GUIA Carguio y Transporte

CALAMA

Ingeniería ejecución de Minas

GUIA TEORICA CARGUIO, TRANSPORTE Y EXTRACCION

Introducción - Resumen Entre las operaciones unitarias más importante de la minería se encuentran el Carguío, el Transporte y la Extracción.

El carguío, es recolectar o recoger el material fracturado y traspasarlo a un sistema posterior. El material puede haberse fracturado en forma natural, mediante procesos geológicos, o por medio de procesos mecánicos como las tronaduras. Por otra parte, dicho material puede ser traspasado a un sistema de transporte (camiones, correas transportadoras, etc.) o a un sistema de conminución (chancador primario). Esta acción puede ser realizada por diferentes equipos, dependiendo del sistema de explotación que se utilice, como se podrá ver más adelante.

El Transporte, es la acción de trasladar el material desde un punto a otro. Por lo general, el primero es el punto de carga, el cual puede estar en la frente de trabajo, cercano a ella o en otro nivel; y el segundo es el punto de descarga. Si este último se encuentra fuera de la mina, el término a utilizar sería Extracción.

En consecuencia, la extracción es la acción de trasladar el material fracturado desde un punto en el interior de la mina, hacia otro en el exterior, el cual puede ser una estación de chancado, un botadero, entre otros.

Dada la importancia técnica y económica de estas operaciones, se hace imprescindible un riguroso estudio de las mismas. Por lo general, los costos de operación así como las inversiones son altísimas, razón de más para buscar la optimización del sistema, ya sea en minas en operación como en proyectos nuevos. Para

lograr

dicha

optimización,

se

deben

estudiar

diferentes

materias

relacionadas. Estas materias vienen agrupadas en capítulos. Roberto Segura R.

Maquinaria y Equipo Minero

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En el capítulo I se habla de los métodos de explotación en minería subterránea, de los diferentes equipos utilizados en ella y de las características técnicas de los mismos. En el Capítulo II entramos en la selección de equipos y el cálculo de flotas de equipos de carguío. En el Capítulo III se ven aspectos similares al del Capítulo II, pero para equipos de transporte. En el capítulo IV se habla de los métodos de explotación a Cielo Abierto, de los equipos utilizados y de las características técnicas más relevantes para su selección. En el Capítulo V y VI se ven aspectos similares a los de los capítulos II y III, considerando esta vez equipos de minería a Cielo Abierto. En el Capítulo VII se incluye todo lo relacionado al cálculo de costos horarios de propiedad y de operación. En el Capítulo VIII se abarcan aquellos temas relacionados a la optimización de las operaciones (número de estocadas, combinación económica de equipos, etc). Finalmente, en el Capítulo IX se abarca todo lo relacionado al reemplazo de equipos.

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Capítulo I Métodos de Explotación Subterránea Los principales Métodos de Explotación Subterránea para minería metálica se pueden clasificar, de acuerdo a la resistencia de la masa rocosa y otras características geométricas, en: 

Explotaciones con Sostenimiento Natural: Cámaras y Pilares (Room and Pillar). Subniveles (Sublevel Stoping)



Explotaciones con Sostenimiento Artificial: Cámaras de Almacén (Shrinkage) Corte y Relleno (Cut and Fill)



Explotaciones por Hundimiento: Hundimiento por Bloques (Block Caving) Hundimiento por Subniveles (Sublevel Caving)

De acuerdo a las características propias del método y a las del yacimiento en particular, es posible definir una variada gama de combinaciones de equipos y sistemas para el carguío, el transporte y la extracción.

El Room and Pillar, aplicado en yacimientos tipo mantos de baja pendiente y cercanos a la superficie, es un método que permite una alta mecanización, por lo que sus costos de operación unitarios no son muy altos. Sin embargo, tanto el hecho de que la recuperación de mineral sea parcial, como una ubicación del yacimiento a considerable profundidad, provoca un aumento de los mismos. Entre las principales combinaciones utilizadas están: 

L.H.D. – Camión (mediana - alta productividad)



Cargador Frontal – Camión (mediana - alta productividad)



Slusher – Convoy (baja productividad)



Slusher – Carros de Ferrocarril (baja productividad)



Palas Autocargadoras – Carros de Ferrocarril (baja productividad)

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El Sublevel Stoping, aplicado en yacimientos verticales o con fuerte pendiente, es un método de alta productividad y de costos de operación medianamente altos, por lo que su mecanización es imprescindible. Las principales combinaciones utilizadas son: 

L.H.D. (Cargador frontal) – Camión (alta productividad)



L.H.D. (Cargador frontal) – Pique – Chancador - Correa Transportadora (alta productividad)



L.H.D. (Cargador frontal) – Convoy (alta productividad)



L.H.D. (Cargador frontal) – Pique – Chancador - Convoy (alta productividad)



L.H.D. (Cargador frontal) – Pique – Chancador – Correa Transportadora – Extracción Vertical (mediana productividad)



L.H.D. (Cargador frontal) – Extracción vertical (mediana a baja productividad)



L.H.D. (Cargador Frontal) – Camión – Extracción Vertical (mediana a baja productividad)



Slusher – Pique – Chancador - Convoy (alta productividad)



Slusher – Pique – Camión.

El Shrinkage, aplicado en yacimientos pequeños tipo veta con pendiente superior a los 50° y de baja potencia, es un método de baja productividad y mecanización. En mediana minería podría utilizarse equipos de mediana productividad como pequeños cargadores o L.H.D., camiones o extracción vertical, sin embargo, en la pequeña minería, normalmente se utilizan Slusher y carros sobre rieles. Las combinaciones más utilizadas son: 

L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Camión de bajo tonelaje.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Camión de bajo tonelaje – Extracción vertical.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Extracción vertical.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Convoy pequeño.



Palas Autocargadoras – Carros sobre rieles



Slusher – Carros sobre rieles.

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Slusher – Carros sobre rieles – Extracción vertical.

El Cut and Fill, aplicado en yacimientos verticales o con buzamiento superior a 50° y de baja potencia, es un método de baja productividad y alto costo de operación, por lo que la completa mecanización no es aconsejable. Se utiliza principalmente por su alta selectividad, la buena recuperación de mineral, la facilidad de aplicación y las altas condiciones de seguridad. Las combinaciones más utilizadas son: 

L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Camión de bajo tonelaje.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Camión de bajo tonelaje – Extracción vertical.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Extracción vertical.



L.H.D (Cargador Frontal) pequeño – Convoy pequeño.



Palas Autocargadoras – Carros Sobre Rieles.



Slusher – Carros sobre rieles.



Slusher – Carros sobre rieles – Extracción vertical.

El Block Caving así como sus variantes (Panel Caving entre otros), aplicados en yacimientos masivos o de gran potencia y extensión, son métodos de alta productividad; y dado que utilizan la gravedad para fracturar la roca, se hace imprescindible la mecanización completa con equipos de gran tonelaje, los cuales puedan cargar y transportar una gruesa granulometría. Los costos de operación unitarios son más bajos que en cualquier otro método, principalmente por su alta productividad. Sin embargo, un gran porcentaje de este corre por cuenta del carguío, el transporte y la extracción. Los principales equipos y sistemas utilizados para el manejo de materiales son: 

L.H.D. (Cargador Frontal) – Camión.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso - Camión.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Camión – Pique de Traspaso Convoy.

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L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Chancador – Correa Transportadora.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Chancador – Convoy.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso - Convoy.

Finalmente, el Sublevel Caving, aplicado en yacimientos tabulares de gran potencia o masivos, es un método de alta productividad que permite una buena mecanización y requiere de menor preparación que en Block Caving. Sin embargo, se recomienda su utilización cuando el mineral es de baja ley y no tiene problemas de tratamiento, debido a que causa una gran dilución y pérdida de mineral. Los principales equipos y sistemas utilizados son: 

L.H.D. (Cargador Frontal) – Camión.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso - Camión.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Camión – Pique de Traspaso Convoy.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Chancador – Correa Transportadora.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso – Chancador – Convoy.



L.H.D. (Cargador Frontal) – Pique de traspaso - Convoy.

Si bien se han entregado variadas combinaciones de carguío, transporte y extracción para cada uno de los métodos, no son éstas una exclusividad de cada uno de ellos. Queda abierta la posibilidad de que el lector combine, a su entero gusto y experiencia, los equipos que aquí se nombran y otros. Estas combinaciones sólo pretenden ser una guía que provoque, modestamente, una tormenta de ideas, lo cual es muy necesario al momento de iniciar un nuevo proyecto.

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Sistemas de Carguío, Transporte y Extracción Aspectos Técnicos y Económicos de la Selección de Equipos Para seleccionar los equipos que realizarán las operaciones de carguío y transporte, es necesario considerar en primer lugar las características del yacimiento y del entorno, y en segundo lugar el Método de Explotación que se aplicará al yacimiento en cuestión. Con respecto al yacimiento, se deben considerar: 

Tipo y forma del Yacimiento.



Potencias.



Buzamientos.



Propiedades Geomecánicas (Cajas y Cuerpo Mineral)



Densidades, factores de esponjamiento, abrasividad, etc.

Con respecto al entorno, se deben considerar: 

Altitud.



Temperatura, Precipitaciones y Vientos.



Tipo de terreno.



Limitaciones Ambientales, etc.

Finalmente, las características físicas del método y la forma en como se llevará la explotación, son información fundamental para resolver el problema. Se deben considerar: 

Límites de la propiedad.



Dimensiones de las labores.



Distancia de transporte.



Ritmo de Producción.



Vida del Proyecto.



Disponibilidad de capital, etc.

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Por ejemplo, si hablamos de un yacimiento tabular de gran buzamiento, baja potencia y gran profundidad, en el cual se implementará un Cut and Fill (método de baja productividad y labores pequeñas), podría utilizarse un sistema L.H.D. (pequeño) – Tolva de Almacenamiento - Extracción Vertical; pero no podría utilizarse una correa transportadora para la extracción debido a que necesita una pendiente moderada y un mínimo de curvas para cambiar de dirección. Por otro lado, si se trata de un yacimiento tabular de gran potencia ubicado en un cerro, en el cual se implementará un Sublevel Stoping (método de mediana productividad y excavaciones medianas), podría aprovecharse la gravedad y utilizar un sistema L.H.D. – Pique de traspaso – Convoy; pero no podría utilizarse Extracción vertical. Como sea, las características del yacimiento y del método, son fundamentales.

Luego que se han visualizado variadas alternativas para el manejo de materiales, se procede a recolectar cierta información sobre los sistemas tales como: 

Capacidad de Producción.



Esfuerzo de Tracción.



Tiempos de ciclo.



Altura de excavación.



Altura de descarga.



Alcance.



Velocidades de desplazamiento.



Potencia total y al volante.



Vida Útil estimada.



Dimensiones.



Peso y Robustez.



Facilidad de mantenimiento.



Facilidad de reparaciones.



Nivel de adiestramiento o cualificación del personal (operadores, choferes, de mantenimiento, etc.).



Limitaciones por altitud y temperatura.



Niveles de ruido y generación de polvos.



Seguridad.

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

Sistemas de accionamiento.



Accesorios y equipos opcionales.



Maquinaria auxiliar si se requiere.



Dotación del sistema o máquina.



Instalaciones auxiliares si se requieren.



Apoyo y calidad del servicio del fabricante y/o distribuidor, entre otros.



