deberá quedar claramente especificado en los planos y señalizados en el terreno.
Las principales consideraciones que controlan el diseño de alineamiento
horizontal son:
a) Categoría del camino. d ) Seguridad.
b) Topografía. e ) Pendiente longitudinal.
c) Velocidad de diseño. f ) Costo de construcción.
Todos éstos elementos deben conjugarse de manera tal que el alineamiento
resultante sea el más seguro y económico, en armonía con los contornos naturales, y al
mismo tiempo adecuado a la categoría, según la Clasificación para Diseño.
El alineamiento horizontal deberá proporcionar en todo el trazado a lo menos de
la distancia mínima de visibilidad de parada, de acuerdo a lo establecido anteriormente.
Criterios para establecer el Alineamiento
a) Elementos de Alineación Horizontal: La planta de un camino queda definido, en
lo general, por una sucesión de alineamientos rectos enlazados por curvas. También
puede suprimirse la alineación recta y el trazado quedará reducido a una sucesión de
curvas.
b) Elementos de Curvatura Variable: La utilización de elementos de curvatura
variable entre recta y curva circular, se hace necesaria por razones de seguridad
(velocidad), como es el uso de la Clotoide, sin embargo, para éste tipo de caminos no
será necesario aplicarla.
Alineamiento Recto
Salvo en zonas desérticas o cuando el trazado va paralelo a una vía ferroviaria,
los grandes alineamientos rectos no se dan en forma natural. Pretender incorporarlos al
trazado forzadamente implica, por lo general, movimientos de tierra innecesarios.
Longitudes máximas en recta: se evitarán, siempre que sea posible, longitudes en recta
superiores a:
Lr (m) = 20 x V (KPH)
Fuente: Manual de Carreteras
Lr = Largo en m. de la alineación recta. V = Vel. de Diseño del Camino.
Longitudes mínimas en recta: entre dos curvas circulares de distinto sentido se deberá
mantener un tramo en recta que permita desarrollar adecuadamente la transición del
peralte. Si éstas curvas circulares poseen curva de enlace no será indispensable dejar un
tramo recto entre el término de una curva de enlace y el inicio de la siguiente. Entre dos
curvas circulares del mismo sentido es conveniente, por razones de guiado óptico, por
mayor seguridad, dejar un tramo en recta.
Tramo en recta entre curvas del mismo sentido
V ( Km/h ) 30 40 50 60 70 80 90 100 110 120
Lr min.(m) 40 55 70 85 100 110 125 140 155 170
Fuente: Manual de Carreteras
El anterior criterio implica dejar un tramo en recta equivalente al espacio recorrido
durante 5 seg. a la velocidad de diseño, lo que permite independizar ambas curvas y
evitar las falsas perspectivas que enfrenta el conductor en caso contrario.
Curvas Circulares En las curvas circulares podemos encontrar diversos elementos asociados a ésta,
como: las Tangentes (entrada y salida), el Desarrollo (longitud del arco de circulo), el
Peralte (inclinación de la calzada), o el Radio de curvatura del arco de circulo. De éste
último, se desprenden los “ Radios mínimos absolutos”.
Radios Mínimos Absolutos: Los radios mínimos para cada velocidad de diseño, están
calculados bajo el criterio de seguridad ante el deslizamiento, están dados por la
expresión:
Rm = V″ . 127(Pmáx.+ Tmáx.)
Fuente: Manual de Carreteras
V : Velocidad de Diseño
Pmáx : Peralte máximo asociado a V.
Tmáx : Coeficiente de fricción máximo asociado a V.
Cuadro con Radios Mínimos Absolutos en Curva Circular ( Rm )
V
( KPH )
Tmáx.
Pmáx.
%
Rm
( m )
30 0.16 8 30
40 0.16 8 55
50 0.16 8 80
60 0.15 7.5 125
70 0.15 7.5 170
80 0.14 7 240
90 0.13 6.5 330
100 0.13 6.5 400
110 0.12 6 530
120 0.11 5.5 700 Fuente: Manual de Carreteras
Criterios Generales de Diseño en Curvas Circulares
Al seleccionar una cierta curva para enlazar dos alineaciones, el peralte y el
desarrollo quedan establecidos. Este peralte, en combinación con la pendiente
longitudinal del sector, determinan la línea de máxima pendiente. Las normas que se dan
a continuación cubren estos diferentes aspectos y sus interrelaciones.
1. Peralte y Fricción en Radios sobre el Mínimo: elegido un radio adecuado a la
situación que se esta resolviendo, el peralte a utilizar se obtendrá de la siguiente
figura:
Fuente: Manual de Carreteras
Los peraltes se aproximarán al 0,5% más próximo. El gráfico fue elaborado de modo
que para cada velocidad de diseño, a radios crecientes, corresponden peraltes y fricción
decrecientes. Cabe hacer notar que no se pueden extrapolar los valores del gráfico por
sobre los peraltes máximos admisibles, pues en ese caso se superan los valores máximos
admisibles para la fricción lateral. Ello esta indicado por la línea “ límite de fricción ”
que coincide con los Radios Mínimos Absolutos, peraltes y fricción máxima
correspondiente a cada velocidad de diseño.
Bajo éste criterio y dentro del rango de peraltes definidos, la expresión general
del calculo para el radio de una curva circular quedará dada por:
R = V″ . ó bien P% = V″ . 3,81 x p% 3,81 x R
El peralte mínimo a utilizar será el correspondiente al bombeo normal de la calzada en
recta.
