MANUAL DE DISEÑO DE MINAS A TAJO ABIERTO II(formato martes)

MANUAL DE DISEÑO DE MINAS A TAJO ABIERTO II

“MANUAL PARA MOVIMIENTO DE TIERRAS EN MINERÍA SUPERFICIAL” CAPITULO I CICLO Y CONDICIONES DE TRABAJO 1.1. INTRODUCCIÓN Existen cinco factores que deben ser utilizados cuando se prepara un estimado de producción del equipo de movimiento de suelos, y para cualquier trabajo en particular. Estos factores incluyen: • Componentes del ciclo de movimiento de suelos • •

Factores de eficiencia en el trabajo Peso de los materiales y factores de expansión del volumen del material

•

Cargas útiles del vehiculo • Selección del equipo de acarreo Para preparar un estimado del costo y de la producción del movimiento de suelos, es necesario poseer una verdadera preparación y un amplio conocimiento, tanto del trabajo como del equipo que se va a considerar. 1.2. COMPONENTES DEL CICLO DE MOVIMIENTO DE SUELOS

El ciclo productivo de cualquier trabajo de movimiento de suelos, puede ser dividido en seis componentes: carga, acarreo, empuje, descarga, retorno, ubicación y demora. Cada uno de estos componentes consume un cierto porcentaje de tiempo del ciclo total. Los factores que afecten a los mismos, determinaran el tiempo de cada componente.

1.2.1.Factores de carga 1


• •

Dimensión y tipo de la maquina cargadora Tipo y condición del material a cargarse.

•

Capacidad de la unidad

•

Habilidad del operador de la carga 1.2.2. Factores de acarreo, empuje

•

Capacidad de performance de la unidad Distancia de acarreo

•

Condición del camino de acarreo

•

Pendientes Factores diversos que afecten la velocidad del acarreo

•

•

•

1.2.3.Factores de descarga Destino del material, tolva, sobre banco, relleno, pila de acopio, etc. Condición del área de descarga Tipo y maniobrabilidad de la unidad de acarreo

•

Tipo y condición del material

• •

1.2.4.

Factores de retorno

•

Capacidad de desempeño de la unidad

•

Distancia de retorno 2


•

Condición del camino de acarreo

•

Pendientes

•

Factores diversos que afectan la velocidad del retorno

•

Factores de ubicación Maniobrabilidad de la unidad

•

Área de maniobras disponible

•

Tipo de máquina cargadora

•

Ubicación del equipo cargador

1.2.5.

Factores de demora Tiempo consumido en la espera por la unidad cargadora o el tractor de empuje Tiempo consumido en la espera de descargar en la trituradora

1.2.6. • •

1.3. FACTOR DE EFICIENCIA EN EL TRABAJO Un estimado debe indicar la producción estable ò media del movimiento de suelos, durante un largo período de tiempo. Una estimación que sea demasiado optimista en cuanto a la capacidad productiva horaria de cada unidad de movimiento de suelos, resultará en el fracaso del mantenimiento de la producción prevista y en la cantidad insuficiente de unidades que se asignen para el trabajo. Es necesario prever un margen para las inevitables demoras que se presentan en todas las operaciones, tales como operación nocturna, movimiento de la pala, voladuras, condiciones climáticas, tránsito, paralizaciones, ó por otros factores tales como eficiencia en la administración y supervisión, experiencia del operador, equilibrio adecuado entre los equipos auxiliares tales como el rodillo apisonador, topadoras de empuje ó distribución adecuada capacidad de la trituradora, etc. Por lo tanto, la productividad máxima de un equipo de movimiento de suelos debe reducirse hasta qua alcance las condiciones reales. En la siguiente tabla se encontraran factores de reducción típicos:

Eficiencia del trabajo Nº de minutos de trabajo /hora porcentaje. 3


En algunos casos, puede ser necesario reducir aún más el factor de eficiencia, debido a demoras inusuales ò condiciones de trabajo especialmente desfavorables. Para clasificar las condiciones de trabajo como "Favorables", "Medias" ò "Desfavorables", debe considerarse lo siguiente:

1.3.1.Condiciones de trabajo favorables Material que se Excava y Acarrea Capa superficial de tierra, mezcla de barro/greda con poco contenido de humedad, carbón compactado, tierra compacta (no rocas). a)

Área de carga ("corte" o "excavación") Sin restricciones en cuánto a longitud ò ancho, seca y suave (mantenida por topadora o niveladora). Para motopalas: Unidades de carga descendentes. b)

La Resistencia a la Rodadura Total es inferior al 4%. (Buena Rampa casi a Nivel) d) Supervisión Constante en el Área de Carga y Descarga. c)

1.3.2. Condiciones de trabajo medias

Material que se Excava ò Acarrea Greda con algo de humedad, arcilla esquistosa bien granulada ò suave, arena floja con algunos pedregullos, mezcla de tierras diferentes, mezcla de arena y grava fina. a)

Área de carga ("corte" o "excavación") Hay algunas restricciones en cuanto a longitud y ancho, seca con algunos materiales sueltos. Para motopalas: Unidades cargando en terrenos llanos. b)

La Resistencia a la Rodadura Total del 4 al 7%. d) Supervisión intermitente tanto en el área de carga como de descarga. c)

1.3.3. Condiciones de trabajo desfavorables

Material que se excava o acarrea Greda pesada (densa) ò húmeda, arena floja seca soplada, sin pedregullos; grava gruesa (no fina), caliche ò arcilla esquistosa no a)

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granulada, cantos rodados ò frecuentes reventones de rocas. Area de carga (corte o excavación) Con restricciones en cuánto a longitud ò ancho; húmeda, resbaladiza y/o suave (no mantenida). Para motopalas: Unidades de carga ascendente ò sobre laderas. b)

c) d)

La Resistencia a la Rodadura Total superior al 10 %. Sin supervision en las áreas de carga o descarga.

La clasificación de un trabajo como favorable, medio ò desfavorable, debe efectuarse luego de haber sopesado varios factores en conjunto. En otras palabras, una combinación de factores favorables con desfavorables, puede significar que las condiciones del trabajo están a un nivel "medio". 1.4. PESOS

DE LOS MATERIALES Y FACTORES DE EXPANSIÓN EN VOLUMEN DEL MATERIAL Frecuentemente, el peso del material se expresa en términos de kilogramos por metro cubico, libras por yarda cúbica. El material que no presenta problemas ò que este “In Situ” es denominado yarda cúbica de material en banco (BCY), mientras qua el material que se presenta suelto, roto ò en estado de voladura, es llamado yarda cúbica de material suelto (LCY). La relación entre yardas cúbicas de material, en banco y suelto, se establece por medio del factor ò porcentaje de expansión del material. Por ejemplo, el porcentaje de expansión de la arcilla esquistosa es 33%, lo que indica que una yarda cúbica de arcilla esquistosa en banco, se expandirá 1.33 yardas cúbicas suelta. La arcilla esquistosa pesa 2800 lbs. Por cada yarda cúbica de material en banco. Con un factor de expansión de 0.75 (inverso de 1.33), el peso de una yarda cúbica de arcilla esquistosa suelta es de 2100 lbs. (2800 lbs. x 0.75)

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Los proyectos de rellenado emplean medios mecánicos tales como rodadura, apisonamiento y agregado de agua, a efectos de comprimir la yarda cúbica de material suelto depositado y volverlo al estado en que se encontraba en el banco. Esta compactación puede reducir el volumen de la yarda cúbica de material en banco, hasta 15%. Siempre que sea posible, debe efectuarse un control del peso y la expansión del volumen del material. Existen muchas variaciones en los pesos de los materiales, en áreas diferentes, y normalmente los ingenieros proyectistas pueden suministrar datos precisos sobre estos materiales. El uso de toneladas ò de yardas cúbicas de material en banco, suelto ò compactado, para los estimados de producción; dependerá de la base sobre el costo del trabajo. Los operadores de minas, canteras e industriales, así como los contratistas de acarreos de rocas, generalmente solicitan la producción en toneladas. A los contratistas, en su mayoría, se les paga sobre la base de yarda cúbica del material en banco que han extraído. Para cualquier estimativo de producción, es necesario obtener del cliente correctas unidades de pago. 1.4.1.Determinacion de factores El factor de expansión del volumen de un material, debe dividirse 100 entre 100 + porcentaje de la expansión. • El peso por yarda cúbica de un material suelto, multiplicar el peso de la yarda cúbica del material en banco, por el factor de expansión del volumen del material. • El peso del material en banco, por yarda cúbica, hay que dividir el peso suelto por yarda cúbica por el factor da expansión del volumen del material. •

Para los efectos estimados en este manual incluye una lista de los pesos Standard y los factores de expansión del volumen de los materiales más comunes. Al hacer el estimado, deben entenderse claramente cuales son los requerimientos de la producción. Por ejemplo, si las motopalas cargan material que se encuentra en banco, y los acarrearan y descargaran como material suelto, en ese caso deben consultarse las especificaciones de compactación. En este caso, la producción de la motopala se mide en yardas cúbicas de material en banco y su capacidad en yardas cúbicas al ras. No obstante, los volquetes cargan, acarrean y descargan material suelto. Sus capacidades y requerimientos de producción se miden en yardas cúbicas de material suelto, colmadas. Osea, quien efectué la estimación debe estar bien informado de las condiciones operativas. 1.4.2. Cargas útiles del vehiculo 6


La carga útil nominal de las unidades de acarreo TEREX está indicada en las hojas de Especificaciones Tecnicas, en libras, capacidades al ras (nivel de agua) y capacidades SAE. En volquetes, la capacidad SAE colmada es para carga en una pendiente de 2:1. En motopalas, la capacidad SAE colmada es para carga en pendiente 1:1 A efectos estimativos, no debe excederse la carga útil en libras. La cuchara del cargador TEREX están clasificados en yardas SAE al ras y colmadas (en pendiente de 2:1). El valor colmado normalmente se usa para determinar las cargas operativas del cargador. La carga acarreada se determina multiplicando la capacidad del balde colmado por el peso de la yarda cúbica da material suelto. Seguidamente; se muestra un ejemplo de la capacidad y carga útil de TEREX:

Mas adelante, se señalan algunas reglas practicas referidas a la relación entre libras y yardas. Cuando la producción se solicite en términos de yardas de material en banco removidas, los estimados se hacen multiplicando las yardas al ras de la motopala, por el peso del material por yarda cúbica de material en banco. Esto supone que el exceso de volumen creado por la expansión del material, será acumulado al tope de su capacidad al ras, no debiendo excederse la capacidad nominal en libras. La carga útil operativa máxima del cargador es, por definición, no mayor a la mitad de la carga estática de balanceo SAE mínima. Después de elegir un balde, su carga útil se estima multiplicando las yardas cúbicas colmadas-(nominales) SAE de 2:1, por el peso de la yarda cúbica de material suelto. Si el número resultante está muy por encima ò por debajo de la carga operativa máxima, debe buscarse un balde mayor o menor, y la carga útil debe recalcularse. Tanto los cargadores como las motopalas y volquetes, cargan materiales sueltos. Para asegurarse la adecuada capacidad volumétrica, la carga útil en libras debe dividirse por el peso por yarda cúbica de material suelto, y compararla con la capacidad colmada según se indica seguidamente:

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1.4.3. Selección del equipo de acarreo

Después que la persona que esta haciendo el estimado, haya examinado los requerimientos de la tarea y las condiciones operativas, se haya decidido determinar el rendimiento del equipo de movimiento de suelos de TEREX, deberá efectuarse una selección provisoria del mismo. La decisión final, naturalmente, dependerá del método que le ofrezca menor costo por yarda ò tonelada. En algunos casos, también serán considerados métodos tales como cables de arrastre, transportadores de cintas sin fin, etc. Estas reglas son generales y no debe considerárselas como patrones fijos. 1.4.4.

Criterio General

•

¿Podrá el contratista dar uso máximo al equipo en la múltiple variedad de aplicaciones con que podrá encontrarse?

•

Las unidades en consideración, ¿Son compatibles con los equipos de carga y acarreo existentes? ¿Existen restricciones en el espacio de maniobras? ¿Hay límites máximos laterales de altura? ¿Afectarán la selección pendientes pronunciadas ó longitudes extensas de caminos?

• • •

1.4.5. Utilizacion de motopalas con dos motores y con

elevador •

El material puede ser eficazmente cargado por motopalas (cargadas por empuje ò por elevador).

•

Se requiere una distribución controlada del material.

•

Sea importante la maniobrabilidad. Existan pendientes y altas resistencias a la rodadura (unidades de dos motores) Se necesite auto-carga y capacidad de trabajar sola (eficaz en motopalas con elevador, también en las convencionales de dos motores que se auto

• •

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cargan de muchos materiales). 1.4.6. Utilizacion de motopalas de un motor

La resistencia a la rodadura sea baja, y los caminos de acarreos largos, bien mantenidos, con pendientes, mínimas ò inexistentes. Se requieran acarreos a máxima velocidad.