Precio de los equipos y sus componentes, impuestos, seguros, costos de armado y traslado, etc.

Finalmente, a toda esta información se agregan otros parámetros técnicos y económicos, tales como: Ritmo de producción del equipo o sistema. Cantidad de equipos. Costos de Inversión o propiedad. Costos de Operación. Costos totales de combinaciones de equipos o del sistema, entre otros.

Sistemas de Carguío En minería subterránea, el carguío lo realizan principalmente equipos L.H.D.; Slusher, que son sistemas de arrastre de material; y Cargadores Frontales o PayLoad, los cuales cumplen la misma función que el equipo L.H.D., con ciertas diferencias que se verán más adelante. L.H.D. (Load – Haul – Dump): la sigla en inglés se traduce como Carga – Transporte – Descarga, y es uno de los equipos más utilizados en mediana y gran minería. Es un equipo versátil que puede cargar, transportar y descargar el material en algún punto de vaciado ubicado a no mucha distancia del punto de carguío, pues los costos suben considerablemente al aumentar la distancia de transporte. Por lo general, no se mueve a más de 300 metros desde el punto de carguío.

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Existen variadas empresas que fabrican este equipo; entre ellas: Wagner Mining Equipment Co., y otros.

Los

L.H.D.

o

.

Scooptrams

(como

los

llama

Wagner)

están

diseñados

exclusivamente para minería subterránea, tal como lo demuestran sus dimensiones (tabla 1; estos modelos son de 1987, por lo que solo sirven de referencia). Pueden ser Diesel o Eléctricos y de variadas capacidades, de tal forma de ajustarse con precisión a cada faena minera. Están construidos robustamente, con mano de obra y materiales de alta calidad, lo cual asegura un máximo desempeño y una larga vida útil en un medio tan corrosivo y desgastador como lo es el originado por la minería subterránea. La figura 1 muestra las diferentes partes de un L.H.D. y la nomenclatura que utiliza Wagner para nombrarlos. En la Figura 2, se puede ver un equipo en plena operación.

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L.H.D. SCOOPTRAM ST-5B WAGNER » » » »

ST INDICA SCOOPTRAM. 5 INDICA UNA CAPACIDAD DE BALDE DE 5 YARDAS CÚBICAS. B INDICA EL MODELO. IMPULSADO POR MOTOR DIESEL (TAMBIÉN EXISTEN ELÉCTRICOS). » MONTADO SOBRE RUEDAS NEUMÁTICAS. » DESEMPEÑA LAS FASES DE: CARGUÍO, TRANSPORTE Y VOLTEO DE MINERAL.

PASADOR TIPO BISAGRA

CHASSIS: CABINA OPERADOR MOTOR CONVERTIDOR DE TORQUE TRANSMISIÓN EJE PROPULSOR TRASERO

BOGGIE: BALDE CILINDRO HIDRAULICO DE LEVANTE CILINDROS HIDRAUL. DE VOLTEO DE BALDE EJE PROPULSOR DELANTERO

Fig. 1

Fig. 2 Roberto Segura R.


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Tabla 1

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Otra característica muy importante de estos equipos, es su maniobrabilidad, dada principalmente por la posición perpendicular en la que se encuentra el operador con respecto al eje longitudinal del vehículo. En esa posición, el operador tiene una clara visual tanto al frente como hacia la parte posterior del equipo.

Por lo general, estos equipos pueden recorrer fácilmente hasta 1.300 m o más, si se utilizan estaciones de remanipulación. Pueden trabajar en pendientes de hasta 30%, cuando se trata de movimientos entre frentes en distintos niveles, y de hasta 10% a 12%, cuando se trata de rampas de producción.

En la figura 3, se muestran algunas características de los equipos, relevantes para la selección y el dimensionamiento del modelo a utilizar.

L.H.D. SCOOPTRAM ASPECTOS DE LA DESCARGA: M O DE LO S CO O P

A

CO N E Q UIP O S TA NDA RD A

B

C

D

HS T - 1A

43" (109 c m )

60" (152c m )

34" (86c m )

46" (117c m )

S T - 1.3A

43" (109 c m )

77" (196c m )

37" (94c m )

53" (135c m )

S T - 2D

60" (152c m )

99" (251c m )

30" (76c m )

48" (122c m )

S T - 3-1/2

55" (139c m )

101" (256c m )

31" (78c m )

51" (129c m )

S T - 5B

59" (150c m )

109" (277c m )

50" (127c m )

68" (173c m )

S T - 5H

63" (160c m )

109" (277c m )

48" (122c m )

69" (175c m )

S T - 6C

49" (124c m )

96" (243c m )

61" (155c m )

92" (234c m )

S T - 8A

67" (170c m )

128" (325c m )

47" (119c m )

75" (191c m )

B

C

D

Fig. 3

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Slusher: Es un sistema de carga y arrastre poco utilizado en la actualidad, a excepción de la pequeña minería. Es poco utilizado debido a su baja productividad, muy sobrepasada por otros equipos como los L.H.D o Cargadores Frontales.

Este sistema está compuesto por un motor eléctrico, el cual hace girar un tambor en el que se enrolla una cuerda cuyos extremos van adosados a un balde o Scraper. Al girar el tambor, el cable, que se desliza sobre poleas tarugadas en el techo de la labor, provoca el movimiento del scraper, ya sea para ser cargado o para arrastrar el material, tal como se muestra en la figura 4.

SCRAPER

HUINCHE ELECTRICO

MINERAL SCRAPER (RASPADOR)

PIQUE DE TRASPASO

Fig. 4

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Cargador Frontal: Aunque este equipo fue fabricado para trabajos en superficie, la necesidad que tenía la mediana y gran minería de contar con un equipo móvil, maniobrable, versátil, productivo y de bajo costo, capaz de trabajar al ritmo que le imponían los grandes yacimientos, en los cuales se utilizaban métodos de explotación

mediana o altamente productivos, hizo que este equipo pasara a

formar parte de esta gran industria. Las diferencias entre este equipo y los L.H.D, radican fundamentalmente en las siguientes características:

Tamaño: Las dimensiones de los cargadores frontales son mayores, lo cual implica que las labores en las que se mueven deben ser más grandes. Sin embargo, pueden adaptarse con mayor facilidad a

camiones de diferentes

tamaños.

Disponibilidad: Las características físicas y mecánicas de estos equipos, los cuales no son exclusivos para minería subterránea, provocan un desgaste más prematuro de sus componentes, y por lo tanto, la asistencia técnica debe ser más frecuente. Tanto para mantener una disponibilidad adecuada como para alcanzar altos niveles de vida útil.

Rendimiento: Por lo general, el rendimiento horario de estas máquinas, para el desarrollo de galerías, es un 45% menor a los L.H.D., principalmente, por sus tiempos de ciclos y las distancias óptimas a recorrer.

Adaptabilidad: El Cargador Frontal no puede trabajar en aquellos sectores en los que la calidad de la roca no permite el ingreso de personal, es necesario contar con equipos adaptados a dichas condiciones. Para esas situaciones se necesitan equipos a control remoto, como los L.H.D. que trabajan en aquellos sectores en los que acontecen explosiones de roca, en el Nivel Teniente Sub – 6, en Mina El Teniente.

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Costos: Los costos de inversión son menores en aproximadamente un 35% con respecto a los L.H.D., debido a que estos últimos tienen características especiales para la minería subterránea, tal como se expresó en párrafos anteriores. Sin embargo, el cargador frontal posee un costo de operación mayor, debido a las dimensiones de las labores (mayores a las de un L.H.D), mayor consumo de petróleo y lubricantes, mayor cantidad de horas en mantención y reparación, etc.

A pesar de estas diferencias, tomar la decisión para invertir en uno u otro tipo de equipo sigue siendo muy complicada. Las características del yacimiento, vida útil del proyecto en general, valores residuales de los equipos y los efectos financieros de las inversiones, son puntos que no pueden obviarse en dicho momento.

Sistemas de Transporte y Extracción En minería subterránea, el transporte lo realizan principalmente Camiones, Convoyes, Correas Transportadoras y Sistemas de Extracción Vertical. Siendo los primeros los más utilizados. Los camiones pueden ser convencionales o de bajo perfil. Los convoyes, por su lado, son sistemas utilizados principalmente para la extracción de material, de igual forma que los sistemas de extracción vertical. Las correas transportadoras, pueden cumplir ambas funciones, sin embargo son poco utilizadas por sus limitaciones operativas. Estas últimas se utilizan con mayor frecuencia en minería de superficie.

Camiones de Bajo Perfil: estos camiones, al igual que los L.H.D, son equipos exclusivos para minería subterránea (tabla 1). Alcanzan pendientes de hasta 12% y pueden recorrer grandes distancias. Pueden ser cargados por equipos L.H.D. (con

los

cuales

acoplan

perfectamente),

cargadores

frontales,

correas

transportadoras, piques de traspaso, etc. Además existen los Teletram, que son camiones que poseen un sistema retráctil al interior de su caja, lo que les permite

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ser cargados completamente por su parte posterior y descargar completamente sin necesidad de alzarla (Fig. 6).

CAMIÓN BAJO PERFIL MT - 416 » MT INDICA MINE TRUCK. » 4 INDICA TRACCIÓN EN LAS 4 RUEDAS (F INDICA TRACCIÓN EN LAS RUEDAS DELANTERAS). » 16 INDICA LA CAPACIDAD DE LA TOLVA EN TONELADAS CORTAS. » IMPULSADO POR MOTOR DIESEL (TAMBIÉN EXISTEN ELÉCTRICOS). » MONTADO SOBRE RUEDAS NEUMÁTICAS. » DESEMPEÑA LAS FASES DE TRANSPORTE Y VOLTEO DE MINERAL.

Fig. 5

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TELETRAM

Fig. 6

En la siguiente figura (7) se puede ver un camión bajo perfil siendo cargado por un equipo L.H.D.

Fig. 7 Roberto Segura R.


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Camión Convencional: Este tipo de camiones fue incorporado a la minería subterránea gracias a su bajo costo de inversión y a su productividad, dado que puede recorrer grandes distancias y atravesar tramos de gran pendiente. Sin embargo, posee los mismos defectos que el cargador frontal, con respecto al equipo L.H.D. El camión convencional, requiere de labores más grandes, tiene una menor disponibilidad y costos de operación mayores, entre otros. Acopla muy bien con los cargadores frontales, dada sus dimensiones. A no ser que los lugares de carguío estén acondicionados, no podrían ser cargados por equipos L.H.D o correas transportadoras.

Convoy: Este es un sistema utilizado principalmente para la extracción de materiales. Muy utilizado en grandes minas antiguas, hoy en día ha sido reemplazado principalmente por camiones. Esto, debido a que no alcanzan grandes pendiente, por lo que su uso se restringe a yacimientos ubicados por sobre el nivel de extracción; además, los camiones son de bajos costos de operación y gran maniobrabilidad.

Este sistema trabaja en forma óptima en minas de alta producción, y en perfiles de transporte de hasta 5.000 m y pendientes no superiores a 3% o 4%.

Los carros del convoy pueden ser cargados por equipos L.H.D., Cargadores Frontales o Correas Transportadoras, sin embargo, la combinación más utilizada ha sido con Piques de Traspaso, con o sin una etapa intermedia de chancado.