2. Desarrollo de Curvas Circulares: Se deben evitar radios que generen arcos
demasiados cortos. Dado que el desarrollo es directamente proporcional al producto
del radio por la deflexión de las alineaciones deberán tomarse precauciones en los
siguientes casos:
a) Para los Radios del Orden de Rmín.: se procurará que el desarrollo supere los
siguientes valores:
Desarrollo Mínimo de Curvas Circulares ( R mín)
V ( KPH ) 40 50 60 70 80 90 100 110 120
D mín.(m) 30 40 50 65 90 115 150 190 250
Fuente: Manual de Carreteras
b) Para deflexiones ω < 6 (g) : en éste caso se recomienda utilizar Radios muy amplios
que aseguren desarrollos mínimos del siguiente orden:
Desarrollo Mínimo de Curvas Circulares
( KPH ) 2 g 3 g 4 g 5 g 6 g
40 – 60 140 125 115 100 90
70 – 90 205 190 170 150 130
100 – 120 275 250 225 200 175
Fuente: Manual de Carreteras
Según la normativa del Manual de Carreteras indica que si la Velocidad de Diseño es
igual o inferior a 70 KPH, se podrá prescindir de las curvas de enlace ( Clotoides ). Pero, si
la curva circular requiere peraltes superiores al 3%, se debe incorporar para mejorar la
calidad de operación del camino.
3.3.8.- Alineamiento vertical Aspectos Generales
Las cotas del eje en planta de un camino, al nivel de la carpeta de rodado,
constituyen la rasante o línea de referencia del alineamiento vertical. La representación
gráfica de ésta rasante recibe el nombre de Perfil Longitudinal.
La rasante determina las características en alzado de la carretera y está
constituida por sectores que presentan pendientes de diversa magnitud y/o sentido,
enlazadas por curvas verticales que normalmente serán parábolas de segundo grado.
Para fines de proyecto, el sentido de las pendientes se define según el avance del
kilometraje, siendo positivas aquellas que implican un aumento de cota y negativas las
que producen pérdida de cota.
Las curvas verticales del acuerdo entre dos pendientes sucesivas permiten lograr
una transición paulatina entre pendientes de distinta magnitud y/o sentido, eliminando el
quiebre de la rasante. El adecuado diseño de ellas asegura las distancias de visibilidad
requeridas por el proyecto. En todo punto de la carretera debe existir por lo menos la
Distancia de Visibilidad de Parada .
El alineamiento vertical está controlado en su diseño principalmente por los
siguientes conceptos:
a) Categoría del Camino e) Distancia de Visibilidad
b) Velocidad de Diseño f) Seguridad
c) Topografía g) Drenaje
d) Alineamiento Horizontal h) Costos de Construcción
El sistema de cotas del proyecto se refiere en lo posible al nivel medio del mar
(n.m.m.), enlazándose los ptos. de referencia del proyecto a los puntos del Instituto
Geográfico Militar (I.G.M.).
Con respecto a la inclinación de la rasante, que también se denomina pendiente,
la que se expresa generalmente en porcentaje, se determina en función de la categoría
del camino y de la velocidad de diseño, como se puede apreciar en el siguiente cuadro.
INCLINACION DE LAS RASANTES
Pendientes Máximas
Categoría
Velocidad de Diseño ( KPH )
30 40 50 60 70 80 90 100 110 120
Desarrollo 10 9 9 _ _ _ _ _ _ _
Local _ 9 9 8 8 _ _ _ _ _
Colector _ _ 8 8 8 7 6 _ _ _
Primario _ _ _ 7 6 6 5.5 4.5 4.5 _
Autopista _ _ _ _ _ 5 5 4.5 4.5 4
Fuente: Manual de Carreteras
Para proyectar un camino se deben utilizar las menores pendientes compatibles
con la topografía donde se emplaza el camino.
Enlace de Rasantes
Curvas de enlace
El ángulo de deflexión (A) entre dos rasantes que se cortan, queda definido por
la siguiente expresión:
A = | i1 – i2 |
Es decir A se calcula como el valor absoluto de la diferencia algebraica de las
pendientes de entrada y salida, expresadas en uno por uno. Las pendientes deberán
considerarse con su signo, según la definición:
+ i Pendiente de Subida según avance del kilometraje.
- i Pendiente de Bajada según avance del kilometraje.
Toda vez que la deflexión A es igual o mayor a 0,5% = 0.005 en tanto por
uno, se deberá proyectar una curva vertical para enlazar las rasantes. Bajo esta magnitud
se podrá prescindir de la curva de enlace ya que la discontinuidad es imperceptible para
el usuario.
La curva a utilizar en el enlace de rasantes será una parábola de segundo
grado, que se caracteriza por presentar una variación constante de la tangente a lo largo
del desarrollo, además de permitir una serie de simplificaciones en sus relaciones
geométricas, que la hacen muy práctica para el cálculo y replanteo.
La deflexión A se repite como ángulo del centro para una curva circular
de radio R, que sea tangente a las rasantes a enlazar, en los mismos puntos que la
parábola de segundo grado. La parábola y la curva circular mencionadas son en la
práctica muy semejantes, requerida por concepto de visibilidad se hace en base a la
curva circular, en tanto que el proyecto y replanteo se ejecuta en base a la parábola.
Bajo las circunstancias descritas el desarrollo de la curva vertical de
enlace queda dado por:
Lv = R * A = R * | i1 – i2 |
Adoptando la nomenclatura correspondiente a la par´bola de segundo
grado, el radio R pasa a llamarse “K” que corresponde al parámetro de esta curva.
Finalmente, dentro del rango de aproximaciones aceptadas, el desarrollo
de la curva de enlace se identifica con:
Lv = 2 T
Siendo 2T la proyección horizontal de las tangentes a la curva de enlace.
En definitiva, para todos los efectos de cálculo y replanteo, la longitud de la curva
vertical de enlace está dada según medidas reducidas a la horizontal y vale:
2 T = K * A = K * | i1 – i2 |
Pendientes Mínimas Es necesario proveer una pendiente longitudinal del orden de 0,5% a fin de
asegurar a todo punto de la calzada, un eficiente drenaje de las aguas superficiales.