1.4.7. Utilizacion de volquetes ò roqueros

El material acarreado son rocas grandes, minerales, arcilla esquistosa, etc., ò una combinación de material suelto y apelmazado. Se descargue en tolvas ò sobre los bordes de un vaciadero ó terraplén. La unidad da acarreo está sujeta a severos impactos de carga, durante una excavación larga el cableado de arrastre o la tolva de carga. Se necesita una máxima flexibilidad para acarrear una variedad de materiales, bajo cambiantes condiciones de trabajo.

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1.4.8. Utilizacion de volquetes de descarga por fondo

El material acarreado fluya libremente. El camino sea relativamente llano, permitiendo altas velocidades de viaje. La descarga sea irrestricta en una tolva de accionamiento superior, ò la carga se distribuya en montículos. 1.4.9. Performance del vehìculo

Performance es la capacidad del vehículo de suministrar potencia a una velocidad dada, en la medida que va venciendo las condiciones que tienden a limitar su performance. Un método simple para comprender la performance, es analizar separadamente los factores que proveen potencia al vehículo, y otros factores -tales como las condiciones del camino de acarreo, que determinan cómo esa potencia se hace efectiva. 1.5. • •

• •

• •

•

• •

CICLO DE TRABAJO. ¿Cuánto tiempo toma hacer un trabajo? ¿Cuantos minutos toma para una maquina hacer un ciclo de trabajo? El tiempo para un viaje completo es llamado tiempo del ciclo. En cualquier trabajo de movimiento de tierras, la maquina en un trabajo se mueve de acuerdo a algún patrón de ciclo regular: carguio-transportedescarga-retorno ò alguna variación de la misma. El ciclo de trabajo es la cantidad de tiempo que toma una maquina para completar un circuito de altas operaciones. Carguio, transporte, descarga y retorno aplicado al ciclo de una pala traílla, volquete. En el caso de buldózer, su ciclo puede ser empujado hacia delante, se detiene, seguir y se detiene otra vez. El proyecto de movimientos de suelos es llevado a cabo en un simple patrón para estimar el ciclo de tiempos de cualquier unidad en el trabajo por control de tiempo de varios ciclos completos de la maquina y luego tomando un promedio. ¿Que si el trabajo no había empezado aun? Tal vez la mas importante razón para completar el ciclo de tiempo deseando en la probabilidad de reducción esta a través de un mejor planeamiento ò esfuerzo de trabajo. Recuerde que el tiempo es dinero y 10


tiempos ahorrados en un trabajo de movimiento de tierras es dinero en el banco por el contratista. •

El tiempo del ciclo consiste en dos partes que son llamados “TIEMPO FIJO Y TIEMPO VARIABLE” 1.5.1. Tiempo Fijo

Es el tiempo consumido durante el ciclo de una maquina, en otras palabras que transporta ò retorna. Esto involucra el tiempo para carguio, descarga y mano de obra. Todas las cuales son constantes sin considerar la distancia que el material puede ser transportado ò llevado. 1.5.2. Tiempo Variable

Es el tiempo de transporte utilizado en que el volquete transporta el material y retoma vació. El tiempo para hacer esto varía con la distancia al botadero y la velocidad en la unidad de transporte. La razón para considerar el ciclo de tiempo en dos partes de fijo y variable es que se simplifica el procedimiento de estimación. Por ejemplo en la pala de arrastre, el tiempo de carguio, descarga y regreso es siempre constante y no hay razón para calcular el tiempo individual para cada uno a menos que haya una excepcional condición presente. Tiempos fijos determinados en el campo de trabajo puede ser encontrado en el Handbook de Perfomance. Este puede indicar que algunas constantes nos sirvan de guia. Bajo algunas condiciones de operación, esto puede ser deseable para los tiempos en obstáculos individuales como tiempo de espera, trafico congestionado, condiciones de trabajo fuerte, etc. Pueden causar considerable error en estas constantes. Si usted esta alguna vez en duda acerca del tiempo fijo. Debe chequear el trabajo, no dude en conseguir los datos, tomar una hoja deténgase a observar y controle todos los detalles que pueden variar las constantes. El tiempo del ciclo determina el número de viajes por hora y es evidente que el contratista de cualquier modo realiza la mayor cantidad de viajes por hora como le sea posible. Para lograr esto, el tiempo del ciclo tiene que ser mantenido al mínimo. Hay pocas prácticas que permitan al contratista minimizar el tiempo del ciclo. Para ello es necesario un sentido común practico y cuidado para seguir ò lograr resultados en el actual contrato. Reducir el Tiempo Fijo Los equipos deben estar ubicados de modo que el relieve de carga debe ser casi perfecto. Eliminar tiempo de espera en el corte por trabajo de otros equipos con empujadores. Un correcto promedio para el trabajo y también para el tiempo de carga ajustada como las distancias de trabajo constanrtes. Un detallado tratamiento ò análisis de este punto puede ser encontrado en 1.5.3.

• •

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•

Caterpillar Booklet de carga optimo. Tractores pueden ser equipados con ripper. En algunos casos romper el piso ò roca antes de cargar es absolutamente necesario. 1.5.4.

Reducir el Tiempo Variable

•

Aparejar las carreteras cuidadosamente como un factor importante, el trabajo de mantenimiento de las carreteras es uno de los más importantes aspectos de los proyectos de movimiento de suelo. Aunque las distancias mas cortos entre dos puntos es admitido una ligera recta algunas veces es necesario desviar pendiente en tenemos duros.

•

Mantenimiento de carreteras continuamente, usualmente una operación constante para moto niveladoras. Buenos carreteras o rampas es bastante en tiempo de transporte. 1.5.5. Producción Viajes por hora y carga neta por viaje determinan la producción de maquinas para movimiento de tierras. Producción aprovechable significa movimiento de grandes cantidades de material a menos costo posible. Porque gente y equipo no trabajan 60 minutos cada hora, un factor de eficiencia deben ser aplicadas para estimados de producción. Una vez que el tiempo del ciclo estimado para calculo de tiempo fijo y tiempo variable, esto llega ser un patrón para determinar el numero de viajes por hora. viajes/hor a=

60minutos tiempo delciclo(minutos )

Ejemplo Una unidad de transporte en determinada condición de trabajo tiene un tiempo del ciclo 4,5 minutos; ¿cuantos viajes por hora puede hacer la unidad? viajes/hor a=

60 = 13.3 4.5

La producción horaria puede se estimada una vez que los viajes por hora son conocidos. Producción = (jornadas banco/m) = bank gds/hora. Ejemplo Si la misma unidad de transporte ha sido diseñado para llevar 22 bank yard/trip. ¿Cual es la producción horaria? Producción = 22 bank yds/hora x 13,33 trips/hora. 12


= 293 bank yard/hora. Algunos míticos creen que en este punto que la gente debe trabajar 60 minutos cada hora, si piensa asi sus estimados serán elevados. Son datos máximos y no reales. La eficiencia de trabajo es el mas complejo elemento de estimación de producción desde que es influenciado por un indeterminado numero de factores tales como, la experiencia, actitud, juicio de las personas, operadores, los que dirigen y otros factores para el próximo mes, año, condiciones de tiempo, fallas en las maquinas y la disponibilidad de repuestos. Hay alguna regla pracrtica para estimar eficiencia de trabajo bajo determinados promedios: Tractor en oruga usualmente trabaja 50 minutos cada hora y tractor sobre ruedas usualmente trabaja 45 de cada hora. Hora de Trabajo 50 min/hora 45 min/hora 40 min/hora

Factor Eficiencia 83 75 67

Producción estimada = yds3/hora = producción (cubicyds/hora por 60 ´) x factor de eficiencia. 1.5.6. Limitación de las ruedas

La capacidad de producción de unidades sobre ruedas son basados en habilidad mecánica. Debe hacerse una apropiada selección de la llanta, velocidad, carga neta, puede ser disminuido para dar una razonable vida a la llanta. La selección de ruedas es con Handbook.

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CAPITULO II MOVIMIENTO DE TIERRAS

2.1. PRINCIPIO DEL MOVIMIENTO DE TIERRAS El movimiento de tierras es parte integrante de un gran número de obras, realizadas en Minería y Construccion Civil. En la minería a Cielo Abierto es fundamental tener presente éste aspecto del Movimiento de Tierras porque se realiza el desbroce ó desencape de materiales estériles. En el movimiento de tierras es necesario realizar las siguientes actividades: EXCAVAR, CARGAR, TRANSPORTE y DESCARGA. 2.2.

PRINCIPIO FUNDAMENTAL

“Mover más tierra en un tiempo determinado y al mínimo costo por metro cúbico”. En otras palabras se trata de la relación: “PRODUCCIÓN Y COSTOS VERSUS MÁQUINA”. Es necesario tener presente 2 aspectos fundamentales como son: •

La producción de las máquinas

•

Los costos de las máquinas

En el movimiento de tierras es fundamental determinar la productividad de una máquina. Comúnmente, el rendimiento se mide estableciendo una relación entre la producción por hora y los costos de posesion y operación de la máquina se expresa de la siguiente manera: Costo horario mínimo COSTOMÁSBAJOPORTONELADA = Costo masbajoportonelada 2.3.

LA ESTIMACIÓN DE LA PRODUCCIÓN 2.3.1. Unidades utilizadas en la Producción

La Producción es la cantidad por hora de material movido. La producción se puede expresar en varios tipos de unidades. MÉTRICAS: m3, TM INGLESAS: yd3, TC 14


Comúnmente el movimiento de tierras y el traslado de material en minas de Carbón se calculan por volumen (m3, yd3). Los que trabajan minas metálicas y no metálicas los productores trabajan, generalmente con medidas de peso (TM, TN).

2.3.2. Calculo de la Producción

En la mayoría de las aplicaciones de movimiento de tierras y manejo de materiales, la producción se calcula multiplicando la cantidad de material (carga) movido por ciclo por el número de ciclos en una hora. CARGA CICLOS * .......... .........( ton/hr) CICLO HORA La carga se mide de las siguientes formas: PRODUCCIÓN =

a) Pesándola b) Calculándo en función de la capacidad de máquina. c) Dividiendo el volumen por el número de cargas 2.3.3. Fases típicas en Movimiento de Tierras

EN BANCO (INSITU)

SUELTO (30% DE EXPANSIÓN)

COMPACTADO (25% DE COMPRESIBILIDAD)

1m3

1.3m3

0.75m3

1000kg

1000kg

1000kg

2.3.4. Elementos Fundamentales en la Producción de las Maquinas

Son 3 los factores básicos que influyen en la producción: a) EL MATERIAL b) EL TIEMPO c) LA EFICIENCIA 2.4.

MATERIAL EN EL MOVIMIENTO DE TIERRAS Es necesario conocer las propiedades físicas y mecánicas de los materiales para ejecutar económica y eficientemente los trabajos en el movimiento de tierras. Determinar la facilidad de carga de los materiales ó la excavación con rapidez porque se puede ver las dificultades si hay cambios en los componentes de los materiales. Por ejemplo hay materiales que se excavan y carga sin ninguna dificultad, pero también hay otros materiales 15


ó capas duras que requieren primero fragmentarse con un desgarrador y hasta voladura lo cual se hace difícil excavarla y cargarla por tanto que no posee facilidad de carga.

2.4.1. Clasificación De Materiales

Los materiales en el campo del movimiento de tierra se pueden clasificar en 3: a) ROCAS: En ésta se incluye el granito, la piedra caliza, los

esquistos, etc y materiales similares que suelen requerir algún procedimiento especial antes de cargarla. b) TIERRAS ó

SUELOS: Consisten en rocas descompuestas ó desintegradas y se clasifican usualmente de acuerdo con el tamaño de sus partículas. Por ejemplo gravas, gravillas, arena, limo, arcilla, etc. La Propiedad de retener la humedad tiene importancia pues el contenido de agua influye en el peso y en la facilidad ó dificultad de moverla. c) MEZCLA DE ROCAS Y TIERRA: corresponde al tipo más común

de suelos en el mundo. Los nombres que suelen darse a estas mezclas diversas se basan en los diferentes porcentajes de rocas y de tierra que las forman.

2.4.2. Características del material

Son 3 las características que se debe tener presente de los materiales a excavar, mover y cargar a) Densidad b) Esponjamiento ó expansión ó dilatación c) Compactación ó compresibilidad 2.4.3.Tipos de unidades de volumen

Son 3 tipos de medidas de volumen que se utiliza BCY= Vb M3 banco (volumen insitu ó volumen en banco) LCY = Vs M3 suelto (volumen suelto ó disgregado) CCY = VcM3 compactada (volumen después de la compactación)

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2.4.4.Densidad La densidad de un material influye en el rendimiento de los equipos: en la fuerza requerida para moverla, en la capacidad de peso y volumen para cargar y transportar etc. La densidad es una unidad de concentración física de una especie homogénea. Nos indica la masa (M) existente por unidad de volumen (V) su fórmula y unidades son:

D=

M  gr TM lb lb   x , , , V  cm3 m3 yd3 pie3 

Entre la densidad y el peso específico se usa más la densidad porque se cita sus unidades

Ejemplo 01: Convertir 2.7 gr./cm3 a lb./yd3 gr 2.7TM 2204.62 lb 0764 m3 D = 2.7 3 = * * TM lb cm 1m3 D = 4 550 lb/yd3

2.4.5. Esponjamiento y Expansión

El esponjamiento ó dilatación es el porcentaje de aumento en el volumen de un material (en metros cúbicos ó yardas cúbicas) después que sale de su estado original. También el esponjamiento de volumen del material cuando se excava del banco. Todo materia al ser disparado se expande y cada uno tiene su propio factor de expansión.