Extracción Vertical: Este sistema también ha sido utilizado ampliamente para la extracción. Sin embargo, a diferencia del Convoy, su mayor utilidad ha sido en minas profundas. El problema esta en su baja productividad y alto costo. Este sistema, está compuesto por un motor que hace girar un tambor, en el cual se arrolla un cable, que a través de una polea ubicada en un castillete, mueve una jaula o skip que cuelga en un pique de extracción.

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La jaula se utiliza para el transporte de personal, equipos y maquinarias, y el skip para la extracción de materiales. El skip puede ser cargado a través de un chute y una tolva de almacenamiento, tal como se muestra en la figura 8.

SISTEMA DE EXTRACCIÓN VERTICAL POLEA PEINECILLO o CASTILLETE

MOTOR Y TAMBOR

JAULA O SKIP

Chute y Tolva

Fig. 8

Correas Transportadoras: Las Correas Transportadoras son sistemas de transporte continuos y de alta productividad, que trabajan muy bien en perfiles de transporte largos, con muy pocas curvas, y pendientes de hasta 30%. Los costos de operación son bajos y la vida útil es mayor a la de los camiones. Las cintas Roberto Segura R.


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transportadoras tienen una mayor eficiencia energética, del orden del 75% frente al 45% de los camiones.

Sin embargo, las cintas tienen la desventaja de que necesitan previamente un sistema de chancado, dado que el material a transportar debe tener una buena granulometría. Si bien el chancado primario es una etapa obligada de cualquier proceso minero - metalúrgico, el hecho de que se realice interior mina provoca un aumento de las inversiones. Lo anterior sumado al costo mismo del sistema, hace que las inversiones sean muy elevadas. Finalmente, el exceso de cambios de dirección en ángulos cerrados o semi cerrados incrementa considerablemente las inversiones, debido a que se deben agregar al sistema algunos accesorios como: rodillos de impacto, triper o carros intermedios, etc.

Cabe destacar que el cálculo asociado a las Cintas Transportadoras se realizará en el Capítulo de Cielo Abierto.

Selección de Equipos de Carguío Antes de iniciar lo relativo a la selección de equipos, es necesario aclarar que veremos principalmente lo que es equipos de alta productividad tanto para pequeña, mediana como gran minería. En ese sentido se estudiarán los equipos L.H.D. por ser muy utilizados en este ámbito. La otra razón es que el procedimiento de cálculo es el mismo para Cargadores Frontales, siendo otros aspectos los que diferencian la selección entre estos equipos, tales como las características técnicas y económicas ya vistas.

Aspectos Legales: El primer paso en la selección de un equipo, es familiarizarse con los requerimientos legales de los cuerpos regulatorios que pueden aplicarse a las operaciones en cuestión. En el caso de nuestro país, es necesario conocer y aplicar lo que dice el Reglamento de Seguridad Minera, con relación a como deben desarrollarse las operaciones interior mina.

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En este sentido, el Articulo 368 del mencionado Reglamento indica que el ancho útil de la labor por la cual transiten los vehículos será tal que deberá dejar un espacio mínimo de 1m a cada costado del equipo de carguío y transporte, luego de que la labor este en condiciones de operación. Cada 30m, como mínimo, deberá disponerse de refugios adecuados. El espacio libre a cada costado del equipo respecto a las cajas, podrá reducirse a 50cm siempre que los refugios o estocadas se encuentren a intervalos no mayores de 20m. Por otra parte, el Artículo 367 indica que la altura mínima del techo de las labores por donde transiten los equipos (carguío y transporte), deberá ser 50cm sobre la parte más elevada de la cabina.

Las concentraciones de gases máximas permitidas son: xxxxxxxxxxx xxxxx xxxxxxxxxxx xxxxx xxxxxxxxxxxx xxxxxxxxxxxxx xxxxxxxxxxxxxx xxxxx Tamaño: El segundo paso es seleccionar el tamaño más adecuado. En el caso de faenas en operación, en las cuales ya existen equipos operando, y en las que se desea aumentar el ritmo de producción, lo normal sería adquirir más equipos de igual tamaño. Sin embargo, dado que la economía de escala y el efecto financiero favorecen la adquisición de equipos de mayor capacidad, tendría que pensarse en realizar las obras necesarias (desquinches) para así adquirir equipos más grande. En este caso, el aumento de producción deberá pagar los costos asociados, no solo de la inversión en activos sino que también el del laboreo adicional. Cabe destacar, que el aumento de capacidad no es directamente proporcional al aumento de los costos. Un claro ejemplo de esta situación, la constituye la comparación entre un equipo de 5 yd3 con otro de 8 yd3. El primero es un equipo que tiene por dimensiones, 2,3 m de ancho y 2,3 m de alto; el segundo es un equipo que tiene 2,6 m de ancho y 2,25 m de alto. Las diferencias, para efectos de un desquinche, son ínfimas si las comparamos con el rendimiento productivo que nos aporta cada uno de ellos; de ahí que los costos de operación sean más bajos.

En el caso de minas nuevas, las investigaciones preliminares indicarán las dimensiones de las labores a realizar y, por lo tanto, deberá seleccionarse Roberto Segura R.


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aquellos equipos de mayores dimensiones que cumplan con el reglamento vigente.

Localización: Con respecto a la localización, la elevación sobre el nivel del mar, a la cual operará el equipo, tendrá un efecto adverso sobre el motor, y mientras más alta la elevación mayor será el efecto. Esto se debe a que la menor cantidad de oxigeno en el aire, afecta al motor de combustión interna, reduciendo su poder. Cuando la altitud a la cual se encuentra la faena es conocida, Wagner Mining Equipment Co propone que para incluir la pérdida de poder de los motores en la determinación de la flota óptima, se reste un 3% de fuerza por cada 305 m de altitud, tomando como punto inicial, los primeros 305 m. De esta forma, si la faena se encuentra a 1220 m sobre el nivel del mar, la pérdida será de un 9%. Una forma de llevar a la práctica esta regla, es aplicar dicho porcentaje sobre la velocidad del equipo. Por lo anterior, se hace obvio aplicar esta pérdida cuando el equipo va en subida y en horizontal. En el caso de bajada, solo si los reglamentos internos indican que los vehículos deben hacerlo enganchados. Estos fabricantes, también indican que por sobre los 1.500 m, debería considerarse equipar al vehículo con un Compensador de Altitud o usar un Motor más grande.

Ventilación: En lo relativo a la ventilación, de acuerdo al motor utilizado por el equipo, serán las necesidades de ventilación que haya que cubrir. Cuando se trata de motores nuevos los requerimientos son los que se muestran en la tabla 3, obtenida del catalogo de Wagner Mining Equipment Co.

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TABLA 3: REQUERIMIENTOS DE VENTILACIÓN MODELO

Max. Fuel

CFM

RPM

BHP

F4L – 912W

5000

23000

54

23.3

F6L – 912W

7500

2300

82

35.0

F5L – 413FRW

10000

2300

116

49.6

F6L – 413FRW

12000

2300

139

59.9

F6L – 413FW

12000

2300

139

59.9

F8L – 413FW

16000

2300

185

79.8

F10L – 413FW

20000

2300

231

99.6

F12L – 413FW

24000

2300

277

119.4

MWM D916-4

5600

2500

66

27.1

MWM D916-6

8700

2500

100

40.0

3304 PCNA

10700

2200

100

46.2

3304 PCT

33000

2200

165

70.5

3306 PCNA

15500

2200

150

70.9

3306 PCT

44000

2200

250

103.5

3306 PCTA

32700

2200

270

109.4

3306 PCTA

54000

2100

375

123.7

3308 PCTA

58000

2100

475

156.6

471N55

28000

2100

131

50.3

6V71N55

42000

2100

197

75.6

8V71N55

56000

2100

263

100.7

12V71N55

84000

2100

394

150.9

MOTOR

Lbs./Hr.

DEUTZ

CATERPILLAR

DETROIT DIESEL

Roberto Segura R.


24

CALAMA


Peso y Volumen del Material: El material, ya sea mineral o estéril, tiene una densidad particular cuando aún no ha sido sacado desde su lugar natural. En ese estado dicha densidad es llamada “insitu” o “real”; si limitamos un sector del material dándole dimensiones específicas (por ejemplo: ancho y alto de una labor, y avance efectivo después de la tronadura), obtendremos entonces un volumen que será llamado también “insitu” o “real”, a partir de dicha información podremos entonces calcular el peso de ese volumen insitu. Sin embargo, una vez que se ha realizado la tronadura ese material se derrama, y dado que se ha fragmentado (aparecen huecos entre los trozos de roca) el volumen que ahora ocupa es mayor. Dicho volumen es por lo tanto, un volumen “aparente”, y si lo miramos como una masa podríamos calcular su nueva densidad, que ahora se llamará “aparente” y que será menor a la inicial debido a la fragmentación. Como es lógico el peso seguirá siendo el mismo.

Ahora bien, lo que diferencia a una densidad real de una aparente, es el “Esponjamiento”, concepto que nos permite clarificar lo que ocurre con el material después del proceso de fragmentación.

En la siguiente tabla (4) se muestran las densidades y el porcentaje de esponjamiento de algunas rocas y minerales.

FACTOR DE

DENSIDAD

EXPANSIÓN

APARENTE

(1/(1 + E))

(T/M3)

33

0,75

1,93

1,10

39

0,72

0,79

CARBÓN ANTRACITA

1,37

35

0,74

1,01

MINERAL DE COBRE

2,3 – 2,7

35

0,74

1,70 – 2,00

DENSIDAD

ESPONJAMIEN

REAL (T/M3)

TO (%E)

BAUXITA

2,57

ARCILLA SECA

MATERIAL

Roberto Segura R.


25

CALAMA


TIERRA SECA

1,25

15 - 35

0,87 – 0,74

1,09 – 0,92

TIERRA

1,60

20 – 30

0,83 – 0,77

1,33 – 1,23

2,01

20 – 25

0,83 – 0,80

1,67 – 1,61

GRANITO

2,7

50 – 79

0,67 – 0,56

1,81 – 1,51

YESO

2,7

30

0,77

2,08

3,50 – 5,10

67

0,60

2,10 – 3,06

2,63

67 – 75

0,60 – 0,57

1,28 – 1,50

ROCA BIEN TRONADA

2,38

50

0,67

1,60

ROCA IGNEA

2,98

50

0,67

2,00

HÚMEDA TIERRA MOJADA

MINERAL DE HIERRO

PIEDRA CALIZA

La expresión matemática que transforma una densidad real ( r) en otra aparente ( a) es la siguiente:

a

=

r (1 + E)

donde E es el esponjamiento en tanto por uno, y las densidades están en toneladas por metro cúbico.

El peso del material a transportar será:

P = Vr *

r = Va *

a

Donde Vr es el volumen real y Va es el volumen aparente, ambos en metros cúbicos.

Roberto Segura R.


26

CALAMA


Capacidad del Balde: Uno de los aspectos más importantes de la selección de equipos de carguío es determinar la capacidad real del balde. No es lo mismo cargar arena que roca fragmentada. La primera copará el balde y si el operador es bueno, podrá hasta formar el cono por sobre los límites del mismo (Fig. 9-a). Sin embargo, la roca fragmentada dejará huecos sin llenar, debido a su tamaño (Fig. 9–b); por lo tanto, el volumen a transportar será menor que el generado por la geometría del balde. De lo anterior se deduce que existen, una capacidad nominal del balde (entregada por el fabricante) y otra real, producto de la calidad de la fragmentación y de las condiciones de trabajo (nivelación de pisos de trabajo, existencia de derrames, calidad del drenaje, calidad de la ventilación, nivel de seguridad de las operaciones, etc.).