NORMAS MINIMAS PARA DISEÑO DE CARRETERAS Y CAMINOS
“Manual de Carreteras”
3.3.9.- Perfil Tipo para Camino Minero
El perfil tipo, es la representación transversal estándar de cualquier figura
proyectada. En el caso de caminos, representa una sección genérica, válida para la mayor
parte de la obra, solamente con dos secciones definidas: una para recta y otra para curva.
Los Principales elementos que componen el Perfil o la Sección Tipo son: Anchos: Definidos de izquierda a derecha, acotan su longitud y concretan los puntos de
kilometraje a los que están referidos, sobre todo cuando existe más de un valor. Las
excepciones que no puedan ser representadas en la sección tipo serán definidas en
plantas aclaratorias.
Calzada: Faja destinada a la circulación de los vehículos. Se componen de un cierto
numero de carriles, para el caso nuestro estaría formada por dos carriles. Un carril es una
banda de anchura suficiente para el paso de vehículos en fila.
El ancho de los carriles va a depender de la velocidad permitida y muy particularmente
de la magnitud de las unidades de carguío, razón por la cual se construyen las fajas con
un ancho operacional mínimo.
Espesores: Definen la altura de las capas que forma la sección tipo. Se acotan por lo
general en el eje de alzado. Si no es así, se marca la distancia a este.
Bermas de Contención: Están formadas por material de recebo (material sobrante) y
tiene por finalidad delimitar los anchos operacionales y proteger la integridad de los
operadores al realizar maniobras delicadas, estas bermas alcanzan un ancho real de
3.5m. y una altura promedio de 1.5m.
Capas: Son los componentes de distintos materiales que conforman el paquete
estructural y que son parte del perfil tipo, de los cuales se delimitan los anchos y
espesores. El número y los materiales de las diversas capas es variable de una carretera a
otra y con mayor razón de un camino minero a otro, los que dependerán de la posición
geográfica en que se encuentre situado el yacimiento.
Se decidió construir las capas en base a material granular mezclada con sal, por las
siguientes razones técnicas:
• Forma un ligamento coloidal con las arcillas naturales del suelo.
• Retiene el agua del apisonado mientras se hace el trabajo de compactación.
• Recristaliza y rellena los vacíos entre las diversas partículas que componen el suelo,
previniendo así el encogimiento que suele producirse al secarse.
• Reduce el punto de congelación del suelo.
PERFIL TIPO
Bermas de Contención Capas Carpeta de Rodado 1.5m. 30 m.
Capitulo 4.- REINGENIERIA DE CAMINOS Y ACCESOS
4.1.- Introducción
El concepto Reingeniería se refiere básicamente al reestudio de los procesos y
métodos de trabajo, con el fin de mejorar lo ya establecido, aplicando nuevas y mejores
técnicas en las diferentes etapas del proyecto.
En este cuarto y último capítulo, se abordará detalladamente los factores que
inciden directamente en el desarrollo de un camino minero, desde sus normas básicas de
construcción, pasando por la topografía de camino, en donde se analizará y se describirá
los métodos empleados para su ejecución, también se hará hincapié en lo referente al
diseño geométrico y a su proyecto de construcción. Para efectuar éstos dos puntos
(reingeniería), se debe contar con: la topografía del camino, las normas de diseño y la
características de la sección transversal. Con éstos elementos, se proyecta el nuevo
trazado del camino ( Horizontal y alzado ) y la nueva carpeta de rodadura.
También en éste capítulo se realizará una evaluación de proyecto para
determinar si el mejoramiento del camino y las vías de acceso es viable, y a que costos
se puede ejecutar.
4.2.- Aplicación de los Parámetros de diseño
Los Parámetros de diseño son o forman parte de un conjunto de factores que
intervienen directamente en la elaboración y posterior construcción de cualquier
proyecto de ingeniería vial y para éste caso en particular se analizará y explicará los
factores de diseño que están presentes en el desarrollo de caminos mineros, para lo cual
se comenzará por explicar la siguiente definición: DISEÑO GEOMÉTRICO.
El diseño geométrico de una vía se inicia cuando se define a partir de las
consideraciones y antecedentes del caso, la velocidad de diseño que tendrá el camino.
Todos los parámetros - máximos, mínimos y recomendables – que definen las
alineaciones en planta y elevación de una carretera o un camino dependen directamente
de la elección de una velocidad límite, esta dependencia se produce a través de
relaciones que existen entre la geometría de la carretera y el movimiento de los
vehículos en ella, y entre esta geometría , la visibilidad y la capacidad de reacción que el
conductor tiene al operar su vehículo.
4.2.1.- Velocidad de Diseño
La velocidad de diseño incide de manera fundamental en el diseño geométrico de
una carretera o un camino y básicamente en su alineamiento horizontal y vertical.
La velocidad de diseño seleccionada para un proyecto de categoría dada, dependerá
principalmente de la función asignada a dicho camino. Dentro de las velocidades
posibles para cada categoría de carretera o camino, se justificarán las más altas en
terrenos planos o ligeramente ondulados y las más bajas estarán reservadas para relieves
montañosos o escarpados.
4.2.2.- Radios
El concepto de radio se puede definir como el segmento que al ser rotado en uno
de sus extremos describe una circunferencia, cuya magnitud dependerá directamente de
la longitud de dicho segmento.
Para el caso particular de los caminos mineros, el radio está directamente
relacionado con el tipo de terreno y la velocidad operacional con que se cuenta.