1º.- FORMULAS DE ESPONJAMIENTO Vs= Vb*(1+ %esp)

1 . 4 3m

 Vs   Vb=   1+ %esp Donde: % esp = Porcentaje de esponjamiento Vb = Volumen en banco (INSITU) 17

1 m3


Vs ds db

= Volumen material extraído = densidad material extraído = Densidad material en banco

2º.- PARA OBTENER EL % ESPONJAMIENTO %esp=

Vs− Vb *100 Vb

%esp'=

Vs'− Vb *100 Vb

Vs = Volumen del material extraído antes del asentamiento Vb = volumen del material en banco (INSITU) Vs’ = Volumen del material extraído después del asentamiento % esp = Coeficiente de esponjamiento inicial, que se mide a la extracción del material % esp’ = Coeficiente de esponjamiento final, se mide después del asentamiento de las materiales excavadas

3º.- FACTOR DE EXPANSIÓN ó SWELL FACTOR (Sf) Sf =

100 Vb Vi =  Sf = Vs Vf 100+% xpansión

Sf =

100 Ds df =  Sf = 100+ % expansión Db di

Sf =

Vi Vi+ %*Vi

CUADRO N° 1:

DENSIDAD APROXIMADO Y PORCENTAJE DE ESPONJAMIENTO DE DIFERENTES MATERIALES

MATERIAL

DENSIDAD Kg/Mt3

% DE ESPONJAMI ENTO

DENSIDAD Kg/Mt3

1 900

33

1 425

860

52

565

ARCILLA (INSITU)

2 020

22

1 660

CARBÓN : ANTRACITA EN BRUTO

1 600

36

1 190

BAUXITA CENIZA

18


ANTRACITA LAVADA

1 480

35

1 100

75% ROCA 255 TIERRA

2 790

43

1 960

50% ROCA 50% TIERRA

2 285

33

1 720

TIERRA: APISONADA Y SECA

1 900

25

1 515

EXCAVADA Y MOJADA

2 020

27

1 600

GRANITO FRAGMENTADO

2 730

64*

1 660

GRAVA COMO SAL DE CANTERA

2 165

12

1 930

CALIZA FRAGMENTADA

2 110

69*

1 545

1 600

12

1 425

HUMEDA

1 900

12

1 690

MOJADA

2 080

12

1 840

PIEDRA TRITURADA

2 670

ROCA DESCOMPUESTA:

ARENA: SECA Y SUELTA

TACONITA TIERRA VEGETAL

67

1 600

4 210 - 5 610

75 – 72

2 435 – 3 205

1 365

43

960

4º.- EJEMPLOS DE APLICACIONES DE ESPONJAMIENTO Ejemplo 01: Se tiene un material cuyo volumen en banco es 1 m3 y luego excavado llega a 1.4 m3. Hallar: a.- El porcentaje de esponjamiento %esp=

Vs− Vb 1.4-1 0.4 *100= = = 0.4 Vb 1 1

% esp = 40% b.- El swell factor ó factor de expansión Sf =

Vb 1 = = 0.7143 Vs 1.4

Ejemplo 02: Tenemos un material suelto de un volumen de 40 m3 y su esponjamiento es 35%. Hallar el volumen original en m3 en banco Solución 19


Mb=

Ms 40 3 = = 29.63m enbanco 1+ %esp 1+ 0.35

2.4.6. Compactación o Compresibilidad (C) La compactación viene a ser la reducción de volumen debido a su compactación mecánica. En trabajos de movimiento de tierras es necesario APISONAR el material suelto para compactarse, valiéndose de varios medios mecánicos, tales como el uso de RODILLOS, PISONES ó AGUA. Usual, en este tipo de trabajo, es que la tierra se APISONE a mayor densidad de la que generalmente estuvo en su estado natural. 1º.- LA FORMULA DE COMPACTACIÓN: Mc3 = Mb3 (1 - % C) Db = dc (1 - % C) Vc = Vb (1 - % C) Ms3> Mc3

Mb3 : Volumen en banco in situ. Mc3 : Volumen compactado % C : Porcentaje de compactación

2º.- EL % DE COMPACTACIÓN ó COEFICIENTE DE ASENTAMIENTO (T) T=

Vs− Vs' Vs

T=

F − F' 1+ F

Vs : Volumen de los materiales extraídos antes del asentamiento Vs’ : Volumen de los materiales después del asentamiento F : Coeficiente de esponjamiento inicial que se mide a la extracción del material F’ = Coeficiente de esponjamiento final ó persistente que se mide después del asentamiento del material excavado. 3°.- EL SHRINKAGE FACTOR (Shf) ó COMPACTACIÓN ó FACTOR DE CONTRACCIÓN Shf =

Shf =

100 100− %C YARDAS CUBICAS COMPACTADA S (yd3 C) YARDAS CUBICAS ENELBANCO (yd3 B)

4º .- EJEMPLOS DE APLICACIÓN DE COMPACTACIÓN 20


Ejemplo 01 ¿Cuál es el volumen compactado (Mc3) de 800 Mb3 de tierra con un factor de compactación de 20%? SOLUCIÓN Mc3 = Mb3 (1 - %C) = 800 ( 1 - 0.20) = 800 (0.80) = 640 Mc3 Ejemplo 02 ¿Cuántos metros cúbicos de banco se necesita para un relleno de 750 metros cúbicos compactados, sabiendo que el factor de compactibilidad es 25%.? Solución Mb3 =

Mc3 750 750 3 = = = 1000Mb 1− %C 1− 0.25 0.75

Ejemplo 03 ¿Cuál es el volumen en banco si el volumen requerido para compactar es de 10 000 yd3 y el factor de compactación es 10%?

Mb3 =

Mc3 10000 10000 = = = 11111 Mb3 1− %C 1− 0.10 0.95

Otro Método  100  3 Vi= 10000 *  = 11111yd  100− 10 Se necesita disparar 11 111 yd3 para tener un volumen final compactado de 10 000 yd3 . 2.4.7.Peso de la carga Hay veces en que se necesita calcular el peso de la carga que conduce un vehículo. Puesto que el vehículo siempre conduce tierra suelta, lo que se hace es buscar en la Tabla N° 10, el peso de un metro cúbico de material suelto y multiplicarlo, por el número de metros cúbicos de material suelto que conduce el vehículo, a fin de hallar el PESO TOTAL de la carga. En cambio, si únicamente se conoce el peso de un metro cúbico en banco (en su estado natural), habría que utilizar uno de los siguientes procedimientos: a) Convertir el volumen de material suelto en el vehículo, en volumen de banco utilizando la fórmula siguiente: 21


Mb3 = Ms3 (1 + % esp) Luego multiplicar el resultado por la densidad, osea el PESO de un metro cúbico en banco. b) Mediante la siguiente fórmula, convertir el PESO de un metro cúbico en banco en un metro cúbico suelto.

PesoenMs3 =

PesoenMb3 1+ %esp

El peso total de la carga que se TRANSPORTA en el vehículo se obtiene multiplicando la densidad de la tierra suelta (peso de un metro cúbico suelto) por el volumen de la carga en m3 suelto. PESO TOTAL DE LA CARGA VEHÍCULO = ds * Ms3 del vehículo 1º.- MODO DE PESAR LA CARGA El método más exacto para determinar la carga acarreada es pesándola. Al pesar la máquina debe estar relativamente horizontal, a fin de reducir los errores. Se debe efectuar el número suficiente de pesadas, a fin de obtener un término medio correcto, el peso total de la máquina es la suma de los pesos parciales sobre las ruedas ó ejes. Para determinar el peso de la carga, se resta el peso del vehículo vacío del peso bruto total. CARGA = PESO BRUTO DEL VEHÍCULO - PESO DEL VEHÍCULO VACÍO Para determinar el volumen en metros cúbicos en banco del material que acarrea una máquina, se divide el peso de la carga por la densidad del material en banco. M3BANCO=

PESODELACARGA DENSIDAD ENBANCO

2º.- EJEMPLOS DE APLICACIÓN DE PESO DE CARGA Ejemplo 01 ¿ Cuánto carga una TRAILLA de 30 yardas cúbicas (yc) de capacidad de un material que pesa 2700 Lb/Bcy y tiene 12% esponjamiento?. Solución a.- Hallando la densidad suelto del material 22


ds=

db 2700 = = 2410 lbs/lcy 1+ %esp 1+ 0.12

b.- Hallando la carga total ó peso total que carga la trailla. Peso = 2 410 Lbs/Lcy * 30yc = 72 300 Lbs de material suelto carga la trailla Llevando a TC sería: peso=

72300lbs = 36TC 2000lbs/TC

Ejemplo 02 ¿Cuántos yardas cúbicas (yc) ocupa en la tolva de un Camión de 100 TM de capacidad, un mineral de hierro, cuya gravedad especifica es 4,2 y su esponjamiento es 40%? Solución a.- Llevando la gravedad especifica en densidad Lb/Bcy.

G.E. = 4.2

TM lbs 1m 3 * 2204 . 62 * = 7079.055 1TM 1.308 yd 3 m3

G.E. = db = 7 079 lb/Bcy b.- Hallando la densidad suelta. ds=

db 7079 = = 5056.43lb/lcy 1+ %esp 1+ 0.42

c.- Convertir la densidad suelta a TM/ Lcy. ds=

5056.43lb/ Lcy *1TL= 2.257 TM/Lcy 2240lbs

d.- Hallando el volumen yd3 que ocupa en tolva de camión: VOLUMEN =

100TM = 44.308 Lcy 2.257 TM/Lcy

VOLUMEN = 44.3 yd3 material suelto 2.4.8.Factor de carga (load factor) (L.F.) 23


Se supone que 1yd3B de material pesa 3 000 lbs. Debido a las características del material, esta yarda cúbica en el banco se dilata un 30% a 1.3 yd3 suelto, cuando se carga, sin cambiar su peso. Si se compacta esta 1yd3B ó 1,3 yd3S, se reduce su volumen a 0.8yd3 compactadas, pero el peso continua siendo el mismo (3000Lbs). En vez de dividir entre 1 + Esponjamiento para determinar el volumen en el banco, se puede multiplicar el volumen de material suelto por el factor de carga. Vb = Vs *LF Si se conoce el % Esponjamiento del material se puede obtener el FACTOR DE CARGA (L.F.) con la siguiente fórmula: L..F.=

100% 100% o también = L..F.= 100% − %Esp 1+ %Esp

Ósea el factor de carga es la inversa del Factor de Esponjamiento %esp =

100%(1 - LF) LF

Otra forma de obtener el FACTOR DE CARGA es en la siguiente relación: L.F . =

ds db

.o

LF < 1  L.F.=

L.F . =

Lbs/Lcymaterial Lbs/bcymaterial

3 PESO1MS 3 PESO1Mb

Ejemplo 01 Hallar el Factor de Carga para un mineral de hierro, con gravedad especifica 4.2 y con un % esponjamiento de 40% Solución 1ER MÉTODO: Por cociente de densidades a.- Hallando la gravedad especifica en Lbs/yd3 en Banco: G.E. = 7 079 Lb/Bcy 24


b.- Hallando la densidad suelta

ds=

db 7079 7079 = = = 5056.43Lbs /lcy 1+ %esp 1+ 0.4 1.4

c.- Hallando el factor de carga L.F.=

ds 5056.43 = = 0.7143 db 7079

2DO MÉTODO POR % ESPONJAMIENTO: LF =

1 1 1 = = = 0.7143 1+ %esp 1+ 0.40 1.40

Ejemplo 02 Calcular: a. La producción del mes de una mina de cobre. b. El volumen de banco, sabiendo que el Stock inicial es de 15 000 Lcy que se envió a la planta 12 000TC y su balance final ó Stock final fue de 13 000 Lcy., el mineral tiene una densidad en banco de 3 800Lb/Bcy, y un factor de esponjamiento de 35% Solución DATOS: -

Stock inicial : 15 000Lcy Envió a planta : 12 000TC Stock final : 13 000Lcy Densidad : 3 800Lb/Bcy % Esponjamiento : 35%

CÁLCULOS: a.- Hallando la densidad suelta en TC/Lcy Lb 1TC 1.9TC/Bcy Ds= 3800 * = = 1.407 Bcy 2000lbs 1+ 0.35 25


b.- Hallando Stock inicial en TC Stock inicial = 15 000Lcy * 1.407 TC/Lcy = 21 111.11 TC c.- Envió a la planta: 12 000TC d.- Hallando Stock final en TC: Stock final = 13 000Lcy * 1.407 TC/Lcy = 18 296.29TC 1o .- Hallando la producción: PRODUCCIÓN

= 18296.29 TC + (12 000 – 21 111.11

PRODUCCIÓN

= 18296.29 - 9111.11 TC = 9 185 TC/mes

TC)

2º.- Volumen en banco: VB =

9185TC 4834.21 1.9TC / Bcy

2.4.9.Factor De Llenado: El porcentaje del volumen disponible en un cuerpo, cucharón ó caja que realmente se usa se llama FACTOR DE LLENADO. Un factor de llenado del 87% de una unidad de acarreo significa que un 13% de su capacidad nominal no se usa para acarrear el material los cucharones tienen, a menudo, los factores de llenado mayores del 100% Ejemplo 01 Un cucharón con una capacidad de 14yd (con una proporción colmada de 2:1) tiene un factor de llenado de 105% en una explotación de arenisca (4 125 Lb/Bcy) y un esponjamiento del 35%. Se pide: a. ¿Cuál es la b. ¿Cuál es el c. ¿Cuál es la d. ¿Cuál es la

densidad si esta suelto? volumen utilizable del cucharón? carga útil del cucharón por pasada en yd3B? carga útil del cucharón por pasada en Tc?