Llenado según norma SAE (Máxima capacidad) Fig. 9 - a

Fig. 9 - b

Para resolver el problema de la estimación de la capacidad real del balde se debe aplicar el llamado Factor de Llenado (Fill Factor). Wagner Mining Equipment Co propone los siguientes valores para este facto, dependiendo de la calidad de la fragmentación y de las condiciones de trabajo.

TABLA 5:

FILL FACTORS (FF) PARA BALDES DE EQUIPOS L.H.D.

CALIDAD FRAGMENTACIÓN

FILL FACTOR

CONDICIONES DE TRABAJO

BUENA

1,00

EXCELENTES

MEDIA (PROMEDIO)

0,95

PROMEDIOS

MALA

0,90

SEVERAS

La expresión matemática por medio de la cual se determina la capacidad efectiva o real del balde (Ce) es: Roberto Segura R.


27

CALAMA


Ce = Cn * FF Donde Cn es la capacidad nominal del balde en metros cúbicos.

Selección del Balde: La selección del balde es el último paso en la selección del modelo del equipo de carguío. Para realizar la selección se debe recurrir a ciertas condiciones que restringen o impiden el normal desempeño del equipo y que son entregadas por el fabricante. En este caso, la máxima carga que puede transportar el equipo. Los equipos como los motores de los mismos, están diseñados para cargar y transportar un peso máximo de material. Si esa carga es sobrepasada el equipo sufrirá un desgaste prematuro, por lo que su vida útil disminuirá dramáticamente. Para evitar esta situación se debe determinar el tamaño óptimo del balde.

El desarrollo de los cálculos, utilizando los parámetros de los equipos fabricados por W.M.E.Co., es el siguiente:

A.- Payload Indicado (PI): es la carga útil que puede transportar el equipo, de acuerdo a su capacidad nominal (Cn). Está dado por: PI = Cn (m3) * a (T/m3) * FF (0/1)

B.- Rated Tramming Capacity (RTC): es la carga útil máxima (en toneladas) que puede transportar el equipo, de acuerdo a su potencia y robustez. Este parámetro lo entrega el fabricante.

C.- Necesidad de Reemplazo: sobre la base del Payload (PI) y el RTC, es posible determinar si es o no necesario reemplazar el balde original que viene con el equipo. La metodología es la siguiente:

Roberto Segura R.


28

CALAMA


Si PI > RTC y la diferencia (PI – RTC) es mayor al 13% de RTC, se debería considerar cambiar el balde por otro más pequeño. Esto se debe a que como se ha superado la carga máxima que puede transportar el equipo, es necesario disminuir la capacidad. Este problema ocurre cuando las densidades de los materiales a transportar son demasiado altas. Si PI < RTC y la diferencia (RTC – PI) es mayor al 13% de RTC, se debería considerar cambiar el balde por otro más grande, debido a que la carga a transportar está muy por debajo de lo estipulado por el fabricante. En otras palabras, sin variar considerablemente el costo de inversión, podría transportarse material a un ritmo mayor si se cambiara el balde original por otro mayor. Esto ocurre, como es de suponer, debido a que el material tiene una densidad muy baja.

Si en ambos casos, la diferencia entre RTC y PI es menor al 13%, se considera que el balde original es el adecuado para las operaciones.

D.- Tamaño Optimo del Balde: Si de acuerdo al criterio anterior se determina que es necesario cambiar el balde, se debe entonces definir cual es el tamaño óptimo de balde para nuestras faenas. Para esto, se debe seguir el siguiente planteamiento:

Se determina la capacidad ideal del balde (CI) de acuerdo a la siguiente expresión: CI =.

RTC (T) . 3 a (T/m ) * FF (0/1)

Dado que los fabricantes trabajan con sistema inglés, se debe transformar esta capacidad de m3 a yd3.

Luego se debe considerar las capacidades estándares y especiales en las que se fabrican los baldes. Por ejemplo, Wagner Mining Equipment Co fabrica baldes Roberto Segura R.


29

CALAMA


estándares en incrementos de 0,5 yd3, los cuales están disponibles en todo momento. Sin embargo, también se fabrican baldes en incrementos de 0,25 yd3, exclusivamente para pedidos especiales.

Con esta información es posible determinar cuales son las capacidades disponibles, y que están sobre y bajo la capacidad ideal (CI) calculada anteriormente. De esta forma, obtenemos dos capacidades de balde ofrecidas por el fabricante: C1 y C2 (C1
Con cada una de estas capacidades se calcula el Payload Indicado (PI) (Pto. A) y se compara con el RTC, tal como se hace en el punto C. La diferencia está en que, en este caso, se selecciona el balde (C1 o C2) que genere el porcentaje en valor absoluto (con respecto a RTC) más bajo.

Luego esa capacidad de balde indicará el tamaño óptimo del mismo, y por lo tanto, al cotizar el equipo, se deberá considerar el nuevo tamaño del balde.

Ejemplo 1.- Para ejemplificar el procedimiento, suponga que se desea adquirir un equipo L.H.D. para la construcción de una galería de 3,3 m de ancho por 3,3 m de alto. Se estima que las condiciones de trabajo y la granulometría serán promedio. La densidad real promedio de la roca es de 2,62 (T/m3) y el esponjamiento es del 35%.

Dada las dimensiones

de la galería, y considerando ejecutar estocadas de

seguridad cada 30 m, se determina que el equipo debe ser un ST-5H de Wagner Mining Equipment CO. (Tabla 1). De esa forma, se deja poco más de 0,5 m de luz entre el equipo y las cajas. La densidad aparente es:

a

Roberto Segura R.

=

r = (1 + E)

2,62 = 1,94 (T/m3) (1 + 0,35)


30

CALAMA


Dado que el equipo es el ST-5H, entonces la capacidad nominal del equipo es de 5 yd3, que pasado al sistema métrico toma el valor de 3,82 m 3 (5yd3 / 1,308). Por otra parte, dado que las condiciones de trabajo y la granulometría son medias, el valor que toma el Fill Factor según la tabla 5 es de 0,95. Luego el Payload Indicado es:

PI = Cn (m3) * a (T/m3) * FF (0/1) = 3,82 * 1,94 * 0,95 = 7,04 (T)

Dado que el RTC de la tabla 1 (8,17 T) es mayor que PI (7,04 T) y que la diferencia entre ellos (8,17 – 7,04 = 1,13) es el 13,83% de RTC, se debe optar por reemplazar el balde por otro de mayor tamaño.

La capacidad ideal del balde es:

CI =

RTC (T) a (T/m3) * FF (0/1)

=

8,17 = 1,94 * 0,95

4,43 (m3)

Luego, al pasar dicha capacidad al sistema inglés (4,43 m3 * 1,308 = 5,79 yd3), es posible definir dos capacidades de balde a probar, C1 = 5,75 yd 3 (4,4 m3) y C2 = 6 yd3 (4,59 m3).

Con C1, el Payload Indicado es 8,11 (T) (4,4 * 1,95 * 0,95), luego la diferencia con RTC (8,17 – 8,11 = 0,06) es un 0,73% de RTC.

Con C2, el Payload Indicado es 8,50 (T) (4,59 * 1,95 * 0,95), luego la diferencia con RTC (8,50 – 8,17 = 0,33) es un 4,04% de RTC.

Luego, es posible concluir que el equipo a cotizar debe ser un modelo ST-5H con un balde especial de 5,75 yd3. Roberto Segura R.


31

CALAMA


Flota Optima de Equipos de Carguío Para determinar la cantidad óptima de equipos de carguío necesarios para cubrir la producción de una mina, se deben considerar cinco aspectos fundamentales: ritmo de producción de la mina, factores que afectan el rendimiento operacional, características del ambiente de trabajo, índices de rendimiento mecánico y operacional, y tiempo de ciclo.

Ritmo de Producción de la Mina: La idea, es determinar la producción horaria de la mina (PHM) o del sector en cuestión. Para esto, se debe calcular las horas anuales (HA) de operación de la mina, y la cantidad de material que se extraerá en dicho período (PA). Este último, se podrá obtener del Plan Minero asociado.

Factores que Afectan el Rendimiento Operacional: Existen dos tipos de factores que disminuyen el rendimiento operacional de un L.H.D. En primer lugar, se tienen los traslados entre frentes de carguío. Es importante considerar en el diseño, el tiempo que usan los equipos en trasladarse desde una frente a otra; sobre todo si se encuentran en diferentes niveles de la mina. En segundo lugar, están los trabajos anexos a su operación. En muchas ocasiones el equipo se utiliza para despejar vías de transporte, como plataforma para la fortificación, para la limpieza de frentes de trabajo y de botaderos, como plataforma para la instalación de cañerías, alumbrado, etc. Todas estas labores impiden un óptimo aprovechamiento del equipo.

Características del Ambiente de Trabajo: Es importante conocer las características y condiciones de trabajo asociadas al lugar de operación de los equipos. Entre las principales están: Calidad del macizo rocoso. Grado de fragmentación de la roca. Roberto Segura R.


32

CALAMA


Calidad de la ventilación. Aspectos de seguridad. Calidad de los pisos de trabajo (nivelación, drenado, etc.). Iluminación del sector Limpieza y mantención de zanjas, galerías, bocas de piques, estocadas de carguío, etc.

Indices de Rendimiento Mecánico y Operacional: La determinación precisa de estos índices, es de gran relevancia para el diseño de la flota y el cálculo del rendimiento de cada equipo. Los Indices de Rendimiento, son los parámetros que nos permiten pronosticar el comportamiento que tendrá el equipo a futuro, principalmente en lo que se refiere a tiempo efectivo de operación, y a eficiencia mecánica y física.

Pero antes de definirlos en forma particular, es necesario conocer como se divide el tiempo total. La figura 10, muestra como se divide y en que se utiliza el tiempo total.

CRONOLOGICO INHABIL

NOMINAL

MANTENCION Y

DISPONIBLE

REPARACION OPERATIVO

RESERVA

IMPRODUCTIVO EFECTIVO



DEMORAS

DEMORAS NO

PROGRAMADAS

PROGRAMADAS

Tiempo Cronológico (TC): Es el tiempo de referencia natural; 366 días en año normal y 365 días en año bisiesto.



Tiempo Nominal (TN): Tiempo en que la faena está en actividades productivas.

Roberto Segura R.


33

CALAMA 


Tiempo Inhábil (TI): Tiempo en que la faena está paralizada, ya sea por mantención general programada, por razones climáticas, feriados o cualquier otro motivo.



Tiempo en Mantención y Reparación (TMR): Como su nombre lo dice, es el tiempo en que el equipo se encuentra en mantención (correctiva o preventiva, programada o no programada) y/o reparación.



Tiempo Disponible (TD): Período de tiempo en que el equipo se encuentra, desde el punto de vista mecánico, potencialmente en condiciones de llevar a cabo su función de servicio.



Tiempo en Reserva (TR): Período de tiempo en el cual el equipo, estando en buenas condiciones mecánicas, no trabaja por falta de operador, no ha sido considerado en la planificación o porque la flota operativa está completa (Stand by).



Tiempo Operativo (TO): Período de tiempo en el cual el equipo se encuentra provisto de operador y realizando trabajos.



Tiempo Efectivo (TE): Período de tiempo en que el equipo efectivamente desarrolla su función básica, o sea, realiza su ciclo de trabajo.