4.2.3.- Pendientes (Longitudinal y Transversal)
Inclinación transversal estándar. Variable en función del peralte, a izquierda y
derecha. Pueden existir unas condiciones de variabilidad de la pendiente para la calzada
y la rasante de la explanación, también en función del peralte. Para el caso de los
caminos en minera escondida, las pendientes máximas no sobrepasan el 10% ya que
cualquier valor superior a esta cifra influiría de manera negativa en los camiones de
extracción, tanto en subida como en bajada, en el continuo ir y venir desde frentes de
extracción cargados con mineral a los diferentes puntos de vaciado.
4.3.- Desarrollo del proyecto
El concepto de proyecto se refiere al conjunto de especificaciones técnicas y7o
administrativas, dibujos y cálculos hechos para indicar de cómo debe y cuanto
significará el costo de una obra. Es el estudio completo de un objetivo debidamente
definido, adecuadamente planeado y determinado con exactitud. Debe incluir la
descripción gráfica de todos los elementos necesarios para su cumplimiento, los
requisitos y condiciones que deben exigirse y su costo total previsto. Además, se indican
características de la construcción del Proyecto.
4.3.1.- Estudio del Planeamiento
Es la definición esquemática de un problema a gran escala. Un estudio de
planeamiento requiere de la planificación ordenada en el tiempo de un problema
establecido.
Cualquier proyecto que se aborde tiene que ser compatible con un planteamiento
previo y debe encontrarse inmerso en una ordenación territorial. Establecer una
planificación territorial exige tener muy en cuenta los planes generales ya estudiados, los
planes parciales y especiales si los hay y las construcciones existentes vigentes en la
zona a realizar el estudio.
4.3.2.- Proyecto de Construcción
Es uno de los varios tipos de proyectos que existen y se define principalmente
como aquel que permite, sin otros estudios adicionales, llevar a cabo la ejecución de las
obras que comporta y define.
4.3.2.1.- Maquinaria usada en la Ejecución del Proyecto
Bulldozers
El objetivo principal de esta maquina es mover grandes cantidades de volúmenes
de material (tierra, rocas, etc.), ya que su principal característica es la potencia y fuerza
mecánica que posee. En la mina se tienen tres tipos de bulldozers y dadas las
características del trabajo a desarrollar se optó por utilizar el tractor que reúne las
siguientes propiedades:
Bulldozers D10N
• Modelo de fabrica: 3412
• Proporción de R.P.M: 1900
• Peso Total: 57.410kg.
• Cap. De Combustible: 1023lts.
• Rendimiento: 1961m³/h
Cargador Frontal
La función básica de este equipo es la de recoger el material que ha sido movido
por las maquinas de fuerza como son los tractores o bulldozers, al igual que estos,
desarrollan su trabajo en la parte inicial del proyecto de camino, debido a que a medida
que avanzan los trabajos de la faja se prescindirá de sus servicios para dar paso a
maquinas que cumplan funciones mas finas o de terminación.
El cargador utilizado y sus principales características son:
Cargador Frontal 950F
• Modelo de Fabrica: 3406
• Proporción de R.P.M: 2100
• Sistema Hidráulico: 153lts.
• Potencia Mecánica: 278kw (275hp)
• Altura Total: 3.27m
• Cap. De Combustible: 153lts.
• Rendimiento: 291m³/h
Moto Niveladora
Como se indicó anteriormente este tipo de maquinaria cumple, en caminos, la
finalidad de realizar tareas de terminación o trabajo más fino, lo cual no pueden realizar
los tractores o cargadores descritos anteriormente, los cuales cumplieron una labor
fundamental en el movimiento de tierra inicial.
Esta maquina dentro de la mina cumple además las tareas de mantener lo más
expedito y limpio, que sea posible, todas las vías de evacuación de mineral,
principalmente las que van en dirección a los chancados.
De los dos modelos o tipos de Moto Niveladora que se encuentran en la mina, se
decidió por trabajar con la que se indica a continuación:
Moto Niveladora 14G
• Modelo de Fabrica: 3306
• Proporción de R.P.M: 2000
• Velocidad Máxima: 40km/h
• Cap. De Combustible: 370lts.
• Peso Total: 18.524kg.
Camión Tolva
Destinado para el traslado del material removido y para acarrear el material a utilizar,
desde el empréstito al área de trabajo. En la preparación de la carpeta, se utilizaron
camiones con una capacidad de 14m³.
4.3.2.2.- Mención de los equipos topográficos usados en la ejecución del camino
Para la ejecución de los trabajos se contó con la utilización de dos tipos de
equipos topográficos, así también del empleo de técnicas distintas para ambos casos. El
instrumental usado consistió en:
Instrumental Clásico
• Taquímetro electrónico Wild, modelo TC600, con una memoria interna para
unos 1300 puntos.
• Distanciómetro electrónico Wild modelo DIOR400S, El modo de medición es a
través de la propagación de impulsos, alcanzando distancias de hasta 19 km. con
3 prismas.
• Nivel automático Wild modelo NA2, con una distancia de enfoque mínima del
eje al punto visual de 1.6m., incluye compensador automático y tiene un peso de
2.4 kg.
• Accesorios como trípodes de madera y aluminio, miras de madera (4m. de
altura), prismas, baterías y cargadores.
Instrumental G.P.S.
• Estación Total G.P.S.4700, la cual consta de un receptor base ubicado en la
oficina técnica de topografía y el móvil, que es el que se utiliza en los trabajos de
terreno, en forma de mochila.
• Las mediciones que realiza, las efectúa en tiempo real en el momento que se
obtiene la inicialización del sistema.
• El peso total del equipo es de 4.7kg. aproximadamente, debido a que aparte del
receptor móvil, hay que considerar las baterías que se utilizan para la
alimentación del sistema.
Levantamiento Topográfico y Captura de datos
Al efectuar un trabajo topográfico mediante tecnología G.P.S. se puede
establecer que es muy similar al realizado por equipos tradicionales: se inicia el trabajo
con el colector de datos. Se eligen las unidades y el sistema de coordenadas con que se
desea trabajar.