Solución a. Hallando La densidad de material suelto 26


ds=

db 4125 = = 3056 Lbs/scy 1+ %esp 1+ 0..5

b. Hallando el volumen utilizable del cucharón en yd3S VOL. CUCH LLENADO

= CAP. SUELTO NOMINAL CUCHARÓN * FACTOR = 14 * 1.05 = 14.7 Yd3 Suelto

c. Hallando carga útil de cucharón por pasada en yd3B PESO/PASADA = VOL. SUELTO * ds = 14.7 * 3 056 = 44 923Lb/pasada CARGAUTIL=

PESO(LB/PA SADA) 44923 3 = = 10.9yd B db(yd3B) 4125

También se puede hallar: CARGAUTIL=

3 VOl.CUCHARON SUELTO 14.7yd suelto 3 = = 10.9yd B 1+ %Esp (1+ 0.35)

d. Hallando carga útil del cucharón por pasada en TC CARGAUTIL=

PESO/PASAD A SUELTO 2000Lb/TC

=

44923 = 22.461 2000

CARGA ÚTIL = 22.5 TC/PASADA Ejemplo 02: Construya un acceso a un puente de 10 000yd3 compactado seca con un factor de contracción (shf) de 0.80. la unidad de acarreo tiene una capacidad nominal de 14yd3 Suelto a ras y de 20yd3 suelto colmada. a. ¿cuántos yd3B se necesita? b. ¿ Cuantos viajes se necesitan? Solución

a. Hallando el volumen en banco:

27

MANUAL DE DISEÑO DE MINAS A TAJO ABIERTO II 3 yd3C 10000yd C 3 = 12500yd B shf 0.80 b. Hallando número de cargas:

Vb=

- Factor de carga de Tabla N° 11 para arcilla seca es 0.81 CARGA (yd3B)

= Capacidad (yd3S) * FACTOR DE CARGA (LF) = 20 * 0.81 = 16.2yd3B/CARGA

3 12500yd B NUMERO DECARGAS REQUERIDAS = = 772cargas 3 16.2yd B7Carga

2.4.10.

El Tiempo – Factor En La Producción

Para estimar la producción hay que determinar el número de viajes completos que hace una máquina ó un equipo por hora. Antes de esto, debe hallarse el tiempo que invierte la máquina en cada ciclo. Se mide fácilmente con ayuda de un CRONOMETRO. Se debe medir el tiempo medio de varios ciclos completos a fin de obtener el tiempo medio, por ciclo. Así mismo medir el tiempo de cada etapa ó fase del ciclo como, tiempo de carga, acarreo, etc. También es necesario tener presente: El tiempo de espera, es la que invierte una máquina en espera a otro a fin de hacer juntos una operación. El tiempo de demora, es el que transcurre cuando una maquina no participa en el ciclo de trabajo, pero no se trata de tiempo de espera. -

También es necesario considerar diferentes clases de producción: a) PRODUCCIÓN REAL: Incluye todo los tiempos de espera y de

demora. b) PRODUCCIÓN NORMAL: (Sin considerar el tiempo en demoras);

incluye el tiempo de espera que se considera normal, pero no el que se pierde en demoras. c) PRODUCCIÓN MÁXIMA: Para calcular la producción máxima (u

óptima) se eliminan los tiempos de espera y las demoras. Se podría modificar más aún el tiempo del ciclo utilizando un tiempo óptimo de carga. Durante la ejecución de un trabajo se sabe cuantos metros cúbicos 28


de tierra hay que mover. Además se cuenta con un determinado tiempo para llevarlo a cabo. Sobre estas bases puede calcularse cuántos metros cúbicos por hora debe mover para terminar el trabajo a tiempo. Antes de saber si se puede conseguir dicho rendimiento, se necesita conocer la producción por hora con el equipo que tiene. 2.4.11.

componentes del ciclo

El ciclo productivo de cualquier trabajo de movimiento de tierras pueda ser dividido en 6 componentes que son: CARGA – ACARREO ó EMPUJE – DESCARGA – RETORNO – UBICACIÓN Y DEMORA De los cuales es necesario que ejecute 4 funciones básicas: CARGA – ACARREO – DESCARGA Y REGRESO Cada uno de estos componentes es responsable de un cierto porcentaje de tiempo del ciclo total. Los factores que afectan a las mismas, determinarán el tiempo de cada componente.

a) factores de carga: - Dimensión y tipo de la máquina cargadora. - Tipo y condición del material a cargarse - Capacidad de la unidad - Habilidad del operador de la carga b) factores de acarreo / empuje - Capacidad de PERFORMANCE de la unidad - Distancia del acarreo - Condición del camino de acarreo - Pendientes - Factores diversos que afectan la velocidad del acarreo c) factores de descarga - Destino del material: tolva, sobre banco, relleno, pila, de acopio, botadero, stock pile, etc. - Condición del área de descarga - Tipo y maniobrabilidad de la unidad de acarreo - Tipo y condición del material 29


d) factores de retorno - Capacidad de desempeño de la unidad - Distancia de retorno - Condición del camino de acarreo - Pendientes - Factores diversos, que afectan la velocidad del retorno e) factores de ubicación: - Maniobrabilidad de la unidad - Área de maniobrabilidad disponible - Tipo de máquina cargadora - Ubicación del equipo cargador f) factores de demora: - Tiempo en la espera por la unidad cargadora ó el tractor de empuje - Tiempo en la espera de descarga en la trituradora. 2.4.12.

clasificación del tiempo del ciclo

El tiempo del ciclo, es el periodo que necesita una máquina ó equipo para ejecutar dichas operaciones. El tiempo del ciclo puede clasificarse en 2 categorías principales: TIEMPO FIJO y TIEMPO VARIABLE: TIEMPO TOTAL CICLO = TIEMPO FIJO + TIEMPO VARIABLE a) TIEMPO FIJO: Es el que se utiliza en la CARGA y DESCARGA con

la inclusión de las maniobras necesarias, en la UBICACIÓN y aún las DEMORAS. Estas porciones del ciclo son bastante constantes, cualquiera sea la longitud del acarreo y del regreso. b) TIEMPO VARIABLE: Es el tiempo de viaje, para ser mas exactos, el que se requiere en el TRANSPORTE y REGRESO del ciclo. Dicho tiempo varían según la distancia y condiciones del camino de acarreo entre la zona de carga y la de descarga ó relleno. El TIEMPO DEL CICLO, determina el número de viajes por hora. Se debe mantener ó reducir al mínimo el tiempo del ciclo, de lo contrario se tendrá: BAJA PRODUCCIÓN y SUBEN LOS COSTOS por unidad de trabajo, lo cuál genera pérdidas. 2.4.13. Ejemplos De Aplicación

30


EJEMPLO 1: Se desea mover 100 000m3 de tierra durante 4 semanas. El trabajo es 12 horas diarias, 6 días por semana. ¿Cuál es la producción horaria? 3 3 10000m 100000m PRODUCCIÓN = = 4semanas *6dias/sema na*12hrs/dia 288hr

PRODUCCIÓN = 347m3/hr Ejemplo 02 En un estudio de las operaciones de un equipo se obtuvieron los siguientes datos: - Tiempo medio de espera = 0.28 minutos - Tiempo medio de demoras = 0.25 minutos - Tiempo medio de carga = 0.65 minutos - Tiempo medio de acarreo = 4.26 minutos - Tiempo medio de descarga = 0.50 minutos - Tiempo medio de retorno = 2.09 minutos CICLO TOTAL (PROMEDIO) 8.03 minutos Menos Esperas y Demoras 0.53 minutos CICLO MEDIO (100% Eficiencia) 7.50 minutos - Peso de la unidad de acarreo vació = 48 650 Lbs - Peso de la unidad de acarreo cargada : Pesada N° 1 = 93 420Lbs Pesada N° 2 = 89 770Lbs Pesada N° 3 = 88 760Lbs 271 950Lb / 3 Peso medio = 90 650Lbs 1. Peso promedio de carga = 90 650 Lbs - 48 650 Lbs = 42 000Lbs 2. Densidad = 3 125 Lb/Bcy

3.

CARGA=

pesodecarga 42000lb = 3 Densidad enbanco 3125lb/yd enB

CARGA = 13.44yd3 en banco

31


60min/hora60minutos/ho ra = = 4. Ciclo/hora tiempo ciclo 7.50min/ci clo Ciclo/hora = 8 5. PRODUCCIÓN = Carga/ciclo * Ciclo/hora (menos demoras) = 13.44 * 8.0 = 107.52 yd3 en B/hora 2.5. LA EFICIENCIA – FACTOR BÁSICO EN EL TRABAJO

La eficiencia en el trabajo es uno de los elementos más complicados para estimar la producción, pues influyen factores tales como: la pericia ó habilidad del operador, las reparaciones pequeñas y los ajustes. Las demoras del personal, y los retrasos a causa del plan de trabajo. Las cifras aproximadas sobre eficiencia podría considerarse si no hay disponibles datos en el trabajo. OPERACIÓN

MINUTOS POR HORA

FACTOR DE EFICIENCIA

- Trabajo Diurno

50 min/hor

0.83

- Trabajo Nocturno

45 min/hor

0.75

Estos factores no toman en cuenta las demoras a causa del mal tiempo ni las paralizaciones por mantenimiento y reparaciones. Cuando se hagan los cálculos, hay que utilizar dichos factores de acuerdo con la experiencia y las condiciones locales. También otros alcances sobre la eficiencia se dan a continuación: EFICIENCIA DEL TRABAJO

BUENA FAVORABLE

PROMEDIO BUENA

MALA DESFAVORABLE

N° de minutos/hora del trabajo

55

50

40

Porcentaje (%)

92

83

67

Al calcularse la producción, ya sea de una máquina ó de una flota, el resultado se basa en el 100% de eficiencia. Debe considerarse sin embargo, que existen variables tales como son: el factor humano, el tiempo atmosférico, repuestos y servicios que necesitan las máquinas, el método de producción, operaciones nocturnas, movimiento de la pala, voladuras, tránsito, paralizaciones, otros factores tales como eficiencia en la administración y supervisión, experiencia del operador, equilibrio adecuado entre los equipos auxiliares, etc. 32


Se resume en eficiencia de operación del equipo y la eficiencia administrativa ó de supervisión, que se da a continuación:

EFICIENCIA DE OPERACIÓN

Buena 1.0 Promedio Mala

EFICIENCIA DE SUPERVISIÓN ó ADMINISTRACIÓN

0.9

Buena

0.8 0.7

Promedio Mala

0.85 0.65

Si combinamos estas 2 eficiencias tenemos el siguiente cuadro:

EF. ADMINISTRACIÓN EF. OPERACIÓN

BUENA

PROMEDIO

MALA

BUENA

0.9

0.77

0.69

PROMEDIO

0.8

0.68

0.52

MALA

0.7

0.60

0.45

Luego diremos 5 - 6 horas de trabajo es buena en subterránea, pero en el Perú posiblemente se llega a 4 horas de trabajo efectivo de 8 horas por guardia. Ejemplo 01: Si un equipo trabaja en promedio 45 minutos por hora ¿Cuál es el factor de trabajo? ¿cuál sería la producción compensada si para los 60 minutos por hora se considera 50m3 ? Solución a.- Hallando factor de eficiencia eff=

45min/hr = 0.75 60min/hr

b.- Hallando la producción compensada Prod = 50m3 * 0.75 = 37.5 m3/hora 33


Ejemplo 02: ¿Cuantos minutos de trabajo efectivo realiza un equipo que tiene una eficiencia de 68%? min/hr = 60min/hr * 0.68 = 40.8min/hr

2.5.7.Performance Del Equipo (Ó Vehículo) Perfomance es la capacidad del equipo de suministrar POTENCIA a una velocidad dada, en la medida que supera las condiciones que tienden a limitar su performance. Un método simple para comprender la performance, es analizar separadamente los factores: a. Elementos que proveen potencia al vehículo. b. Otros factores - tales como las condiciones del camino de acarreo, condiciones climáticas, que determinan cómo esa potencia se hace efectiva. 2.5.8.Elementos proveedores de potencia: El TREN de potencia determina la potencia disponible de un vehículo. Los elementos del tren de potencia son: a. b. c. d.