Tiempo Improductivo (TIM): Período

de tiempo en que el equipo, estando

disponible y con operador, no realiza su ciclo de trabajo. Este tiempo se divide en: Demoras Programadas: Estas demoras son producto del tiempo utilizado en colación, entrada y salida de turnos, charlas de seguridad, etc. Demoras No Programadas: Son producto del tiempo utilizado en limpieza de frentes, movimientos entre frentes de trabajo, tronaduras, accidentes menores, etc.

Sobre la base de estos tiempos, es posible determinar los Indices de Rendimiento Operacional que a continuación se definen.

Disponibilidad Física y Mecánica (DFM): Este índice nos indica dos cosas importantes: el porcentaje de tiempo nominal que un equipo se encuentra en buenas condiciones físicas y mecánicas; y la eficiencia alcanzada como resultado Roberto Segura R.


34

CALAMA


de las políticas de mantenimiento seguidas por una empresa. Este indicador es directamente proporcional a la calidad del equipo y a la eficiencia de la mantención - reparación y, además, es inversamente proporcional a su antigüedad y a las condiciones adversas existentes en su operación. Está dado por la siguiente expresión:

DFM = (TO + TR) * 100% TN Utilización (U): Este índice sintetiza el uso dado a las maquinarias. Se expresa como la fracción de tiempo disponible, expresada en porcentaje, en la cual el equipo esta siendo operado, incluyendo el tiempo improductivo. El valor de este indicador, es directamente proporcional a la demanda o necesidad de la operación, de utilizar el equipo e, inversamente proporcional a su disponibilidad física. La expresión que la define es la siguiente: U=

TO * 100% TN

Eficiencia (Ef): Es la fracción de tiempo nominal, expresada en porcentaje, en la cual el equipo esta siendo operado efectivamente con trabajo productivo. En otras palabras, indica el grado de eficiencia de las operaciones. El valor de este indicador, es inversamente proporcional al tiempo en mecánica, al tiempo en reserva, al tiempo improductivo y a las pérdidas de tiempo operacional. La expresión que la define es la siguiente:

Ef = TE * 100% TN Aprovechamiento (A): Este parámetro, indica el máximo aprovechamiento mecánico, físico y utilitario del equipo. Si a este se agrega el rendimiento nominal del equipo, se obtendrá el máximo aprovechamiento productivo. Las expresiones para este índice son:

Roberto Segura R.


35

CALAMA


A = TO * 100% TN

=

DFM(%) * U(%) 100%

En general, los índices no solo sirven para pronosticar el comportamiento futuro de los equipos, sino que también, son la base para mejorar el rendimiento productivo de los mismos, en faenas en operación. Estudiando las estadísticas de estos índices es posible determinar los problemas que impiden un mejoramiento de las operaciones. Por ejemplo, si la eficiencia es muy baja, significa que las demoras son demasiado altas, por lo tanto, se deberán tomar las medidas que provoquen el efecto contrario sobre las mismas. Si bien el ejemplo pareciera ser simplista, nos proporciona una visión clara de la importancia de estos índices, y de la utilidad que prestan, cuando tras ellos existe un estudio muy acabado.

Tiempo de Ciclo (Tc): Uno de los factores más importantes en la determinación del rendimiento productivo de un equipo es el Tiempo de Ciclo. Por tal razón, su estimación debe ser lo más óptima posible.

El Tiempo de Ciclo, se define como el período de tiempo en que un equipo realiza un ciclo de trabajo completo. Los equipos de carguío, y en especial los L.H.D., tienen un tiempo de ciclo compuesto por los tiempos de los siguientes sub trabajos: carguío – maniobras – transporte cargado (ida) – maniobras – descarga – maniobras – transporte vacío (regreso) – maniobras.

Dado los componentes del ciclo se puede deducir que el Tiempo de Ciclo se puede dividir en dos tipos de tiempos complementarios: Tiempo Fijo (TF), compuesto por el carguío, las maniobras y la descarga; y Tiempo Variable (TV), compuesto por tiempos de viaje (ida y regreso).

Los tiempos fijos, se pueden determinar en base a las condiciones de trabajo y a estadísticas llevadas por las empresas. Según Wagner Mining Equipment CO. el tiempo fijo, en función de las condiciones de trabajo, es el mostrado en la tabla 6. Roberto Segura R.


36

CALAMA


TABLA 6: TIEMPO FIJO DE EQUIPOS L.H.D. CONDICIONES DE TRABAJO

TIEMPO EN MINUTOS

EXCELENTES

0,80

MEDIAS

1,10

SEVERAS

1,40

El Tiempo Variable, que puede ser calculado a partir de estadísticas de tiempos controlados en terreno, o sobre la base de antecedentes entregados por los fabricantes, depende de las condiciones de trabajo, la velocidad del equipo, la longitud total del trayecto, y de los componentes del trayecto (cantidad y longitud de tramos horizontales y en pendiente).

Las condiciones de trabajo se refieren a los siguientes aspectos: 

Calidad del sistema de alumbrado del vehículo.



Limpieza de pisos.



Nivel de drenaje de los pisos.



Periodicidad de la mantención de las galerías de transporte.



Nivel angular de los radios de giro de las galerías.



Calidad del tráfico.



Seguridad y limpieza de los puntos de vaciado.



Calidad de la ventilación, etc.

La velocidad del equipo se determina a partir de las condiciones de trabajo, y por lo general, para proyectos nuevos, la entregan los fabricantes.

Roberto Segura R.


W.M.E.CO.

37

CALAMA


entrega las velocidades, en horizontal y pendiente, de varios de sus equipos, a través de las siguientes tablas.

TABLA 7:

VELOCIDAD (Km/Hr) PARA TRAMOS HORIZONTALES O CASI HORIZONTALES DIESEL

ELECTRICOS

CONDICION

HST – 1A

ST – 2D

ST – 5B

EHST – O5

EST – SD

ES

ST – 1,3A

ST – 3 – 1/2

ST - 13

EHST – 1A

EST – 8A

PRO

PRO

MA

M

X

DE

PRO

TRABAJO

M EXCELENTE

MAX

PRO

MAX

M

PRO M

MAX

M

MAX

4,8

10,5

8,1

16,1

9,7

25,8

4,8

7,3

5,6

9,7

MEDIAS

3,2

6,9

6,4

12,9

7,7

20,6

3,2

4,8

3,7

6,6

SEVERAS

1,9

4,2

4,0

7,9

4,7

12,9

1,6

2,4

1,9

3,2

S

TABLA 8: VELOCIDAD (Km/Hr) PARA TRAMOS EN PENDIENTE

5% - 2,9° MODELO

SUBE CARG

BAJA VACI O

10% - 5,7° SUBE CARG

BAJA VACI O

15% - 8,5° SUBE CARG

BAJA VACI O

20% - 11,3° SUBE CARG

25% - 14°

BAJA SUB BAJA VACI

E

VACI

O

CAR

O

HARDROCK

HST–1A

12.2

12.2

8.3

10.2

6.4

7.8

5.1

6.4

4.3

5.6

ST-1,3A

9.2

9.7

4.0

7.1

3.9

4.0

3.4

3.5

2.9

2.7

ST - 2D

9.8

13.4

6.9

8.5

4.8

5.6

4.0

4.2

2.7

4.3

ST-3-

12.9

17.2

8.4

9.2

4.5

8.1

4.0

6.4

3.7

4.3

1/2

Roberto Segura R.


38

CALAMA


ST - 5B

12.9

19.3

8.4

12.6

6.3

8.5

4.5

5.2

4.0

4.5

ST - 5H

11.9

18.4

7.6

11.3

5.6

7.6

4.0

6.4

3.7

5.2

ST - 6C

11.9

18.0

7.4

10.9

5.6

7.2

4.3

6.3

3.5

5.6

ST – 8A

11.9

18.2

8.2

12.1

6.3

8.1

4.3

7.1

3.9

5.9

ST - 13

10.6

16.0

6.6

8.6

3.8

6.7

3.7

3.8

3.5

3.5

8.8

8.8

7.8

8.8

6.4

8.8

5.4

7.2

4.5

6.2

7.7

7.7

7.7

7.7

7.4

7.7

6.7

7.4

5.8

6.9

7.2

8.2

4.2

6.8

2.3

4.0

2.3

2.3

2.1

2.3

8.1

9.7

5.2

5.6

2.9

5.2

2.7

2.9

2.6

2.7

EST-5C

8.1

8.7

4.7

8.1

4.5

4.7

2.9

4.5

2.7

3.1

EST-8A

9.2

10.5

5.6

6.1

3.1

5.9

2.9

3.4

2.7

3.2

ELECTRICOS EHST-05

EHSTIA EST-2D EST-31/2

NOTAS: 

La información de estas tablas, así como la de todas las demás de Wagner Mining Equipment Co, es del año 1987, por lo que solo sirve de referencia y para la resolución de ejercicios. Los ingenieros que requieran de este tipo de información para sus proyectos, deberán solicitarla a los fabricantes que actualmente se encuentran en el mercado.



Wagner Mining Equipment Co, se reserva el derecho de modificar y/o cambiar el diseño de cualquier vehículo.



La resistencia a la rodadura utilizada para determinar las velocidades de las tablas anteriores, es de 3%.

La velocidad, y por lo tanto la potencia del vehículo, está afectada por la altitud a la cual se encuentran las faenas, por la Resistencia a la Rodadura, por la Resistencia a las Pendientes, por el peso del equipo y por la tracción del mismo.

Roberto Segura R.


39

CALAMA


Para resolver el primero de los problemas, y que es el único que no ha sido considerado en las tablas anteriores, se la debe castigar (a la velocidad) de acuerdo al criterio visto en el punto de Localización (Selección del Equipo).

Todos los demás factores han sido incluidos en el cálculo de esas velocidades.

La Resistencia a la Rodadura, se define como la oposición al avance de una máquina, como consecuencia de las deformaciones naturales del terreno, las flexiones de los neumáticos y los rozamientos internos de los propios mecanismos del equipo. Puede expresarse en Kilogramos – Fuerza o en porcentaje. Por ejemplo, una resistencia de 20 Kg por 1000 Kg de vehículo equivale aproximadamente a un 2% de resistencia a la rodadura.

La resistencia a la pendiente es la fuerza debida a la acción de la gravedad cuando un vehículo se mueve por una pista inclinada.

La suma de las resistencias anteriores da como resultado la resistencia total a vencer por el equipo. Luego la fuerza del equipo debe ser muy superior a la resistencia total para así lograr el movimiento del mismo.

El peso es el factor determinante en la cantidad de fuerza que precisa el equipo para vencer la resistencia a la rodadura y a la pendiente.

La tracción es la fuerza propulsora en los neumáticos y orugas. Se expresa como fuerza útil en la barra de tiro o en las ruedas motrices.

Todos estos parámetros se verán más en extenso, en el capítulo de cielo abierto.

Los componentes del trayecto son los tramos en que se divide el perfil de transporte. Los tramos podrán ser horizontales y/o en pendiente; pudiendo ser continuados o intermitentes.

Roberto Segura R.