Poner en operación el receptor base es tan sencillo como identificar un punto e
introducir sus coordenadas, para lo cual se puede utilizar un trípode o como es el caso en
la mina, montarlo de manera permanente sobre una estructura fija, la que se encuentra a
cierta altura con el fin de eliminar los errores potenciales debido a la altura de la antena.
Con ello se consigue que la operación de poner el instrumento en estación sea un trabajo
virtualmente a prueba de errores.
La etapa final necesaria para iniciar un trabajo topográfico es inicializar los
receptores móviles. Esto se realiza normalmente sobre un segundo punto conocido; sin
embargo con receptores de doble frecuencia la iniciación se puede efectuar en cualquier
punto. El empleo de un punto conocido proporciona también una comprobación
independiente en el sentido de que el receptor base ha sido puesto en estación
correctamente. Una vez que el equipo ha sido inicializado, se puede visitar un tercer
punto a modo de comprobación. De acuerdo con una buena practica topográfica, la
relación entre estos puntos debe ser comprobada.
Finalmente al haber realizado todas las operaciones de inicialización y
comprobación se podría decir que se está en condiciones de realizar cualquier tipo de
trabajo, ya sea para levantar, replantear, etc., razón por la cual se disponen a efectuar el
levantamiento de los caminos. Esta parte es muy rápida y sencilla ya que en cada
camioneta se acondicionó un soporte en el cual va montado el receptor móvil de manera
que el levantamiento se va realizando a medida que nos vamos moviendo con el
vehículo y la captura de datos se está efectuando a intervalos de tiempo y distancia
definidos mediante la libreta o colector.
Traspaso de datos y transformación de estos al formato exigido en el proyecto.
Al llegar a la oficina, después de haber realizado el o los levantamientos
topográficos, nos corresponde bajar la información obtenida de terreno, para lo cual se
utilizaran algúnos software compatible con el G.P.S. utilizado, que por lo general viene
incorporado al paquete de compra en la adquisición de cualquier tipo de receptor.
Existe una variada gama de interfaces con los sistemas lógicos más populares,
permitiendo hacer más fácil la tarea de transferencia de información en caso de no contar
con herramientas informáticas que tenga el equipo G.P.S. utilizado.
4.3.3.- Datos preliminares del proyecto
1.- Largo del Camino a Mejorar : 1200m.
2.- Ancho del Camino : 35m.
3.- Distancia Empréstito-Base : 5km.
4.- Distancia Salar : 20km.
4.3.4.- Cálculo de uso maquinaria (camión tolva)
NOTA: El cálculo está hecho con 1 solo camión y lo óptimo para que el cargador
frontal no deje nunca de funcionar es hacer el recorrido con 9 camiones, pero no se
dispone de toda esa cantidad.
1.- Camión Tolva con capacidad de 14m3 a.- Empréstito-Base: 5km. El camión demora 45min. Por vuelta Volumen a rellenar con base: V=1200*35*0.20 = 8400m3 compactado se necesitan 11000m3 de material suelto Trabajando 12hrs/día : (12h / 0.75hv) = 16 vueltas
16v * 14m3 = 224m3 / día Cálculo de días : 11000m3 / 224(m3/día) = 49.11días ≈ 50 días
Cantidad de horas trabajadas : 50días * 12(horas/día) = 600 horas
b.- Salar:
Cabe recordar que la ubicación del salar se encuentra situada a 20km. de la faena,
4 veces la distancia del empréstito, razón por la cual se calculará el tiempo del
uso de maquinaria multiplicando por cuatro las horas trabajadas.
Cantidad de horas trabajadas : 600 * 4 = 2400hrs. Horas a ocupar del camión tolva : 600 + 2400 = 3000hrs.
2.- Cargador Frontal : a.- Empréstito-Base:
La capacidad del balde permite llenar el camión tolva en un tiempo estimado de
5min.
5min / vuelta ; al día el camión tolva realiza 16 vueltas
5 * 16 = 80min / día ; el camión tolva trabajará 50 días
80min / día * 50 días = 4000min = 66.67hrs. ≈ 67hrs.
b.- Salar :
Al igual que en el caso anterior se deducirá el tiempo a emplear
cantidad de horas trabajadas : 67 * 4 = 268hrs. Horas a ocupar del cargador frontal : 67 + 268 = 335hrs.
4.4.- Evaluación De Proyecto.
4.4.1.- Introducción.
El presente capítulo dará a conocer, en primer lugar, algunas definiciones
generales de lo que se entiende o de la idea que se tiene sobre la evaluación de proyecto,
para lo cual se empleará como modelo de aplicabilidad, en un tiempo relativamente
corto, el proyecto de mejoramiento y construcción de caminos dentro de la faena minera.
El estudio de factibilidad del proyecto se llevará a cabo mediante el análisis de 2
alternativas de proyecto
Proyecto : Se podría definir a modo general como la búsqueda de una solución
inteligente al planteamiento de un problema tendiente a ser resuelto, entre mucho, una
necesidad humana, como por ejemplo el resolver un problema para mejorar la calidad de
vida, o en una empresa el disminuir costos de producción.
Evaluación de proyecto : La parte fundamental del estudio es la evaluación,
debido a que es la base para decidir sobre el proyecto, desde el punto de vista
económico, dicho en otras palabras la evaluación depende del objetivo que este haya
generado. En el mundo de la inversión privada, el objetivo prioritario es obtener el mejor
rendimiento sobre la inversión, pero dadas las actuales circunstancias de crisis, la
prioridad puede obedecer a los factores económicos que regulan el mercado, de tal
manera de mantener el mismo segmento de mercado sin diversificar la producción,
exigiendo por ejemplo, mejor calidad en los productos, aunque no se aumente el
rendimiento sobre el capital.