El motor El convertidor de par Relación de transmisión total (incluyendo la TRANSMISIÓN) El neumático ó radios de rodadura de la rueda motriz

2.5.9.Factores limitativos de la performance Condiciones tales como: el perfil, altitud, las condiciones del camino de acarreo y el peso del vehículo, determinan cómo la potencia suministrada por el vehículo se transforma en rendimiento. Estos factores de la producción y performance son: a. b. c.

d.

RESISTENCIA A LA RODADURA RESISTENCIA EN PENDIENTE RESISTENCIA TOTAL ó PENDIENTE COMPENSADA LA TRACCIÓN 34


e.

LA ALTURA ó ALTITUD

2.5.10. Resistencia a la Rodadura (R.R.)

Es la resistencia que se opone al movimiento. También es la resistencia que un vehículo encuentra cuando se desplaza sobre un terreno. RR = FI + FR + PLL Lb/ton Donde: RR : Resistencia al rodamiento FI : Fricción interna (en llantas) FR : Flexión del Neumático (presión de aire en llantas) PLL : Penetración de las llantas ó del neumático lb JALE = = %  1% = 20Lb/TC ton PESODELVEHÍCULO Se eliminan la resistencia al rodamiento: afirmando las carreteras, mejorando las pistas, regando la carretera, etc. pues los equipos desarrollarán mayor velocidad.

TABLA DE RESISTENCIA AL RODAMIENTO SUPERFICIE

Concreto Asfalto Grava suave Tierra compactada - Tierra carretera - Tierra no compactada - Arena suave -

LLANTA ALTA PRESIÓN Lb/TON % 30 1.5 36 1.8 45 2.3 60 2.5 110 5.5 150 7.5 280 14.0 35

LLANTA BAJA PRESIÓN Lb/TON 40 48 60 80 90 100 240

% 2.0 2.4 3.0 4.0 4.5 5.0 12.0


NOTA: 1% = 20Lb/TC

Ejemplo 01: ¿Cuál es la resistencia a la rodadura en % para una resistencia de 40 libras por tonelada de peso de un vehículo? lb JALE 40lbs defuerza requerida = = = 2% ton PESODELVEHÍCULO 2000lbs pesovehíuclo

Ejemplo 02: ¿Cuál es la resistencia a la rodadura para un vehículo que tiene peso bruto 110 Ton y un factor de resistencia a la rodadura 65Kg/ton? RR = PBV * FRR RR = 110Ton * 65kg/ton = 7 150kg Ejemplo 03: ¿Cuál es la resistencia al rodamiento para un vehículo de 80 000 libras de peso y un factor de resistencia al rodamiento de 2%? ¿cuál es el tiro disponible del mismo vehículo que desarrolla un tiro de 20 000 Lbs a una velocidad de 5 MPH.? Solución 1º.- Primer Método de hallar la RR: RR = 80 000Lbs * 2% = 1600Lbs 2°.- Segundo Método de hallar la RR: PBV=

80000Lbs = 49TCademás 1% = 20Lb/TC 2000lbs

RR = 40Tc * 20Lb/TC * 2% = 1 600Lbs 3°.- Hallando el tiro disponible: Tiro Disponible = 20 000 – 1 600 = 18 400Lbs 2.5.11. Interpretación:

Un vehículo de 80 000Lbs (40TC) de peso, sobre un camino llano, con una 36


resistencia a la rodadura de 2%, debe desarrollar 1 600Lbs de tiro en la llanta (80 000 * 2%) para superar la resistencia, antes de que comience a moverse. Si se dispusiera de 20 000Lbs de tiro en la llanta a 5MPH, entonces se tendrá de 18 400 libras de tiro en la barra de tracción para hacer trabajar (20 000Lbs - 1 600Lbs). 2.5.12. Resistencia En La Pendiente (Rp)

Es la fuerza de gravedad que debe vencer un vehículo cuando asciende una pendiente. La magnitud de dicha fuerza depende del peso total del vehículo. RP = PBV (Ton) * FRP RP = Resistencia en pendiente PBV = Peso bruto del vehículo en toneladas FRP = Factor de resistencia en pendiente El porcentaje de pendiente ó gradiente se obtiene: %G=

vertical *100 horizontal

La gradiente oscila entre recomendable) Así mismo

8% -

12% (máximo

1% 1% 10%

10 kg/TM 20 Lb/TC 200 Lb/TC

La capacidad para vencer pendientes, es otro método de expresar el empuje de la barra de tracción. PENDIENTE MAXIMA =

LIBRASDETIROENLALLANTA *100RR% LIBRAS DEPESODELVEHÍCULO

Esta es una medida del porcentaje de pendiente que puede ser superada por un vehículo de un peso y potencia dados. Usar la pendiente máxima es la estimación de la producción es limitado, en razón de que su valor depende del peso especifico del vehículo, requiere el trazado de nuevas curvas para cada cambio en el peso del vehículo. Ejemplo 01: Un vehículo de 80 000 Lbs de peso en una pendiente del 6%, debe desarrollar 4 800 Lbs de tiro en la llanta para superar la resistencia a la 37


pendiente (80 000 * 6%). Si originalmente se disponía de 20 000 Lbs de tiro en la llanta, en una pendiente del 6% quedaría un remanente de 15 200 Lbs (20000 Lbs - 4800 Lbs). Ejemplo 02: Hallar la pendiente máxima para un vehículo que tiene 4 800 libras de tiro en la llanta, una resistencia a la rodadura de 2% y un peso bruto vehículo 80 000Lbs Solución: PENDIENTE MAXIMA =

48000 *100- 2% = 6% 80000

Ejemplo 03: ¿Cuál es la resistencia a la gradiente para un equipo de 17.5 ton de peso y un factor de resistencia a la pendiente de 10%? Solución: RP = PBV * FRP = 17.5 Ton * 20Lb/Ton * 10% RP = 3 500Lbs Ejemplo 04: Hallar la resistencia a la pendiente para un equipo de peso 100TM, está subiendo una pendiente del 5% RP = 100TM * 5% * 10Kg/TM = 5 000Kg

2.5.13.

Resistencia Total Ó Pendiente Compensada Es la pendiente necesaria que debe tener un equipo para moverse sobre una superficie, superando la resistencia a la rodadura y resistencia a la pendiente. También se llama PENDIENTE COMPENSADA ó EFECTIVA porque se expresa en %. a) EN SUBIDA ( ó CUESTA ARRIBA) RT = RR + RP PULL ó JALE FINAL = JALE DISPONIBLE – (RR + RP) b) EN TERRENO A NIVEL (HORIZONTAL) 38


RT = RR PULL ó JALE FINAL = JALE DISPONIBLE – RR c) EN BAJADA ( ó CUESTA ABAJO) RT = RR – RP PULL ó JALE FINAL = JALE DISPONIBLE + RP – RR En un recorrido cuesta abajo, es más importante tomar en cuenta consideraciones tales como los FRENOS y los NEUMÁTICOS que los requisitos de potencia.

Ejemplo 01: ¿Cuál es la pendiente compensada de un cargador frontal con llantas que se desplaza en un camino liso y firme con RR de 30Kg/t y una pendiente +4%. Solución: a. Hallando pendiente compensada ó efectiva: RR =

30 Kg 1% 1% * * = 3% t 10 Kg 10 Kg / t

PC = RR +RP = 3% + 4% = 7% b. Hallando la resistencia total RT= RR+ RP =

30Kg 10Kg/t + 4% t 1%

RT = 70Kg/t Ejemplo 02: La resistencia a la rodadura es 2% y la resistencia a la pendiente del 6% por lo tanto, el vehículo debe desarrollar 600 Lbs de tiro en la llanta para vencer una resistencia total del 8% (80 000 * 8% = 6 400Lbs). De los 20 000Lbs de tiro en llanta originariamente disponibles, 13 600 Lbs, quedan para la aceleración (20 000Lbs - 6 400Lbs). 2.6. LA TRACCIÓN Tracción es la acción ó efecto de traer ó arrastrar. El motor le da energía y esta energía se transmite a las ruedas, debe existir una eficiente de fricción y tracción. En la tracción interviene 2 factores:

39


a. El peso (en el eje del motor de toda la máquina en el caso de una unidad tipo oruga); (P) b. La adherencia del material ó coeficiente de tracción (Ct) La fuerza máxima de tracción es igual: Fm = P * Ct Es decir una rueda ó una oruga patinando, no transmiten potencia al suelo. Los dos factores que evitan que la rueda u oruga patinen, son el peso y la tracción disponible para las condiciones de ese suelo. El grado de tracción entre el neumático ó zapata de la oruga y el suelo, se denomina coeficiente de tracción. Puesto que nunca la adhesión es del 100%, el coeficiente es siempre inferior a 1.0 TABLA DE COEFICIENTE DE TRACCIÓN MATERIALES

LLANTAS ORUGAS

Concreto (hormigón)

0.90

0.45

Arcilla seca

0.55

0.90

Arcilla húmeda

0.45

0.70

Arena seca

0.20

0.30

Arena húmeda

0.40

0.50

Tierra suelta

0.45

0.60

Tierra firme

0.60

0.90

Canteras a cielo abierto

0.65

0.55

Carretera con cascajo (suelto)

0.35

0.50

Nieve compactada

0.20

0.50

Hielo

0.10

0.10

Carbón, en pila de acopio

0.45

0.60

Ejemplo 01: Un vehículo con 50 000 libras en el eje motor trabajando en un suelo cuya condición sea la de un coeficiente de tracción de 0.6, puede suministrar hasta 30 000 libras (50 000 * 0.6) de tiro en la llanta, antes que los neumáticos patinen. Ejemplo 02: ¿Cuál es la fuerza Motriz utilizable ó la fuerza máxima de tracción de un 40


tractor sobre orugas que trabaja en tierra arcillosa y húmeda, si la máquina pesa 20TM? Solución: Fm = P * Ct = 20 000Kg * 0.70 Fm = 14 000Kg NOTA: Peso: 20TM * 1 000Kg/ 1TM = 20 000Kg De tabla Ct = 0.70 TABLAS EXPANSION, VACIOS Y FACTORES DE CARGA EXPANSIÓN (%) VACIOS (%) 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100

4.8 9.1 13.0 16.7 20.0 23.1 25.9 28.6 31.0 33.3 35.5 37.5 39.4 41.2 42.9 44.4 45.9 47.4 48.7 50.0

FACTOR DE CARGA 0.952 0.909 0.870 0.833 0.800 0.769 0.741 0.714 0.690 0.667 0.645 0.625 0.606 0.588 0.571 0.556 0.541 0.526 0.513 0.500

FACTORES DE LLENADO DEL CUCHARÓN 41


material suelto Agregados húmedos mezclados Agregados uniformes hasta de 3mm (1/8”) 3 mm – 9 mm (1/8” – 3/8”) 12 mm – 20 mm (1/2” – ¾”) 24mm (1”) y más

Factor de llenado 95 – 100% 95 – 100 90 – 95 85 – 90 85 – 90

roca de voladura Buena Media Mala

80 – 95% 75 – 90 60 – 75

otros Mezclas de roca y tierra Marga húmeda Tierra vegetal, piedras, raíces Materiales cementados

100 – 120% 100 – 110 80 – 100 85 – 95

% DE RESISTENCIA A LA RODADURA TERRENO Camino muy duro y liso de hormigón asfalto frío ó tierra sin penetración al flexión de los neumáticos Camino estabilizado, pavimentado, duro y liso que no cede bajo el peso, regado y conservado Camino firme y liso, de tierra ó capa ligera, que cede un poco bajo carga ó irregular, conservando con regularidad regado Camino de tierra desigual ó que flexiona bajo carga, conservando irregularmente sin regar, flexión ó penetración de

Neumáticos telas radiales 1.5% 1.2%

cadena

Cadena neumática

0%

1.0%

0%

1.2%

0%

1.8%

0%

2.4%

0%

3.0%

2.0% 1.7%

3.0% 2.5%

4.0% 4.0%

42


los neumáticos de 25 mm (1”) Camino de tierra, desigual ó que flexiona bajo carga, conservado irregularmente sin regar, flexión ó penetración de los neumáticos 50 mm (2”) Camino irregular, blando sin conservación, sin estabilizar, flexión ó penetración de los neumáticos de 100 mm (4”) Arena ó grava suelta Camino irregular blando, sin conservación, sin estabilizar, flexión ó penetración de los neumáticos de 200 mm (8”) Camino muy blando, fangoso, irregular, sin flexión pero con penetración d neumáticos de 300 mm (12”)

5.0% 5.0%

0%

4.8%

2% 5%

7.0% 10.0%

8%

15.0%

8.0% 8.0% 10.0% 10.0% 14.0% 14.0%

20.0% 20.0%

ANGULO NATURAL DE REPOSO DE VARIOS MATERIALES

MATERIAL

ANGULO ENTRE HORIZONTAL Y LA PENDIENTE DE LA PILA Relación

Carbón, industrial Tierra común seca húmeda mojada Grava, redonda a angular arena y arcilla Arena seca húmeda mojada

1,4 : 2,8 : 2,1 : 2,1 : 1,7 : 2,8 : 2,8 : 1,8 : 2,8 :

1– 1– 1– 1– 1– 1– 1– 1– 1–

1,3 : 1 1,0 : 1 1,0 : 1 1,7 : 1 0,9 : 1 1,4 : 1 1,7 : 1 1,0 : 1 1,0 : 1

Grados 35 – 20 – 25 – 25 – 30 – 20 – 20 – 30 – 20 –

38 45 45 30 50 35 30 45 45

COEFICIENTES APROXIMADOS DE LOS FACTORES DE TRACCIÓN factores de tracción MATERIAL

Neumáticos

Cadenas

Hormigón.............................. ...........