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CALAMA


Finalmente, la expresión general que nos permite determinar el Tiempo de Ciclo (Tc) de un equipo es:

Tc = TF + TV = Tcg + Tm + Tdg +

D(ida) V(ida)*FCV V(reg)*FCV*FCA

+

D(reg) *FCA

Donde: Tcg = Tiempo de carguío (min) Tm = Tiempo de maniobras (min) Tdg = Tiempo de descarga (min) D(ida) = Distancia del trayecto de ida (cargado) (m) D(reg) = Distancia del trayecto de regreso (vacío) (m) V(ida) = Velocidad de ida (Km/Hr) V(reg) = Velocidad de regreso (Km/Hr) FCV = Factor de conversión de la velocidad, de (Km/Hr) a (m/min) = 16,67 FCA = Factor de corrección por altitud.

Rendimiento Horario (Rh): Este es un índice que indica el ritmo de producción de un equipo. En su determinación convergen todos los índices y factores vistos con anterioridad. La expresión es:

Rh = Cn (m3/ciclo) * FF * a (T/m3) * Nc (ciclos/Hr)

Donde: Cn = Capacidad Nominal del balde FF = Fill Factor (Factor de Llenado)

a = Densidad aparente de la roca a transportar. Nc = Número de Ciclos por hora de operación.

El Número de Ciclos, es la cantidad de ciclos para extraer la marina, si se trata de la construcción de un túnel, o la cantidad de ciclos que puede ejecutar el equipo Roberto Segura R.


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CALAMA


en una hora de trabajo, si se trata de operaciones en producción. Se determina a partir de la siguiente expresión:

Nc =

60 * DFM * U Tc

Donde: DFM = Disponibilidad Física y Mecánica (0/1) U = Utilización (0/1) Tc = Tiempo de Ciclo (min) El 60 es para convertir minutos en horas. Nc = Número de Ciclos por Hora de operación.

Cabe destacar, que en este caso el resultado de Nc no debe ser aproximado a número entero, debido a que los decimales multiplicados por el número total de horas del turno, podrían generar otro ciclo completo.

Flota de Carguío (FC): Para determinar la cantidad de equipos necesarios para el carguío de materiales en producción, basta con comparar los rendimientos horarios de la mina y el equipo de carguío. La expresión es:

FC

=

PHM Rh

Donde: PHM = Producción Horaria de la Mina Rh = Rendimiento horario del Equipo. Cuando la cifra resultante es fraccionaria, por lo general se debe aproximar hacia arriba, para cumplir en forma óptima con las metas productivas. En todo caso, siempre es necesario estudiar los riesgos asociados a la decisión.

Roberto Segura R.


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CALAMA


Ejemplo 2.- Para ejemplificar el procedimiento de calculo, supóngase que se cuenta con el mismo equipo del ejemplo 1 (ST-5H) para trabajar en una mina que produce 3.400 toneladas por turno. Si la disponibilidad física y mecánica es de 90%, la utilización es de 80%, se trabaja 8 horas nominales por turno, el trayecto en que operarán los equipos esta compuesto por un tramo horizontal de 56m y otro inclinado (al 10%) de 37 m, la altitud es menor a los 305 m,

y las

características de la roca y de la explotación son las mismas del ejemplo anterior, determínese el rendimiento horario del equipo y la flota óptima.

De acuerdo a los datos del problema, la producción horaria de la mina es:

PHM = 3.160 (T/turno) = 395 (T/Hr) 8 (Hrs/turno)

Dado que las condiciones de trabajo son medias, el tiempo fijo es 1,1 min (tabla 6), y el tiempo variable es:

Longitud

Pendiente

Velocidad

Vel. Correg.

Tiempo

(m)

(%)

(Km/Hr)

(m/min)

(min)

Tramo 1 (ida)

56

O

7,7

128,4

0,44

Tramo 2 (ida)

37

10

7,6

126,7

0,29

Tramo 2 (reg)

37

-10

11,3

188,4

0,20

Tramo 1 (reg)

56

0

7,7

128,4

0,44

Tramo

Luego, el tiempo variable es de 1,37 (min).

El tiempo de ciclo es entonces:

Tc = 1,1 (min) + 1,37 (min) = 2,47 (min) por ciclo

El Número de Ciclos es:

Roberto Segura R.


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CALAMA


Nc = 60 (min/hr) * 0,9 * 0,8 = 17,49 ciclos por hora. 2,47(min)

Luego el rendimiento horario, considerando un balde de capacidad nominal igual a 5,75 yd3 , es:

Rh = 4,4 (m3) * 1,94 (T/m3) * 0,95 * 17,49 (ciclos/hr) = 141,83 (T/hr)

Finalmente, el número de equipos óptimo que permite cargar la producción de la mina es:

FC =

395 (T/hr) = 141,83 (T/hr)

2,79

Luego, se deberán adquirir 3 equipos ST-5H con balde especial de 5,75 yd3.

Selección de Equipos de Transporte Dado que las correas transportadoras se verán en el capítulo de Cielo Abierto, esta parte de la guía se reducirá a la selección de modelos de camiones de bajo perfil. La metodología para los camiones convencionales es la misma.

Para la selección se deben tener en consideración los mismos aspectos que para los equipos de carguío, tales como los legales, tamaño del equipo, localización de las faenas, calidad de la ventilación y características del material a transportar. Además se debe considerar que la altura de descarga del L.H.D, debe acoplarse bien con el camión. En ocasiones, cuando los equipos por si solos no compatibilizan en sus dimensiones, se construyen rampas o se socava el piso de tal forma de que el acople sea perfecto. Capacidad de la Caja : El equipo se selecciona fundamentalmente, por el tamaño de las galerías por las cuales circulará y por la capacidad de la caja, la cual debe ser compatible con la capacidad del balde del equipo de carguío. Esta compatibilidad se manifiesta en el número de baldadas o pases (Np) que debe Roberto Segura R.


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realizar el equipo de carguío para colmar la caja del equipo de transporte. Se estima que lo óptimo es entre 3 y 6 pases.

De esta forma, la capacidad de la caja está dada por la siguiente expresión:

Cnc = Cn * FFs * Np FFc Donde: Cnc = Capacidad nominal del camión (m3) Cn = capacidad nominal del equipo de carguío (m3) FFs y FFc = Factores de Llenado del equipo de carguío y transporte respectivamente. Np = Número de pases.

Flota Optima de Equipos de Transporte Al igual que para los equipos de carguío, para la determinación del rendimiento horario y de la flota de equipos de transporte se deben considerar aspectos como: la producción horaria de la mina; los factores que afectan el rendimiento operacional, como la utilización de los camiones para el traslado de personal; las características del ambiente de trabajo, donde también hay que considerar la limpieza y seguridad de los puntos de vaciado interior mina y los exteriores (botaderos); y los índices de rendimiento mecánico y operacional. Otros aspectos a considerar son los siguientes.

Tiempo de Ciclo: El tiempo de ciclo, tal como se dijo anteriormente, está compuesto por un tiempo fijo y otro variable producto de los viajes. El tiempo fijo está compuesto por:

Tiempo de carguío: es el tiempo que demora el equipo L.H.D en cargar el camión. Esta dado por la siguiente expresión:

Tcc = Tcs * Np Donde: Roberto Segura R.


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CALAMA


Tcc = Tiempo de carguío del camión. Tcs = Tiempo de Ciclo del equipo de carguío. Np = Número de pases.

Si el equipo de transporte es cargado por una correa transportadora o directamente desde un pique de traspaso, la expresión sería:

Tcc =

Cec (T) Tasa de carguío (T/min)

Donde: Cec = Capacidad efectiva del camión (T) La tasa de carguío es el rendimiento operacional de la correa transportadora o del pique al momento de ser abierto.

Tiempos de Maniobras, Vaciado y Espera: Estos tiempos son producto de las maniobras realizadas en los puntos de carguío y vaciado, el tiempo que demora el equipo en vaciar la carga y el tiempo de espera para ser cargado en las estocadas. Según Wagner Mining Equipment Co, estos tiempos puede determinarse de acuerdo a las condiciones de trabajo, tal como se muestra en la tabla 9.

TABLA 9 : ESPERA / VACIADO / MANIOBRAS CONDICIONES DE TRABAJO

TPO PROMEDIO (MIN) CAMIONES MT’s

EXCELENTES

0,65

MEDIAS

0,85

SEVERAS

0,80

Para calcular el tiempo variable, lo cual se realiza de la misma forma que para los equipos de carguío, se pueden considerar las velocidades recomendadas por Wagner Mining Equipment Co. Roberto Segura R.


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TABLA 10: VELOCIDAD (Km/Hr) PARA TRAMOS EN PENDIENTE

5% - 2,9° MODELO

10% - 5,7°

15% - 8,5° 20% - 11,3°

SUBE

SUBE

MAX.

SUBE

VEL.

CARG VACIO CARG VACIO CARG VACIO CARG VACIO

BAJA

BAJA

BAJA

SUBE

BAJA

25% - 14° SUBE

BAJA

CAR

VACIO

HARDROCK MT - 413

26.9

8.7

23.5

7.4

15.3

3.9

8.5

3.5

8.1

3.4

4.0

MT - 416

28.5

10.9

20.8

6.8

12.1

4.0

7.9

3.7

7.2

3.2

6.3

MT - 420

32.2

11.6

21.3

7.2

13.2

5.2

8.9

4.0

7.7

3.4

6.3

MT - 422

22.2

11.5

20.3

7.0

15.8

6.1

7.0

3.8

6.7

3.5

6.4

MT - 426

24.2

11.6

20.9

7.2

14.5

5.5

7.4

4.3

6.8

3.5

6.4

MT - 433

32.2

9.8

17.0

6.4

13.3

4.0

8.3

3.7

7.2

3.0

4.5

MT - 439

30.3

12.6

24.5

7.6

14.5

5.2

11.6

4.2

7.9

3.5

7.2

MT – F28

30.3

12.6

24.2

7.4

14.2

5.2

8.4

4.0

8.1

3.5

7.2

El Rendimiento Horario y la Flota de Transporte se calcula de la misma forma que para la de carguío.

Ejemplo 3.- Seleccionar el equipo de transporte y determinar la flota, considerando los mismos datos del ejercicio 2. El trayecto a recorrer es de 1350m al 5% de pendiente, y las dimensiones de las galerías son de 4,5 *4 (m 2). La disponibilidad y la utilización son las mismas que las del equipo de carguío.

Considerando un Número de Pases igual a 3, la capacidad del equipo de transporte es la siguiente: Cnc = 4,4 * 0,95 * 3 = 13,2 (m3) < RTC = 13,8 (m3) 0,95 De acuerdo a la tabla 1, y considerando a demás que el equipo no debe tener dimensiones mayores a 3,5 * 3,5 (m2), se debe seleccionar el modelo MT – 433 con RTC de 13,8 m3. La altura de descarga del Scooptram ST – 5H es de 2,77 m (figura 3), la cual es mayor que la altura del camión (2,49 m). Roberto Segura R.


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La Capacidad efectiva del equipo es de:

Cec = 13,2 (m3) * 1,94 * 0,95 = 24,33 (T) que es menor al RTC = 29,9 (T).

El tiempo de carguío es:

Tcc = 2,47 (min) * 3 = 7,41 (min)

El tiempo de maniobras, descarga y espera es 0,85 (min).

El Tiempo de Viaje es:

Tvc =

1350 m 9,8 (Km/hr) * 16,67

+

1350 m 17,0 (Km/hr) * 16,67

=

13,03 (min)

Luego el tiempo de ciclo es: Tc = 7,41 + 0,85 + 13,03 = 21,29 (min) El número de ciclos es:

Nc =

60 * 0,9 * 0,8 = 2,03 21,29

ciclos por hora.