4.4.2.- Objetivo
El principal objetivo de la evaluación de proyecto consiste en medir de manera
objetiva ciertas magnitudes cuantitativas resultantes del estudio del proyecto que se
desea realizar, las que mediante operaciones matemáticas nos permiten obtener
coeficientes de evaluación.
La manera de saber los beneficios y costos que pueda arrojar un proyecto es
mediante la evaluación económico-social de dicho argumento, es esta la que determina
la viabilidad de dicho proyecto, ya que no siempre un proyecto que es beneficioso para
alguna área dentro de alguna faena lo es también para la empresa, esto hablando en
términos económicos y productivos.
Los criterios que se utilizan para estudiar la viabilidad de algún proyecto ya sea
de carácter social o privado son muy similares, aunque se diferencian en la valoración de
las variables determinadas de los costos y beneficios que se le asocien. La evaluación
privada trabaja con criterios basados en los precios de mercado, mientras que la
evaluación social lo hace apoyada en los precios sociales.
El mejoramiento y la construcción de nuevos caminos implicará para la empresa,
sin duda, un gasto en inversión, pero que en un futuro no muy lejano se verá beneficiada
por los resultados obtenidos en términos de ahorro, calidad y seguridad; argumentos que
toda gran empresa persigue y cuida celosamente.
4.4.3.- Alternativas
Cualquier opción independiente para alguna situación en especial recibe el
nombre de alternativa. Las alternativas están presentes en todo momento, ya sea desde el
habilitar el numero de cuadrillas necesarias para realizar alguna función, determinar
tiempos y disponer de ellos de la mejor manera con el fin de no entorpecer o atrasar el
trabajo desarrollado en el pit, hasta la elección del instrumental o equipos a utilizar para
ejecutar el trabajo de la manera mas rápida y con los niveles de calidad exigidos en la
faena.
4.4.4.- Análisis de las Alternativas
En este punto la empresa cuenta con una variada gama de instrumentos
topográficos de gran calidad, pasando del nivel automático a equipos G.P.S. en tiempo
real; esto quiere decir que para el caso de mejoramiento y construcción nuestro análisis
dependerá principalmente del flujo de camiones a la zona de chancadores, para lo cual se
dará como ejemplo la relación carguío-transporte a la planta de chancado. Esta situación
se desarrolla de la siguiente manera.
Para comenzar con los trabajos de terreno, en la etapa de replanteo y estacado de
la faja, se deberá tener en cuenta las siguientes consideraciones:
- Esperar el momento de la colación de los equipos de extracción.
- Comenzar cuando se esté trabajando en un solo frente de carguío.
Estas dos restricciones se deben complementar para lograr un trabajo en forma tranquila
y segura, ya que por razones operacionales es imposible tener detenida una flota de
camiones, con su correspondiente pala, para realizar trabajos en la faja, debido a que los
costos que significa esta acción escapa a la lógica productiva. Razón por la cual se hace
la pausa, se espera a que la hora de colación coincida con un solo frente de extracción, lo
cual generalmente sucede cuando entra en reparación algún equipo.
Estas acciones dan la facilidad de trabajar por un lado del camino, seguros y sin la
preocupación de tener detenido el acceso a los chancadores mas de lo necesario.
a.- Situación actual de los caminos.
Los accesos y caminos dentro de Minera Escondida se hacen con un mínimo de
incorporación de ingeniería, siempre se han hecho así y ha dado resultado hasta el día en
que se empezó a hacer el estudio con datos gráficos tomados de terreno del porque
sucedían las bajas de neumáticos en intervalos de tiempo relativamente cortos y se logró
determinar que en gran parte se debe al impacto de la banda de rodado en las rocas del
camino, dejándolo con grandes deformaciones y sumado a esto la falta de diseño, da
como resultado un vial inoperante para las condiciones requeridas por los equipos.
b.- Situación de los caminos con el proyecto de mejoramiento.
Es indudable que al realizar el proyecto de mejoramiento aplicando ingeniería a
los caminos que se desean modificar, arreglar o construir, se obtendrán tan buenos
resultados que es muy probable que se expanda este estudio no solo para frentes de
importancia, sino que para toda la vialidad de la mina.
Para esto se deberá hacer una serie de estudios tendientes a determinar los
tiempos de recorrido, los caminos con mayores índices de trafico, las distancias de los
frentes a los lugares de vaciado, y con el análisis de estos datos se obtendrá el resultado
estadístico del tiempo de durabilidad de los neumáticos, ya que se comparará el desgaste
que sufría la flota X el mes de agosto, por ejemplo, con el desgaste sufrido por la misma
flota X el mes de septiembre, sobre un camino mejorado, por otro lado, debido a la
incorporación de ingeniería vial en el diseño, los trabajos que se realicen estarán
sustentados por argumentos matemáticos que entregan seguridad y confiabilidad de las
operaciones que se están realizando.
Dentro de las Alternativas de Proyecto hemos determinado analizar dos, dada sus
características de funcionalidad y aplicabilidad dentro de las faenas mineras, las cuales
tienen que ver principalmente con la carpeta de rodado o dicho en términos viales la
rasante terminada.
Alternativas en Estudio
a.- Con base estabilizada con una superficie granular a base de sal.
b.- Con base estabilizada con superficie de carpeta asfáltica.