0,90 0,55

0,45 0,90

43


Marga arcillosa, seca....................... Marga arcillosa, mojada................... Marga arcillosa con surcos.............. Arena seca....................................... Arena mojada.................................. Canteras................................ .......... Camino de grava suelta................... Nieve compacta.............................. . Hielo...................................... ........... Zapatas semicaladas Tierra firme...................................... Tierra suelta.................................... . Carbón amontonado........................

0,45 0,40 0,20 0,40 0,65 0,36 0,20 0,12

0,70 0,70 0,30 0,50 0,55 0,50 0,27 0,12

0,55 0,45 0,45

0,90 0,60 0,60

RESISTENCIA DE DIVERSOS TERRENOS RESISTENCIA MATERIAL Roca (semi fragmentada)............. Roca (entera).............................. . Arcilla seca................................... Húmeda................... .......... blanda..................... .......... Grava

Bar

Lb/pulg

TM/m2

U.S. tons/pie3

4,8 24,1 3,8 1,9 1,0 7,6 3,8 1,9

50 350 55 27 14 110 55 27

50 240 40 20 10 80 40 20

5 24 4 2 1 8 4 2

0,5

7

5

0,5

2

44


cementada......................... Arena compacta seca.................. Limpia y seca.................... Arena movediza y terreno de aluvión................................ ..........

TABLA DE PESO DE MATERIALES peso del material

SUELTO kg/m3 lb/yd3

EN BANCO kg/m3 lb/yd3

Basalto Bauxita, caollín Caliche Carnolita, mineral de uranio Ceniza Arcilla – en su lecho natural seca mojada Arcilla y grava – secas mojadas Carbón – antracita en bruto lavada ceniza, carbón bituminoso bituminoso en bruto lavado Roca descompuesta – 75% roca, 25% tierra 50% roca, 50% tierra 25% roca, 75% tierra Tierra – Apisonada y seca Excavada y mojada Marga Granito fragmentado Grava – Como sale de

1960 3300 1429 2400 1250 2100 1630 2750 560 950 1660 2800 1480 2500 1660 2800 1420 2400 1540 2600 1190 2000 1100 1850 530 – 650 - 1100 950 1600 830 1400

2970 5000 1900 3200 2260 3800 2200 3700 860 1450 2020 3400 1840 3100 2080 3500 1660 2800 1840 3100 1600 2700

900

580 – 890 - 1500 1280 2150

2790 45

factores de carga 0.67 0.75 0.55 0.74 0.66 0.82 0.81 0.80 0.85 0.85 0.74 0.74 0.93 0.74 0.74

1000

0.70 0.75 0.80 0.80 0.79 0.81 0.61 0.89 0.89 0.89


cantera Seca Seca, de 6 a 50

1960 3300 mm 1720 2900 Mojada de 6 a 50 mm 1570 2650 Yeso – Fragmentado 1510 Triturada 2550 Hematita, mineral de 1600 hierro 2700 Piedra caliza – 1250 fragmentada 2100 triturada 1660 Magnetita, mineral de 2800 hierro 1930 Pirita, mineral de hierro 3250 Arena – Seca y suelta 1510 Húmeda 2550 Mojada 1690 2850 Arena y Arcilla – suelta 2020 compacta 3400 da 1810 Arena y grava – seca 3050 mojada 1600 Arenisca 2700 Pizarra bituminosa 1810 -2450 4000 Escorias fragmentadas - 5400 Nieve – seca 1540 mojada 2600 Piedra triturada 1540 2600 Taconita 2790 Tierra vegetal 4700 Roca fragmentad 2580 4350 1420 2400 1690 2850 1840 3100 1600 2700 2400 4050 46

4700 2280 3850 1960 3300 1900 3200 2020 3400 1540 2600 2730 4600 2170 3650 1690 2850 1900 3200 2260 3800 3170 5350 2790 4700 2130 -2900 4700 - 6400 2610 4400 3260 5500 3030 5100 1600 2700 1900 3200 2080 3500 2020 3400 1930 3250 2230 3750

0.89 0.57 0.57 0.85 0.59 0.85 0.85 0.89 0.89 0.89 0.79 0.89 0.91 0.60 0.75 0.60

0.60 0.58 0.70 0.67


1720 2900 2020 3400 1510 2550 1250 2100 1750 2950 130 220 520 860 1600 2700 1630 -1900 3600 - 4200 950 1600 1750 2950

2520 4250 1660 2800 2940 4950

2670 4500 2360 -2700 5200 - 6100 1370 2300 2610 4400

P O R C E N TA JE 100 90

1/2 - 1

1/4 - 1

80

1/4 1

70

70

60

1-1

90 80

60 50

50 40

40

2-1

30

30

3-1

4-1

20 10 0

5-1 6-1 10 - 1

20 - 1 25 - 1

20 10 0

G R A D O S P E N D IE N T E EQUIVALENCIAS ENTRE 47


GRADOS Y PORCENTAJE GRADOS PORCENTAJE 1 1.8 2 3.5 3 5.2 4 7.0 5 8.8 6 10.5 7 12.3 8 14.0 9 15.8 10 17.6 11 19.4 12 21.3 13 23.1 14 24.9 15 26.8 16 28.7 17 30.6 18 32.5 19 34.4 20 36.4 21 38.4 22 40.4 23 42.4 24 44.5 25 46.6

GRADOS 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45

48

PORCENTAJE 48.8 51.0 53.2 55.4 57.7 60.0 62.5 64.9 67.4 70.0 72.7 75.4 78.1 81.0 83.9 86.9 90.0 93.3 96.6 100.0


2.7. CARACTERÍSTICAS DE FUNCIONAMIENTO RENDIMIENTO DE

EQUIPOS PARA MINERÍA 2.7.7.¿por qué la resistencia a la rodadura no afecta a tractores de oruga? Los tractores llevan su propio camino o carril con ellos. Desde que sus canales de desplazamiento son de acero, estos son suaves y duros obviamente no se tiene llantas o penetración de ruedas alguno. Solamente la fricción continúa en los frenos de potencia. Este cambio es para explicar la diferencia entre el rendimiento de la potencia en la volante y la potencia en la bona de erosión de un tractor oruga. Por lo tanto para todo propósito práctica un tractor no tiene resistencia a la rodadura. 2.7.8.¿qué pasa entonces cuando un tractor de oruga gala una pala de arrastre o rueda?. ¿Cuál es la conservación de la resistencia a la rodadura?. Para conocer la resistencia a la rodadura, solamente el peso en las ruedas debe ser conocido o considerado. Ejemplo: ¿Cuál es la resistencia a la rodadura de un tractor de oruga y una pala de arrastre Desplazándose por un riel , cometero seco flexible considerablemente bajo carga?. (ver cuadro chico). Resistencia a la rodadura por unidad: peso en la rueda x rr (factor). Seno de la pala de arrastre = 35,000lbs = 17.5ton. Resistencia ala rodadura por unidad = (17.5ton)x(100lbs/ton) = 1,750lbs. Ahora supongamos que la pala de anostre esta cargado, en toda su capacidad con 63,000lbs de carga neto, la resistencia al a rodadura aumentara, veamos cuanto mas: Resistencia a la rodadura por unidad= Peso en las ruedas = peso de la pala de arrastre + carga. = 35,000 + 63,000 = 98,000lbs ó 49ton. Resistencia a la rodadura por unidad = (49ton)x(100lbs/ton) = 4,900lbs. 2.7.9.¿Que acerca de los tractores o ruedas?. En el caso de tractores con ruedas, la resistencia ala rodadura trabaja contra el tractor tambien como la carga que lleba arrastrando. Por lo tanto para encontrar la resistencia ala rodadura de cualquier tractor asi como la carga 49


que va arrastrando deben ser tomados en consideración Peso en las ruedas = peso del tractor + peso de la pala de arrastre + carga. Resistencia a la rodadura de la unidad = peso en las ruedas + rr (factor). Ejemplo: Cual seria la resistencia a la rodadura de un tractor – arrastre mojando en un nivel, de grava dura con ligera flexion bajo carga? Peso en eje del tractor es 49,410lbs. Y en el eje de resoper es 25,455lbs. Peso en las ruedas = 49,410lbs + 25,455 lbs. = 74,865 es 37,4 ton. Resistencia a la rudadura= (34.4)x(65lbs/ton) = 2431lbs. Por eso para desplazar esta unidad sobre el camino descrito, 2431lbs de empuje debe ser ejecutado por el tractor, esto por su puesto puede ampliarse obtenido por la maquina y nosotros podríamos usar que la unidad podría ser desplazada en ó cerca de su velocidad máxima. Sin embargo si las condiciones fueran cambiadas de lo ideal como asombrosos incrementos con rolling resistonce puede tomar luego comos se muestra en este caso: Ejemplo Cuales la resistencia de rodadura de el mismo tractor resoper viajando en tierra seco, llevando una carga completa de 72,000lbs? La arena tiene una resistencia a la rodadura de factor 400lbs/ton. Peso en la rueda : 49,410lbs + 25,455 + 72,00lbs. = 140,865lbs es 73,4ton. Resistencia a la rodadura por unidad = (73,4)x(400lbs/ton) = 29,360lbs. Aquí podemos ver un tremendo incremento en resistencia a la rodadura afectando una carga de tractor – scooper cargando en buena comparado a una unidad vacía viajando en una buena carretera. Nosotros podríamos correctamente estimar que la unidad no es grande para desplazarse en su máxima velocidad en arena cuando la resistencia ala rodadura justamente calculado aparece alta. Otros podrían preguntar si el tractor podrá empujar carga – scraper junto. Nosotros examinaremos estas posibilidades fuertemente. Podemos, primero miremos otro importante factor para determinar la potencia requerido es el grado de resistencia. Resistencia a la pendiente: En el trabajo de movimiento de tierras son medidos en porcentaje, el cual es el radio de curvatura vertical o hacia abajo es denominado GRADE ASSISTANCE.. Dejando de lado si el terreno es hacia arriba, hacia abajo, o el nivel rolling resistonce esta siempre con nosotros, un vehiculo debe vencer solamente la resistencia a la voladura y resistencia a la pendiente. Cuando el desplazamiento es hacia arriba, un vehiculo debe vencer solamente la resistencia a la rodadura. 50


Cuando el desplazamiento es hacia abajo, el vehiculo debe vencer resistencia a al rodadura meno resistencia a la pendiente (grade oscistonse) Uphill total resistonce = RR + GR ( grade resistace) Level “ “ = RR Downhell0 “ “ = RR – GA (grade asistance) Ambos grade resistencia ( o resistencia ala pendiente ↑) y grade osistance ( resistencia ala pendiente) son estimadas en la misma forma . Una regla basada en la experiencia establece que: cada 1% de grado produce una brazo ó ayuda ó una fuerza de 20lbs por ton del peso del vehiculo. Esto es una edición a la resistencia a la voladura. La formula puede ser expresada como: GR = (or GA) = Ejemplo Un tractor de oruga y pala de arrastre y pala de arrastre ( un 63,000lbs de carga) en contra de una pendiente adverso de 5% en una carretera suave de grava ¿Cuál es el grado de resistencia de la unidad?. La resistencia a la rodadura? La resistencia total?.( peso de operación del tractor es 49,180lbs, scraper es 35,000lbs. Vació) Total wgt .tload = 49,180lbs + 35,000lbs + 63,000lbs = 73.6ton. GR = (total wgt + load)x(20lbs/ton por % grado)x(unidades de % gradiente) GR = (73,6ton)x 20x5 = 7360lbs Resistencia total = 7360lbs = 10,535lbs. Si la dirección del viaje fuese hacia abajo los 7360lbs calculados de fuerza Arriba deberían estar actuando a favor del movimiento en vez de oposición, en este caso se puede ver que la GRADE ASSISTANCE excede la resistencia de la rodadura, y la diferencia entre los 2 (7360 – 3185 es 4175lbs), que recibió la total fuerza de ayuda que tiende a empujar esto hacia debajo de la pendiente ó pendiente hacia abajo, obviamente para mantener una velocidad constante y segura, algunos retardados ó freno tiene que resistir es6ta fuerza. 2.7.10.

gradiente efectiva

La gradiente efectiva es la total resistencia expresada como la gradiente que puede ser cambiada ó computada para conseguir la resistencia equivalente para el movimiento. Total resistencia = resistencia a la rodadura + resistencia a la pendiente y el % de la gradiente produce una resistencia ala gradiente de 20lbs/ton del peso del vehiculo. Gradiente efectiva % = rolling resistonce (lbs/ton) 20(lbs/ton/%grado).