Luego el rendimiento horario del equipo de transporte es:

Rhc = 24,33 (T/ciclo) * 2,03 (ciclos/hr) = 49,4 (T/hr)

La flota de transporte podrá calcularse por la expresión:

FT = 395 (T/hr) = 7,99 49,4 (T/hr)

Finalmente, se deberá adquirir 8 camiones MT-433. Roberto Segura R.


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Estocadas de Remanipulación En la construcción de túneles y rampas, los mayores elementos del ciclo total de avance son: perforación, tronadura / ventilación, desquinche, carguío, extracción de saca y a menudo, el apoyo. La clave de una operación a bajo costo se encuentra en resolver el problema de cómo mezclar éstos componentes del ciclo, de tal forma de ajustarlos al tiempo diario total disponible y cumplir con un plan global de avance, el cual podría realizarse una, dos y posiblemente tres veces durante dicho período. Lo que corresponde a esta operación en particular, es extraer la saca y, la primera pregunta que se realiza a menudo es, ¿qué tan lejos podemos depositar la marina con solo un equipo L.H.D, dentro de un tiempo específicamente asignado para dicha tarea?. La factibilidad técnica y económica de que un L.H.D realice el carguío y extracción de material está limitada por la distancia de acarreo y el tiempo con que se cuenta para ello. De lo anterior, se puede deducir entonces que en la construcción de un túnel o rampa, el equipo L.H.D podrá operar hasta cierta distancia específica, pues desde ahí en adelante deberá depositar la marina en estocadas de carguío (o de remanipulación de materiales), para despejar la frente. De esta forma, mientras se realizan las operaciones de perforación, tronadura y ventilación, el equipo podrá extraer la marina desde la estocada hacia el exterior. Es importante entender la aplicación de las estaciones de remanipulación en los túneles y rampas. Estas estaciones deben ser bastante grandes para contener el material de una tronada y dejar el espacio suficiente para que el equipo trabaje en forma correcta. En la figura 11, se muestra un esquema de la operación en particular y algunos términos utilizados en el diseño.

Roberto Segura R.


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L.H.D

Portal

Botadero Estocadas

Perforadora Marina

Fig. 11

El procedimiento de cálculo, para determinar la distancia entre estocadas, es el siguiente:

1.- Se calcula el peso a remover en un disparo:

TRT = H (m) * A (m) * La (m) * dr (T/m3)

TRT = H (m) * A (m) * La (m) * da (T/m3) * (1 + E)

Donde: H = altura del túnel. A = ancho del túnel. La = Avance efectivo por disparo. dr = densidad real

2.- Selección del modelo de Scoop, de acuerdo a las dimensiones de la labor. Roberto Segura R.


50

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3.- Selección del tamaño óptimo del balde.

4.- Cálculo del número de ciclos necesarios para extraer el material tronado.

Nc = TRT (T) / Ce (T)

Donde: Ce = capacidad efectiva del balde del equipo de carguío, en toneladas. En este caso se debe redondear hacia arriba, debido a que se trata del número de ciclos totales para extraer la marina y no está restringido a una unidad de tiempo.

5.- Tiempo para realizar la operación de carguío, transporte y extracción (TCTE) en un turno. TCTE = (Tpo. Total Turno – Tpo. Colación y cambio de turno - Tpo. Perforación – Tpo. Tronadura – Tpo. Ventilación

– otras operaciones

menores.) * DFM

6.- Dentro del tiempo total para la operación, habrá un tiempo para cargar, maniobrar y descargar. Dicha parte del tiempo de ciclo, al multiplicarla por el número de ciclos nos dará el Tiempo Fijo Total:

TFT = TF * Nc (min)

7.- Luego, el tiempo total utilizado en el turno para cubrir la distancia entre el portal(P) y el Botadero (B) exterior será:

TP-B

=

DP-B (m) * 2 * Nc

(min)

Vel (Km/Hr) * 16,67 * CA

Donde: Roberto Segura R.


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CALAMA


D P-B = distancia entre el portal y el botadero CA = corrección por altitud.

8.- Tiempo de limpieza de la frente (TL). Se debe estimar en base a la experiencia. Aproximadamente 5 minutos.

9.- Tiempo para avanzar en la construcción del túnel, es decir, tiempo utilizado entre el portal (P) y la primera estocada (PE).

TP-PE = TCTE - TL - TFT - TP-B 10.- Cálculo de la distancia entre el portal (P) y la primera estocada (PE).

DP-PE = TP-PE (min) * VelP-PE (m/min) 2 * Nc

11.- Tiempo entre la primera estocada (PE) y la segunda (SE). Debido a que ahora el equipo ya no sale al botadero y deposita la saca en la primera estocada, el tiempo de transporte entre el portal y el botadero, se utiliza en avanzar en la construcción. Por lo tanto, el tiempo para ir desde la primera a la segunda estocada es:

TPE-SE = TP-PE + TP-B 12.- La distancia entre la primera estocada (PE) y la segunda (SE) es:

DPE-SE = TPE-SE (min) * VelPE-SE (m/min) 2 * Nc

Roberto Segura R.


52

CALAMA


13.- Finalmente, el número de estocadas (NE) está dado por:

NE = ( Lt - DP-PE ) DPE-SE Donde: Lt = Longitud total del túnel

Se debe destacar, que el valor obtenido de la expresión anterior debe redondearse hacia arriba.

Ejercicio 4.Se proyecta la construcción de una rampa de 1067m con una pendiente de 5% y una elevación de 244msnmm. La Disponibilidad es de 80%. Se estima que las condiciones de trabajo serán buenas (medias). La rampa deberá tener una sección de 4,6 m * 4,6 m y el diseño de la perforación y tronadura arroja un avance efectivo de 3m. La distancia entre el L.H.D y la caja debe ser superior o igual a 1 m, por cada lado. La densidad de la roca es de 2,4 (T/m3) y esponjamiento de 45%. La distancia entre el portal y el botadero es de 90m. Determine el número de estocadas de remanipulación necesarias para una óptima operación.

Peso a remover en el disparo. TRT = 4,6 m * 4,6 m * 3 m * 2,4 (T/m3) = 152,35 (T)

El equipo a utilizar, de acuerdo a las dimensiones de la labor es el ST-8A. Las características de este equipo son: RTC = 12,25 (T) Velocidad horizontal = 7,7 (Km/hr) Roberto Segura R.


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Velocidad subiendo(5% pend) = 11,9 (Km/hr) Velocidad bajando (5% pend) = 18,2 (Km/hr) Capacidad Nominal = 8 yd3  6,1 m3

Selección del balde óptimo, para una densidad aparente de 1,66 (T/m3) y un factor de llenado del 95%. PI = 6,1 * 0,95 * 1,66 = 9,62 (T) Como RTC es mayor que PI y la diferencia es 2,63 (T), equivalente al 21,5% de RTC, se debe cambiar el balde por otro de mayor capacidad. La capacidad ideal del balde es:

CI =

12,25 (T) = 7,76 (m3)  10,15 yd3 1,66 * 0,95

Luego, existen las siguientes alternativas: Balde de 10,25 yd3 (7,84 m3)  PI = 12,36 (T)  dif. equivalente al 0,9% de RTC Balde de 10,00 yd3 (7,65 m3)  PI = 12,06 (T)  dif. equivalente al 1,55% de RTC Por lo tanto, se debe utilizar un modelo ST-8A con un balde de 10,25 yd3.

El número de ciclos para cargar y transportar toda la marina es: Nc = 152,35 (T) = 12,33 que redondeando resultarían 13 ciclos. 12,36 (T)

La fracción del turno utilizada en cargar, transportar y extraer es: TCTE = (TTT - MF - TIE - PE - CT - REC - QyV - A – F – CyCT) * DFM (480 - 10 - 15 - 167 - 50 - 10 - 35 - 25 – 60 – 30 -15 ) * 0,8 = 50,4 (min)

Donde: TTT = Tiempo Total Turno MF = Marcado de Frente. TIE = Traslado e Instalación del Equipo de Perforación. PE = Perforación Efectiva Roberto Segura R.


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CT = Carguío de tiros. REC = Retiro de equipo de carguío. QyV = Quemar y ventilar. A = Acuñadura. F = Fortificación. CyCT = Colación y Cambio de Turno.

El tiempo fijo total, para un tiempo fijo unitario de 1,1 (min), es: TFT = 1,1 * 13 = 14,3 ( min)

El tiempo utilizado en transportar la marina, desde el portal al botadero, es:

TP-B

=

90 (m) * 2 * 13

= 18,23(min)

7,7 (Km/Hr) * 16,67 * 1

El tiempo de limpieza se estima en 5 (min).

El tiempo utilizado en avanzar desde el portal a la primera estocada es: T P–PE = 50,4 –14,3 – 18,23 – 5 = 12,87 (min) La distancia entre el portal y la primera estocada, para una velocidad promedio de:

Vel prom = 11,9 + 18,2 = 15,05 (Km/hr) 2 es:

DP-PE = 12,87 (min) * 15,05 * 16,67 = 124,19 (m) 2 * 13

Roberto Segura R.


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Para calcular la distancia entre la primera estocada y la segunda, se debe considerar que el tiempo que se utilizaba en recorrer la distancia entre el portal y el botadero, ahora se usará en avanzar en la construcción del túnel. Luego, el nuevo tiempo para avanzar es:

T PE-SE = 12,87 + 18,23 = 31,1 (min) Luego la distancia entre la primera y la segunda estocada es:

DPE-SE = 31,1 (min) * 15,05 * 16,67 = 300,1 (m) 2 * 13

Finalmente, el número de estocadas es: NE = (1067 – 124,19) = 3,14 300,1

 4 estocadas.

P B

E-1 E-2 E-3 124,19

E-4 300

300 300

42,81

Fig. 12

Extracción Vertical La Extracción Vertical es un sistema de transporte casi obsoleto, debido a que ha sido desplazado por sistemas de mayor productividad, como lo son los camiones. Sin embargo, tienen una gran utilidad en minas de gran profundidad, que es donde el camión genera grandes costos de operación, principalmente por la gran longitud de las rampas de acceso. Roberto Segura R.


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Este sistema puede ser utilizado tanto para el transporte de mineral como para el de personas, maquinas y herramienta.

El sistema puede ser de dos tipos: Máquinas de Tambor Máquinas de fricción (Polea Koepe).

Las Máquinas de Tambor, que es el primer sistema que salió al mercado, consiste en que uno o más cables que resisten el peso de la jaula/skip, se alojan en un o varios tambores, los cuales son accionados por un motor (de corriente continua o alterna). Dependiendo de la cantidad de tambores, será como funcione el sistema: Tambor Sencillo: El cable se arrolla en un tambor único. En pozos con varios niveles se instala una jaula/skip equilibrada por un contrapeso. En pozos de un solo nivel, el contrapeso puede sustituirse por otra jaula/skip. Tambor Doble: El cable se arrolla en dos tambores acoplados por uno o dos embragues. Ello permite extraer de varios niveles sin pérdida de tiempo en reposicionar la jaula/skip. Multitambor: La jaula/skip está suspendida de dos cables, cada uno en un tambor. Se emplea para grande profundidades cuando el peso del propio cable (si fuera uno solo), supera el peso de la carga suspendida.