Presupuesto de Mejoramiento de Caminos y Accesos en Minera Escondida Alternativa (a)
ITEM DESIGNACION UNIDAD CANTIDAD P. UNITARIO P. TOTAL
1 Camión Tolva (14 m3) Hora 3000 24.000 72.000.0002 Cargador Frontal Hora 335 35.000 11.725.0003 Motoniveladora Hora 1200 29.000 34.800.0004 Bulldozer Hora 200 57.000 11.400.0005 Rodillo Tambor Hora 450 20.000 9.000.0006 Camión Algibe Mes 2 2.200.000 4.400.0007 Camioneta Mes 2 500.000 1.000.0008 Parrilla selecc. para camión Mes 2 400.000 800.0009 Mano de Obra Nº 4 500.000 4.000.000
10 Gastos de ensayos de Laboratorio Gl 1 600.00011 Imprevistos Gl 1 5.591.000
SUBTOTAL $ 155.316.000 18%IVA $ 27.956.880 TOTAL $ 183.272.880
Presupuesto de Mejoramiento de Caminos y Accesos en Minera Escondida Alternativa
(b)
ITEM DESIGNACION
UNIDAD CANTIDAD P. UNITARIO P. TOTAL
1 Camión Tolva (14 m3) hora 600 16.000 9.600.0002 Cargador Frontal hora 67 29.000 1.943.0003 Motoniveladora hora 800 22.000 17.600.0004 Material Asfáltico(3capas de e=0.07m) m2 126000 4.500 567.000.0005 Bulldozer hora 130 45.000 5.850.0006 Rodillo Tambor hora 220 16.000 3.520.0007 Camión Algibe mes 2 1.100.000 2.200.0008 Camioneta mes 2 350.000 700.0009 Parrilla selecc. para camión (2) mes 2 200.000 800.00010 Mano de Obra (2 meses) Nº 4 200.000 1.600.00011 Gastos de ensayos de Laboratorio Gl 1 1.500.000 1.500.00012 Imprevistos Gl 1 1.973.150 SUBTOTAL $ 614.286.150 18%IVA $ 110.571.507 TOTAL $ 724.857.657
Cálculo de Flujo de Caja Neto
AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO AÑO0 1 2 3 4 5 6 7
Ingresos + 157 000 000 149 900 000 140 750 000 132 500 000 125 100 000 116 600 000 107 000 000I1 15 000 000 14 900 000 14 750 000 14 500 000 14 100 000 13 600 000 13 000 000I2 112 000 000 105 000 000 98 000 000 91 000 000 86 000 000 79 000 000 72 000 000I3 30 000 000 30 000 000 28 000 000 27 000 000 25 000 000 24 000 000 22 000 000
Costos - 37 004 000 37 744 080 38 484 160 39 594 500 40 334 360 41 444 480 42 184 560C1 33 640 000 34 312 800 34 985 600 35 995 000 36 667 600 37 676 800 38 349 600C2 3 364 000 3 431 280 3 498 500 3 599 500 3 666 760 3 767 680 3 834 960
Depreciación - 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840
U.A.I. 93 814 160 85 974 080 76 084 000 66 723 660 58 583 800 48 973 680 38 633 600
Impto 15% - 14 072 124 12 896 112 11 412 600 10 008 549 8 787 570 7 346 052 5 795 040
U.D.I. 79 742 036 73 077 968 64 671 400 56 715 111 49 796 230 41 627 628 32 838 560
Depreciación + 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840 26 181 840
Inversión 183 272 880
FCN 105 923 876 99 259 808 90 853 240 82 896 951 75 978 070 67 809 468 59 020 400
Notación:I1 = Mayor producción por reducción de tiempo al trasladar materialI2 = Ahorro por mantención de maquinaria
C1= Mantenimiento de máquinasC2 = Imprevistos (correspondiente al 10% del Mantenimiento)
U.A.I. = Utilidad Antes del ImpuestoU.D.I. = Utilidad Después del Impuesto
211 945 589= VAN47.95%= TIR
Del cuadro se desprende los siguientes resultados:
El VAN obtenido significa que para el capital que se esta invirtiendo en el
proyecto ($183.272.880), por ser mayor que cero resulta que el proyecto es rentable y
de él se obtendrá una ganancia en el período que dura el proyecto (7 años) equivalente a
$211.945.589 trasladado al tiempo actual.
El TIR representa la tasa de interés máxima que se puede aplicar tal que el VAN
sea mayor o igual a cero, es decir, la tasa de interés a utilizar para el proyecto sea
rentable. En éste caso, se puede aplicar una tasa de interés en 7 años (tiempo estimado
de duración del proyecto) de hasta 47,95% y el proyecto aún será rentable. En el caso
particular el proyecto es muy favorable por el alto TIR determinado a partir del flujo de
caja, ya que por lo general la tasa de interés no supera el 12 a 13%.
Los resultados obtenidos están a la vista, y la elección, aparte de ser beneficiosa
en lo económico deja prevalecer que para el caso de caminos muy polvorientos y en
constante desarrollo conviene sin duda la opción (a), es decir construir los caminos con
una carpeta estabilizadora de sal.
Razones técnicas por las cuales se optó por esta alternativa :
Razones Operativas:
Con el objetivo de mejorar las condiciones ambientales y de operación en terreno, se han
desarrollado experiencias de la estabilización de las carpetas de rodado con sales, tanto
dentro del territorio nacional como en el extranjero, con óptimos resultados, así como
también efectuar riegos matapolvo con soluciones salinas y/o soluciones con productos
químicos en base a polímeros presentes en el mercado internacional.
Del resultado de las experiencias, en el marco del control ambiental, se esperan como
beneficios directos definir un menor consumo de agua, y un mejoramiento apreciable en
las condiciones de operación que adicionalmente tendrá impactos marginales que
redundan en menores costos de operación, los que se verán favorecidos, sin ser
exhaustivos al menos serán los siguientes :
• Mejoramiento en la fricción en la carpeta de rodado y mayor estabilidad de vehículos
• Disminución de la resistencia a la rodadura y menor desgaste de neumáticos.
• Mejoramiento en la frecuencia de mantenimiento del equipo rodante.
• Disminución de equipos auxiliares destinados al control del polvo.