+ %grado

Ejemplo Una unidad de transporte sobre ruedas se desplaza por un camino que tiene 51


una resistencia a la rodadura de 100lbs/ton y una gradiente adversa de 5%. ¿Cuál es la gradiente efectiva?. Gradiente efectiva = 100(lbs/ton) + 5% 20(lbs/ton/%grade). = 10%. ¿Qué factores determinan la potencia disponible?. Horse power. HP. Es el el primer factor afectado, la potencia disponible de de una maquina de movimiento de tierras, ya que la potencia involucra en rendimiento del trabajo a realizar, nosotros debemos pensar no solamente en términos de fuerza bruta ( ó libras de empuje), pero la realidad ñeque una maquina se desplaza un esfuerzo o una fuerza dada. OPERATING GEAR determina la velocidades en determinadas fuerzas de libra de empuje son disponibles para realizar el trabajo. Una maquina tiene engranajes o mecanismos para para hacer una consignación de velocidades y fuerza de tracción para realizar una variedad de obras. Estas condiciones varían de baja velocidad - alto empuje a alto velocidad + poca fuerza ellos son enumerados por la especificación de los fosucartes para tractores sobre orugas y tractores de ruedas. Una reacción típica de cada tipo de especificaciones mostrada abajo. 2.7.11.

tractores en oruga

FUERZA DE TRACCION Gear speed promedio máximo. promedio máximo 1 1.5mph 44,100lbs 52,250lbs 4,375lbs 5,550lbs.

TRACCION EN LA LLANTA Cambios velocidad 5

22,6mph

Lógicamente uno se puede preguntar ¿Cuál es la diferencia entre fuerza de tracción de druober pounsdes full (dLPP) y tracción en la llanta (simpull) (TP) la diferencia principal de acuerdo mutuo ó en convención ya que ambo valores son medias en libres empujes. En el caso del tractor con oruga, el empuje es medida en fuerza de tracción que puede ser medido fácilmente en la barra de tracción. En el caso del tractor sobre ruedas, el empuje es medido en le empuje dela llanta que es fuerza disponible entre las llantas y l a tierra par impulsar al vehiculo hacia delante. L atracción en la llanta es algo mas difícil de medir que la fuerza de tracción en oruga. Otra pregunta sera ¿Cuál es la diferencia entre el promedio y el máximo de las libras de empuje? En este caso, el promedio de libras de empuje es el empuje disponible de la maquina con el motor desarrollando un total de promedio de potencia indeterminado RPM la velocidad de moje en la maquina corresponde a este promedio las libras de empuje la máxima de libras en empuje es el resultado del tapo del motor, pero esta disponible en 52


una baja velocidad de desplazamiento. ¿Cuan rápido puede una maquina trasportar una carga?. Para contestar esta, nosotros debemos convertir las libras de empuje requerido (rolling resistonce + resistencia a la gradiente) contra las libras de empuje requeridos (tomando los datos del fosucante) y luego la reelección de una razonable mecanismo de operación obviamente seleccionando la máxima velocidad si es practico. El proceso de reelección puede ser mostrado visualmente par un determinado trabajo por un simple diagrama.

1S T

2N D

L ibras de em pu je disponib les

L ibras

3R D

de em pu je req ue rida 4TH

5T H

V e locidad

Ejemplo Si la suma de la resistencia a la rodadura y resistencia a la pendiente que un particular tractor a la rueda y pala de arrastre deben un determinado trabajo a sido estimado por ser 10,000lbs si las libra de empuje velocidad combinaciones con enumeradas abajo para esta particular maquina, wisat es la maxima velocidad razonable de la unidad:

Cambio 1 2 3 4 5

Libras de tracción en la llanta. velocidad promedio maximo 2.6 38,670 49,100 5.0 20,000 25,370 8.1 12,190 15,465 13.8 7,190 9,115 22.6 4,375 5,550

El cambio 3ero puede ser seleccionado ya que el promedio de tracción en la llanta es 12,190lbs (ef el total de potencia requerida había sido un exceso de 12,190lbs, nosotros podríamos seleccionar el cambio 2 porque UD puede revocar que el promedio de libras de empuje podría ser usado siempre para la selección de engranaje. La reserva de tracción en las llantas del máxima promedio siempre es disponible en reflexión de 53


velocidad - para imlusar la unidad afuera de pequeños huecos ó lugares malos ó accidentados. ¿Qué acerca de la potencia util?. No hay modo particularmente complicado acerca de concebir convertir las libras fuerza requerida contra la libra fuerza disponible y luego seleccionado un razonable engranaje ó ambos y una adecuada velocidad. En este punto una palabra de precaución una palabra de consejos deben ser apuradas. Tener determinado el cambio y la velocidad, nosotros ahora investigaremos continuo impuestos por lo actual condiciones de trabajo para ver si nuestro estimados guardase relación con lo planificado. En otras palabras, toda la potencia disponible lo que actualmente es la potencia util. ¿Qué determino la potencia util? 1) tracción: es la acción de agarre entre las ruedas ó oruga contra la superficie del suelo. Tracción es como una imposición. Esto es siempre una limitación de nuestra potencia. 2) altitud: un incremento en la altitud disminuye la presión atmosférica y causa un decrecimiento en el rendimiento de la potencia de cualquier motor de aspiración normal, por eso las libras las libras de empuje de un vehiculo en altura es reducida altitud y similar a un ligero dolor de cabeza esto solamente ara afecto cuando estamos en altura, cuando este se presenta, esto trabaja en contra de nosotros. En otras palabras esto no es factor. 2.7.12.

examinemos la tracción

La relación o agarre entre las orugas o ruedas y la superficie vacía varia de acuerdo al peso en las orugas o ruedas y el tipo de superficie sobre la cual el vehiculo opera. Cuando la rueda o oruga patina nosotros decimos es pobre la tracción o insuficiente si este es el caso, nosotros tenemos que hacer 2 cosas: 1) agregar mas peso 2) mejorar las condiciones debajo del piso o en el piso. La limitación básica de la potencia de empuje es el mismo peso de la maquina, ningún diseño existente puede ejecutar mas libras que la misma maquina pesa. El peso en las ruedas tiene un limite en la fuerza de empuje. Por ejemplo si un automóvil convencional tiene el 40% de su peso total en los engranajes de las ruedas, entonces la fuerza total, esto puede la fuerza ejecutar esta limitada a 40% del peso total del automóvil, recordar, esto es una máxima figura, las condiciones en le peso puede hacer considerablemente menos cualquiera que alguna ves su automóvil se atasque en el fango recurrirá esto. Al tipo especificado del piso puede ser expresado como “coeficiente de tracción” que es media mas que un porcentaje de peso en movimiento de las ruedas determinadas por experimento. Por ejemplo si nosotros decimos que el coeficiente de tracción para llantas en hielo es 0.12 significa que la llanta puede ejecutar solamente las libras de empuje que corresponde a 12% del peso de la maquina en el movimiento de la 54


ruedas. En la determinación de la cantidad útil de libras de empuje, una formula puede se utilizada: Libras de empuje util = (coeficiente de tracción)(peso en la maquina). En la determinación del peso de la maquina. Para tractor de oruga tractor de 2 ruedas Se usa el peso total del tractor aproximadamente 60%

para tractor de 4 ruedas

para

se usa el peso en la maquina Mostrando, aproximadamente

del

peso neto del vehiculo. 40% del peso del vehiculo

2.7.13.

coeficiente de tracción (terex)

Ejemplo ¿Cual es la máxima fuerza de tracción de un tractor de oruga empujando un compactador en terreno suelto? weiglet del tractor es 32600lbs. Lbs empuje libre = (peso total del tractor)(coeficiente del tractor). = 32,6000x0.60 = 29.560lbs empuje. ¿Cuál es la máxima fuerza en las llantas de un cargado completo(72,000lbs de carga neto)de 2 ejes con ruedas pala de arrastre transportando en un terreno firme? El peso total de la unidad completo, carga es 146,865lbs y 52% de esta carga en los ejes. Lbs de empuje total = (peso en los ejes)(coeficiente de tracción) = (0.52)(146,865)(0,5) = 34,184lbs. ¿Qué efecto tiene la altura? Mientras la ubicación de movimiento de tierras aumenta en altura, la atmósfera reducida puede causar alguna reducción en la potencia del motor. Este un afecto limitativa proporcional en la disponible potencia en cualquier engranaje 2.7.14.

turbo alimentador

Para motores con turbo cat, hay que consultar sección reducción por altura de la peformance homelbook para ver cuanto de la potencia de la maquina se puede montar con turbo alimentador puede mantener la potencia completa a grandes alturas que (pueden los motores de operación normal. 2.7.15.

motores de aspiración normal 55


Cuando trabajamos con motores de aspiración normal e información una especificado es disponible, reducir la capacidad normal 3% por cada 10,000 ft de elevación depuse de 3000ft.(ejemplo: 12% en y7,000% para lograr un resultado aproximado. Ejemplo Un tractor o oruga apera una altitud de 10,000ft. Sobre el nivel del mar, haciendo un trabajo de limpieza en una operación minera. Estimado cuatro es el promedio de la fuerza de tracción la maquina puede ejecutar solo un primer cambio. Regla: reducción de la capacidad normal 3% por cada 1000 ft sobre los 3000 pies. Porcentaje perdido = (10,000 – 3000)x3%/100. Factor de reducción de la capacidad normal = 21% Entonces si: promedio de libras de empuje (1er cambio) = 11,640lbs. Promedio de libras de empuje (1er girar 10,000ft) =1,690x0.79 = 9,235lbs empuje. Recuerda, las libras requeridas permanecen igual en cualquier longitud. Significa entonces que libras fuerza disponible que declinan mientras se incrementa la altitud. 2.7.16.

tractor de orugas

Una estimación de la producción de los baldosa puede ser estimada por el uso de las curvas de producción para los polos de empuje recto (buldoza blode/tractor consignación y la aplicación de tractores de corrección). Producción (LCy/hora) = producción máxima x factores de conexión. Las curvas de producción de las bulldoza dan un máximo incorrecta producción y son basados en los siguientes condiciones: 1) 100% eficiencia (60´hora) 2) Tiempos fijos. a) 0,05 minutos para pasados. b) 0,1 minutos para accionamiento directo de la maquinas. 3) cortes de 50 pies, entonces la hoja carga y descarga sobre una pared alto o el muro. 4) Densidad del material de 2300lbs/LCY 3000lbs/BCy. Esponjamiento del material 30% (factor de carga 0,769) 56


5) coeficiente de tracción: maquina de oruga 0.5 o mejor. 6) hoja o lampon con accionamiento hidráulica. Para obtener una producción estimada B y C , el aproximado factor de carga, el factor aproximado de carga para ser aplicada a la producción concreto como la calculada. Nota: Hojas A blades and hojas cushion blades de cojín son considerados en las herramientas de producción de tractores. Depende de las condiciones de trabajo, los A blades and C. blade promediaran de 50 – 70% de la producción de una hoja recta. 2.7.17.

corrección de las condiciones de trabajo

Operador:

excelente Promedio Bajo

1,00 0,75 0,060

Material: 1 weigert,. Factor de conexión igual 3000lbs/BCY Actual weigert/BCY 2300lbs/BCY Actual weigert/LCY 2) tipo: Material suelto almacenado Déficit de cortar, congelado X Difícil de operarse XX Roca rota dispersada XXX

1,20 0,80 0,80 0,6 – 0,8

X: sin cilindro de basculacion 0,60 sin lampon casle = 0,60. XX: dry obrero material no cohesivo (freno y grava) o material pegajoso. XXX: factores dependen del promedio en tamaño de la roca y porcentaje de fierro. Spot doping (canal del tractor o que hace el tractor) 1,20. Visivilidad (polvo, lluvia, nieve, niebla o poca claridad 0,80 Transmisión directa: Hoja: material ligero, hoja en U (carbón) 1,20. Hoja tipo caja (blade bonul) (para pila) 57


1,30. Eficiencia de trabajo: 50min/hora 0,84 45min/hora %grados 0,75

-30

-20

-10

0

+10

+20

+30 0.40 0.60 0.80 1.00

Factor

1.20 1.4

Ejemplo Determinar el promedio de producción horaria de hoja recta de un tractor de oruga con basculacion y cilindro de movimiento coseno de relleno medio duro con una distorsión promedio de 150pies hacia abajo en 15% grados usando la tecnica de corte o canal para tractor. El peso de material estimado es 2650lbs/LCY la eficiencia del operador es promedio, eficiencia de trabajo es estimado en 50min/hora. Maxima producción no corregido : 575LCY , (de la curva de eficiencia de tractor). Correcta aplicación de los factores; - el uso – relleno arena es material duro de cortar. 0.80 Concesión del grado (del grafico) 1,19 Racional del tractor 1,20 Corrección del peso del material. 2300/2650 Operador promedio. 0,75. Eficiencia en el trabajo. (50min/hora) 0,84. Producción: maximo de producción x factor de correcion. = 575(LCY/hora)(0,80)(1,19)(1,20)(2300/3650)(0,75)(0,84). = 362LCY/hora.