La Máquina de Fricción, es un sistema más moderno que el anterior, el cual no utiliza un tambor para almacenar el cable, sino que está siempre suspendido de una polea de fricción (Koepe) accionada por un grupo motor-reductor. La carga está equilibrada en todo momento mediante un cable de equilibrio. La polea puede estar montada sobre el castillete o a nivel de Brocal de Pozo. Existen dos tipos de sistemas: Monocable: Se utiliza en pozos de baja producción, donde solo se requiere de una polea de fricción para generar la fuerza mínima necesaria. Multicable: La jaula/skip está suspendida de dos o más cables, que pasan por una polea de garganta múltiple.

Roberto Segura R.


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Cabe destacar, que por su elevado rendimiento energético, la polea Koepe es ideal para extracción de un solo nivel. Para extraer de varios niveles, pueden instalarse varias máquinas de fricción, cada una accionando una jaula/skip y un contrapeso. Capítulo II Métodos de Explotación a Cielo Abierto Estos métodos son muy utilizados hoy en día, debido principalmente a que permiten garantizar la maximización de la rentabilidad del negocio, por medio de la economía de escala, y porque además, permiten una maximización de la recuperación de minerales. Esto hace que se puedan explotar yacimiento de alta a baja ley.

Sin embargo, no todo yacimiento puede ser explotado a Cielo Abierto. La verdad, es que este debe cumplir con ciertos requisitos que garanticen la minimización relativa de los recursos económicos involucrados.

Los yacimientos, entre otras características, pueden ser Masivos, Estratificados o Tabulares (de mediana o gran inclinación); estar ubicados relativamente cerca de la superficie; la distribución de las leyes puede ser uniforme, gradual, errática, etc.

Los métodos mineros más utilizados en chile son: Rajo Abierto: Este método, utilizado para minería metálica, lleva la explotación por medio de un banqueo descendente, generándose rajos de gran profundidad. Los equipos más utilizados en este método son: Palas (cable e hidráulicas), Cargadores Frontales, Camiones Fuera de Carretera, Cintas Transportadoras, y otros de apoyo. Canteras: Este método, utilizado en minería no – metálica (áridos, caliza, rocas ornamentales, etc.), lleva la explotación en banqueo descendente y genera rajos de poca profundidad. Los equipos más utilizados son: Cargadores Frontales, Retroexcavadoras, Camiones Convencionales y Fuera de Carretera (dependiendo del tamaño de la explotación), Cintas Transportadoras, y otros equipos de apoyo.

Roberto Segura R.


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Graveras: Este método, utilizado principalmente para la extracción de materiales detríticos (arenas y gravas) desde las terrazas de los ríos, lleva la explotación en un solo banco, y el arranque se realiza mediante métodos mecánicos. Los equipos a utilizar, dependen de la ubicación del material. Cuando las formaciones se encuentran en niveles altos se utilizan Cargadores Frontales y Camiones Convencionales; sin embargo, cuando el material se encuentra en contacto con el acuífero infrayacente, pueden emplearse dragas, dragalinas o rotopalas.

Aspectos del diseño en Rajo Abierto Para el diseño en minería a Rajo Abierto, que es la más utilizada para minerales metálicos, se deben tener en consideración una serie de parámetros relacionados al carguío y transporte de los materiales.

Pero antes de ver dichos parámetros, se definirá a continuación los principales términos de un diseño. Estos son: Pata (P): línea imaginaria que separa un banco de otro. Se asigna al banco inmediatamente superior. Cresta (C): línea imaginaria que separa a la porción horizontal de un banco, de la inclinada. Angulo Global (AG): ángulo medido entra la horizontal y la línea que une la pata del último banco con la cresta del primero. Angulo Inter Rampa (AIR): para un paquete de bancos, sin rampas, expansiones ni bancos de contención intermedios, es el ángulo medido entre la horizontal y la línea que une la pata del último banco del conjunto con la del primero. Angulo de Banco (AB): ángulo medido entre la horizontal y la línea que une la pata con la cresta de un mismo banco. Quebradura (Q): distancia horizontal medida entre la pata y la cresta de un mismo banco. Berma de Banco (BB): distancia horizontal medida desde la cresta del banco hasta la pata del siguiente; en otras palabras, ancho total del banco menos la quebradura.

Roberto Segura R.


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Altura de Banco (HB): distancia vertical medida entre la pata y la cresta de un mismo banco. Banco de Contención (BC): Los bancos de contención o Catch Bench, tienen una berma un poco más ancha, la cual tiene dos finalidades: contener posibles derrames y aumentar la estabilidad de los taludes interrampa y global. Expansión (EXP): Macrounidad de explotación compuesta por varios bancos y ubicada en un sector específico de la mina. Se define en base a consideraciones técnicas (parámetros de diseño, calidad del mineral, cantidad de material, relación lastre/mineral, etc.) y económicas (Ley de Corte, Beneficios, etc.). En otras palabras, las expansiones son rajos de menor envergadura que sirven para ordenar la explotación, de forma de maximizar la rentabilidad del negocio. Secuencia (S): Orden de ejecución de las expansiones o fases de explotación en el rajo. La secuencia, que es producto de una estrategia de explotación, permite extraer el mineral en forma ordenada, generando una maximización de la rentabilidad. Rampa Principal (RP): Rampa de acceso al pit, que atraviesa todos los bancos de la mina. Rampa Secundaria (RS): Rampa que nace a partir de la rampa principal y mediante la cual es posible accesar a un sector específico del rajo (expansión). Sistema de Explotación Cerrado (SEC): Sistema de explotación que tiene por principal característica, el hecho de que no es posible accesar, desde la rampa, a todos los bancos; solo a los que se encuentran en explotación. Por el contrario, si se tiene acceso libre a todos los bancos, es llamado Sistema de Explotación Abierto (SEA).

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Primer Banco


Rampa BB

Q

HB AB

Pata Crest a

Banco de Contención

Ultimo Banco

AIR

AG Fig. 13

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Expansiones

3 5 2

1

4

La secuencia de las expansiones está dada por su respectivo número.

Fig. 14 Los principales parámetros de diseño relacionados a la operación de carguío y transporte son: Ancho Mínimo de Rampa (AMR): Puede calcularse de tres formas:

a)

AMR = 4 * AC

b)

AMR = D + 3 * AC + BS

c)

AMR = BS + 2 * EC + 3 * AC + ZD

Donde: D = Longitud del derrame en la pata del banco (m). BS = Berma Seguridad; ancho = 2 * (Rádio Neumático / sen(ángulo reposo mat.)) (m). Roberto Segura R.


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EC = Espacio entre Camiones (m). AC = Ancho del Camión (m). ZD = Zona de Derrames (m).

BS

AC

EC

AC

EC

AC

ZD

Fig. 15

Ancho Mínimo de Carguío (AMC): Espacio mínimo necesario para efectuar la operación de carguío en forma adecuada y segura, y corresponde a la suma de las distancias requeridas para las maniobras que deben efectuar la pala y camiones en el frente de trabajo. Es importante que el ángulo de giro de la pala no debe sobrepasar los 70° con respecto a las orugas. Se considera que la posición de máximo rendimiento es aquella en la cual la pala se ubica en forma perpendicular al frente de carguío y con un camión a cada lado.

AMC = 2 * Rc +AC + Da + BS Donde: Rc = Radio de Carguío de la Pala (m) AC = Ancho del Camión (m). Da = Distancia Adicional (0,5 * AC) (m). BS = Berma de Seguridad (m).

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BS AC 2

Rc

Da

Fig. 16 Largo Cancha de Aculatamiento (LCA): Distancia mínima necesaria para la ubicación de los equipos de transporte, de tal forma de que se puedan realizar las maniobras de posicionamiento para el carguío con facilidad. La expresión es:

LCA = LP + d1 +RGC + n * LC + (n-1) * d2

Donde: LP = Largo de la pala (m). D1 = distancia adicional (0,5 * LP). RGC = Radio de Giro Exterior del Camión (m). LC = Largo del Camión (m). D2 = Distancia mínima entre camiones (0,75 * LC)

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CALAMA


CRESTA PATA

D2

LC

RGC L1

LP

Fig. 17

Largo del Módulo del Polvorazo (LMP): Depende de los siguientes parámetros: tonelaje a tronar (T), densidad del material (d), altura de banco (HB) y ancho mínimo de carguío (AMC). Está dado por la siguiente expresión:

LMP =

T (m) HB * AMC * d

Desfase entre Bancos de Producción Consecutivos (DBPC): Es la distancia mínima que debe existir entre equipos de carguío que trabajan en bancos consecutivos, en una misma expansión y en un mismo sentido de avance. Está dado por la siguiente expresión: Roberto Segura R.


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DBPC = LCA + LMP + Ds

Donde: Ds = Distancia de seguridad (m)

DBPC

Fig. 18

Desfase entre Frentes en Avance (DFA): es la distancia mínima que debe existir entre dos unidades de carguío que se encuentran operando en un mismo banco, y en el mismo sentido de avance. La expresión es:

DFA = LMP + Ds

Donde: Ds = Distancia de seguridad (aprox. 30 m).

Desfase entre frentes en avance y retroceso (DFAR): Es la distancia mínima que debe existir entre dos unidades de carguío que se encuentran operando en un mismo banco, en sentidos de avance opuestos. La expresión que lo define es:

DFAR = 2 * LCA

Donde: Roberto Segura R.


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LCA = Largo de la cancha de aculatamiento.

Rampa

DFAR

DFA

Fig. 19

Aspectos técnicos y Económicos de la Selección de Equipos En todo proyecto minero, una vez localizado el yacimiento de mineral que se desea explotar y realizados los primeros estudios técnico-económicos, en los que ya se habrá contemplado la maquinaria a emplear, la etapa de selección de equipos se realiza a partir de la siguiente información: Altitud. Clima. Accesibilidad. Infraestructura eléctrica. Disponibilidad de mano de obra. Limitaciones Medioambientales. Propiedades geotécnicas y geomecánicas del macizo rocoso. Tipo y forma del cuerpo mineral. Roberto Segura R.


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Densidades, esponjamiento y abrasividad de los materiales. Límites de la propiedad. Dimensiones de la excavación. Parámetros de diseño (altura y ancho de banco, bermas de seguridad, anchos de rampas, etc.) Organización del trabajo. Ritmo de producción. Selectividad minera. Vida del proyecto. Disponibilidad de capital. Capacidad de producción del equipo. Fuerza de excavación. Tiempos de ciclo. Altura de excavación. Alcance de trabajo del equipo. Radio de giro del equipo. Velocidad de desplazamiento. Potencia al volante y total del equipo. Vida útil. Peso, dimensiones, robustez y estabilidad del equipo. Calidad de los componentes del equipo. Facilidad de mantenimiento y reparación. Niveles de ruido y generación de polvo. Seguridad y visibilidad del operador. Fuente de energía primaria. Sistemas de diagnóstico y control. Accesorios y equipos opcionales. Maquinaria auxiliar requerida. Calidad del servicio del fabricante y/o el distribuidor. Nivel de cualificación del operador y los mantenedores. Instalaciones auxiliares necesarias. Roberto Segura R.


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Tiempo de envío de la maquinaria y sus repuestos. Continuidad del tipo y modelo de equipo. Costos de Inversión. Costos de Operación. Valor residual, entre otros.

Sistemas de Carguío Existe una variada gama de equipos de carguío utilizados en minería Cielo Abierto

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GUIA Carguio y Transporte

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