Razones Económicas:
Si bien es cierto que la construcción de una carpeta asfáltica es garantía y confianza de
un buen acabado en cualquier obra vial que se ejecuta, no es la ultima palabra en una
faena minera, en donde el movimiento o expansión de la misma cambia día a día.
Se analizaron dos alternativas para el presupuesto de mejoramiento de caminos, una de
las cuales (alternativa a) apuntaba a mejorar el camino utilizando como carpeta una
solución estabilizadora a base de sal, y para la otra alternativa (b) se planteo y analizo la
utilización de una carpeta asfáltica.
Al efectuar el análisis de los costos y comparar resultados tomando como limite de
recuperación un tiempo estimado de siete años, se puede establecer que si bien es cierto
que no hay comparación que valga entre el asfalto y la solución salina , para este caso
particular si importa ya que a pesar de los resultados de recuperación arrojados por el
VAN y el TIR, hay otro factor que es mas influyente y es el que tiene que ver con la
cantidad de años o el tiempo que se ocupará este camino sin que afecte a la expansión de
la mina, por esa razón se fija un tiempo máximo de recuperación de siete años, ya que
ese es el tiempo en el cual se mantienen las expansiones sin sufrir grandes alteraciones.
Se puede acotar, como corolario, que al optar por la alternativa (b) se estaría
cayendo en la poca visión operacional y en una mala planificación, ya que en un breve
tiempo ese camino desaparecerá y dará paso a la explotación de dicha zona.
Capitulo 5.-
CONCLUSIONES
Una estimación muy preliminar de las reservas geológicas llevada a cabo por los
autores del Proyecto en abril de 1981, indicaba que en el sector Cerro Colorado de
Escondida era factible suponer la existencia de unos 230 millones de toneladas de
mineral de cobre, con una ley de 1,5%. No obstante, existían antecedentes suficientes
como para visualizar que se trata de un depósito de cobre porfídico de por lo menos 500
millones de toneladas con similar contenido de cobre.
El descubrimiento del yacimiento Escondida, relatado en las páginas anteriores,
fue logrado a poco más de dos años de iniciado el Proyecto Atacama, habiéndose
llevado a cabo con una campaña de sondajes de exploración que demoró sólo 2-3
semanas. Este suceso es, sin duda, el exitoso programa concebido no tanto para culminar
con una brillante deducción geológica y la perforación de un solo blanco, sino más bien
para realizar numerosas observaciones básicas y deducciones simples complementadas
prontamente con perforaciones de bajo costo que eventualmente condujesen al
descubrimiento de un yacimiento importante.
Con posterioridad a la etapa del hallazgo, la exploración continuó hacia el Sur-
Este de Cerro Colorado siguiendo la dirección NW-SE de numerosas estructuras
vetiformes y lentiformes de cuarzo y brechas hidrotermales que afloran en dicho Cerro.
Los sondajes de reconocimientos se espaciaron a gran malla, lo cual permitió extender el
horizonte supérgeno hacia un nuevo e importante sector con abundante calcosina
secundaria. Este sector de alta ley esta situado entre Cerro Colorado y Cerros con
dirección Sureste se encuentra sepultado bajo unos 180-200 m. de sobrecarga y
constituye la parte más importante del yacimiento Escondida, siendo además susceptible
de ser explotada a rajo abierto. ( Antofagasta , 1985 )
En el estudio realizado se pudo demostrar la urgente necesidad de comenzar a
realizar el mejoramiento de caminos en aquellas zonas donde se encontró la mayor
cantidad de fallas en los neumáticos, lo cual se determino por los recorridos que efectúan
de la frente de carguío a la zona de vaciado, y de esta manera se definieron los tramos y
se comenzó con el trabajo de diseño.
Lograr el costo más bajo por tonelada requiere mucho trabajo y prestar atención a
los detalles: El ingeniero de diseño debe planear el trazado de caminos de acarreo para
lograr el mejor rendimiento del camión, teniendo en cuenta el aspecto económico y las
restricciones.
El personal de operaciones debe construir apropiadamente los caminos de
acarreo y mantenerlos en buen estado. Se deben operar los camiones a su límite de
capacidad. La administración de la mina debe promover estos procesos y hacer de ellos
un reglamento que se cumpla y sólo entonces se logrará el costo más bajo por tonelada.
Con la optimización de los caminos de producción se logra una mayor eficiencia
en todos los aspectos, como el menor tiempo en el acarreo del mineral y la baja en los
costos de producción.
La reingeniería, da a conocer, mediante el estudio de los procesos productivos y
económicos que como su nombre lo indica, se busca mejorar lo ya establecido,
aplicando mejores o nuevas técnicas en las diferentes etapas de los trabajos que se
deseen abordar.
La factibilidad económica es fundamental dentro del estudio preliminar del
proyecto, para lo cual se hace uso de herramientas básicas de la economía tradicional
como lo son el VAN y el TIR, para poder demostrar la viabilidad de dicho proyecto.
Los resultados obtenidos, se obtuvieron enfrentando dos situaciones particulares,
la apunto a la mas económica, pero no por ser ésta de más bajos costos se eligió como
base para realizar el proyecto, sino lo que más primó fué el tiempo que se ocupará el
camino, el cual no pasara más de siete años por razones de expansión, por lo cual no es
necesario invertir una cantidad de dinero mayor en un camino o acceso que durará el
período determinado por operaciones.
BIBLIOGRAFÍA
• MANUAL DE CARRETERAS vol. 3.................................................... M.O.P.
• TOPOGRAFÍA DE OBRAS....................... Ignacio de Corral y Manuel Villena.
• MANUAL DE CATERPILLAR
• INFORMES MINERA ESCONDIDA
ANEXOS
• PLANOS DE UBICACIÓN
• PLANOS DISEÑO
• PLANILLA CUBICACIÓN