58


1400

15

30

45

60

75

90

105

120

135

150

165 180

195 1000 900

1200

700 600

800

500

600

400

400

Stra ight

200

U Bla de

300 200

slad e

100

0

0 100

2.7.18.

LM3/hora

LCY/hora

800 1000

200

300

400

500

600

700

compactación

El material de relleno debe ser compactado para proveer una base estable para reséquese la construcción. El número de pasadas que debe ser hecho con el equipo de compactacion depende particularmente del tipo de material que esta siendo compactado y su contenido de humedad. Especificaciones para compactación son inicialmente proporcionadas por el constructor. El ingeniero contratista en el trabajo. El conocimiento de compactación la profundidad del material extendido y el numero de pasadas requeridos, es posible estimar la producción de compactación, el numero de pasadas puede ser dado por especificaciones de trabajo o pueden ser establecidos por experimentos, si las especificaciones de trabajo requieren un resultado final. Las siguientes formulas simplificadas determina la producción para un compactado. El resultado es expresado en volumen compactado en una hora de 60´. Yardas3 compactado por hora = W x S x Lx16,3 P P: # de paradas con la maquina. W: ancho compactado pies/parada. S: velocidad promedio con millas por hora. L: altura del espesor compactada en pulgadas. 16,3: constante. La producción puede ser estimada observando la hoja de compactibilidad siguiendo la reducción: ver pagina Nº 6.

2.7.19.

velocidad promedios de equipos de compactación

59


Una producción estimada, de acuerdo con la formula, la siguiente velocidad promedio puede ser usada como guia cuando las velocidades actuales son disponibles: Autopropulsado aplanadora de pie de cadena 5mph " " pala aspiradora 6mph " " Neumático 7mph Acoplador aplanadera de pie y pala aplanadora 3 – 4mph. Rodillas neumáticos acoplados 3 -- 5 mph Ruedas con rejillas acoplados por netos de niveladoras 12mph. Compactadores serie 800 5 – 9mph. 2.7.20.

potencia requerida para compactadores acoplados

La potencia requerida para impulsar un compactador es afectado por el tipo de compactador suelo, humedad y grados de humedad. La resistencia a la rodadura para aplanadora de pie de cadena es aproximadamente 500lbs/ton de peso para 6” de altura del material promedio compactado. La resistencia a la voladuras para aplanadoras con tapa apisonadora varia grandemente con el con el diseño de peso y presión en la superficie, pero generalmente son menores que pasa las aplanadoras de pie de cabra. El Φ de rodadura del también en un compactar es importante en la determinación de la potencia requerida acoplada. Pequeños Φ de rodadura para un determinado peso requieren un gran empuje en boca de tracción. Ejemplo Un tractor empuja 10ton con una aplanadora de uña, que tiene 15’ de ancho la profundidad del material suelto es 4’’ y las especificaciones de trabajo requieren 5 pasadas. Si la unidad tiene un producción estimada en 600LY/hora una ves que el trabajo comienza, encontrar si el compactador puede mantener el trabajo el 60’. Selección del mecanismo o del cambio: Si: 500 lbs/ton x 10 ton = 5000 dbpp requeridos. Para el empuje en la barra de tracción las curvas para el tractor en quinto (5to) rinde un promedio de 5500 dbpp en 5.9 mph. Seleccionar el quinto cambio. Compactación = (cuyo/hora) = 15 x 5,9 x 4 x 16,3 = 1150 yds3/hora 5 Por lo tanto un tractor y una aplanadora son adecuados.

60


CAPITULO III EL CARGUIO EN TAJO ABIERTO 3.1. EQUIPOS DE CARGUIO Mas grandes actualmente esta dominando por dos grandes fabricantes como Caterpillar, cuyo modelo 994 de transmisión mecánica con 20 m3 de cuchara puede cargar camiones grandes hasta 218 t en 6 a 7 pases. Maratón Le Tourneau, tiene hasta el momento el cargador de ruedas mas grande del mundo, el modelo L1800 de transmisión eléctrica con 25 m3 de cuchara, capaz de cargar camiones de 218 t en 5 pases. Komatsu esta desarrollando un cargador de 14 m3 de cuchara que será su unidad más grande. Es probable que el desarrollo de unidades con capacidad de carga mayor entre las marcas mencionadas, tome su tiempo. Es interesante notar que tradicionales fabricantes de palas de cable y cargadores de ruedas que son Harnischieger y Caterpillar respectivamente, concentran esfuerzos en el desarrollo de palas hidráulicas, cuyas unidades ya operan en el mercado. La distribución aproximada a nivel mundial, según W.M.E. a setiembre 1994 era: Cargadores de rueda Canteras Minas escala

Palas Hidráulicas

Palas de Cable

1200

2000

500

mediana 4000

1000

750

1000

2000

Minas grandes

500

3.2. EQUIPOS DE CARGUIO Y EXCAVACIÓN En los tajos abiertos existen diferentes métodos de carguío - excavación, los equipos pueden ser cargadores ó excavadoras y otros pueden hacer las dos operaciones. Entre los principales tenemos: 3.2.1. cargadores:

•

palas de cable (palas mecánicas)

•

cargador frontal

•

palas hidráulicas

•

retro cargadoras

3.2.2.excavadoras:

61


•

dragas “ dragalines”

•

excavadoras hidráulicas

•

retro excavadoras “back hoes”, “clamshells”

•

tractores (sobre orugas ó llantas)

3.2.3.cargador – excavador: •

excavadoras con ruedas giratorias “bucket wheel excavator”

•

mototraillas “scrapers”

•

dragas hidráulicas “dredges”

3.3. CRITERIOS PARA ELEGIR EQUIPO CARGUIO – EXCAVACIÓN 3.3.1.Criterios para la selección del equipo de carguio a) Generalidades Históricamente los mineros se han es forzado en escoger entre una pala eléctrica de cable o un cargador de ruedas, pero con el desarrollo de las palas hidráulicas, ahora la toma de decisión es un poco más difícil. En un mundo perfecto la decisión entre cualquiera de ellos debería ser relativamente simple, se Puede desarrollar una ecuación, asignar valores a las variables, resolver la ecuación y se tiene la respuesta. Pero generalmente no es el caso. "La situación normal está basado más en la emoción que en la economía", dice Robert Archibald. Los mineros en general tienen muchísimos años de experiencia con cargadores de ruedas y palas de cable, conocen sus capacidades, sus bondades, sus potencias, sus debilidades, tienen experiencia en reparación y mantenimiento de una amplia variedad de equipos similares, pero tienen poca o ninguna experiencia con palas hidráulicas, consecuentemente la decisión pesa más sobre palas de cable y cargadores de ruedas, porque para la naturaleza humana la decisión más confortable es la decisión más frecuente. Ahora, si la toma de decisión es objetiva que se base en la lógica y en la economía, asumiremos que el ingeniero de minas tomará la decisión más correcta, para cada tipo de operación. b) Consideraciones del lugar de trabajo •

Tipo de material; mineral metálico, de hierro, roca, carbón, etc.

•

Fragmentación del material.

•

Características de excavación, forma de avance.

•

Altura e inclinación del frente.

•

Espacio para maniobrabilidad, de acuerdo al diseño del tajo.

•

Frentes múltiples de carguío y otros usos secundarios.

•

Consideraciones del piso de trabajo. 62


•

Requerimiento de rendimiento o producción.

•

Carguío a camión, tolva o pila.

•

Flota de equipo existente si es que hubiera.

•

Restricciones de voladura, diferentes factores de potencia.

•

Disponibilidad de repuestos y soporte de servicio.

•

Autonomía de energía y combustible.

Para seleccionar y elegir un equipo de carguío y excavación, se debe tener presente los siguientes factores: •

La producción requerida ó tamaño de producción

•

El tipo de material a cargarse

•

La fragmentación del material y su apilonamiento

•

Altura e inclinación del frente de trabajo

•

Características de excavación y formas de avance

•

Superficie donde se va trabajar y espacio para operar

•

Frentes múltiples de operación

•

Condiciones climáticas

•

Relación al equipo de transporte

•

Disponibilidad de repuestos y respaldo técnico

•

Disponibilidad de energía

•

Rendimientos

•

Costos de propiedad y operación, etc.

3.3.2. Características de los equipo de carguio:

palas de cable Larga vida (15 años) Trabaja en bancos altos 9 – 20 m Llevan bien el nivel del piso Carga material fragmentado (regular fragmentado) Alto costo adquisición Necesita de buena infraestructura (taller mecánico – eléctrico)

palas hidráulicas - Carguío selectivo - Gran potencia de excavación - Material fragmentado, trabaja hasta en pisos húmedos - No requiere de equipo auxiliar - Frente múltiples cercanos puede trabajar - No puede cargar en bancos altos - Vida cortas - No es recomendable su 63

cargador frontal - Gran movilidad - Corta vida - No requiere de equipo auxiliar - Carga y acarrea hasta 150m - Muy útil para trabajos múltiples - Carga material bien fragmentado - Piso duro, compacto y afirmado - No puede cargar en bancos altos - Como no tiene brazo


Tiene movimiento lento En material extendido baja productividad, siempre requiere de equipo auxiliar No puede trabajar en piso suave Mayorme nte usado en el desmonte ó STRIPING Limitado a condiciones de trabajo bastante duros y rígidos

-

-

-

uso en minerales duros y densos Tiene mayor número de componentes de acción Mayor sensibilidad de los componentes eléctricos que controlan bombas hidráulicas Control de temperatura y presión de aceite hidráulico Requiere mayor entrenamiento y capacitación de personal

de largo alcance no distribuye bien la carga - Carga material espaciado o regado - Acumula o apilona el material - Su uso es versátil

CUADRO N° PRODUCCIÓN DE EQUIPOS DE CARGUIO PALAS CABLE Ton/hr

PALAS HIDRÁULICAS Ton/hr

CARGADOR FRONTAL Ton/hr

25 - 30

23 - 24

35 - 45

06m3

700 – 800

500 – 600

08m3

900 – 1100

700 – 800

10

1300 – 1 500

900 – 1100

A. CICLO EQUIPO (seg) B. CAPACIDAD CUCHARA

11

1 400 – 1 600

13

1 200 – 1 400

14 15

2 000 – 2 200 2 000 – 2 200

20 22

1 500 – 1 800 2 600 – 2 800

2 000 – 2 300

2 800 – 3 000

25

2 500 – 3 000

26

3 200 – 3 400 64


28

3 300 – 3 500

33

4 000 – 4 200

43

4 500 – 4 800

52m3

5 000 – 5 500

3 900 – 4 100

3.3.3.Rendimientos de equipos en un tajo abierto No se trata de la selección de ciertos equipos, ya que en el mercado existe un a gran cantidad de productores de equipos para perforación, carguío, transporte y equipos auxiliares. Para la selección de cualquiera de ellos el ingeniero diseñador debe tener conocimiento del rendimiento y adaptabilidad a una determinada condición de minado Por lo que seria absurdo dejar de lado consideraciones respeto al rendimiento de equipos; ya que todo estudio de diseño implica la utilización de cierto tipo de equipo en la mina.

3.4. EQUIPO DE EXCAVACIÓN Y CARGUIO El número de cargadores (Nc) necesarios para el carguío del material minado puede ser calculado así:

Nc=

toneladas totales requeridos porhora carga neta porvolquete xNi

Donde: 60(minutos ) x factores deproductivi dad Ni tiempo demaniobra, ubicación ycaguío paraunvolquete enminutos La producción horaria de un equipo cargador puede ser medio multiplicando las toneladas por peso(tp)por el número de pases por hora. Esto es razonablemente cuando carga a una tolva que alimenta de transporte continuo. Sin embargo cuando se carga sistemas de transportes discontinuos como son volquetes, el cargador está sujeto a un retardo de tiempo entre el completado del carguío de un volquete ó carro minero y comienzo del próximo. Ese retardo puede ser minimizado por posicionamiento en espera de los volquetes dentro del radio de giro del equipo carguío. En muchas operaciones mineras especialmente en Minería superficial mayor cantidad del capital para operaciones es puesto en esta etapa transporte que en la función de carguío. 65


Por lo tanto los tiempos de espera de los volquetes en la pala deben ser mínimos. Se tiene diferentes equipos de carguío para volquetes. El cálculo para el tiempo del ciclo de carguío varía en un equipo a otro. 3.4.1.Carguío con palas Es ampliamente el equipo más usado en la fase de carguío estas palas son adecuadas para excavar y cargar materiales en los frentes de trabajo. Las palas están clasificadas por la capacidad del cucharón y son disponibles unidades con más de 22 metros cúbicos capacidad (lámina 39 y Tabla 10). En la lamina 39 y tabla 10 muestra los tipos de palas disponibles para minería superficial, sus valores están dados en metros. • (a) capacidad nominal del cucharón en m3 • (b) longitud de la pluma. • (c) longitud efectiva para manipular cucharón. • (A) altura máxima de descarga. • (A1)altura de descarga en máximo radio B1 • (B) radio de descarga en máxima altura A. • (B1) radio de descarga máximo. • (B2) radio de descarga a 4.8m de altura. • (D) altura máxima de corte. • (E) radio al nivel de corte • (G) radio al nivel del piso. • (H) profundidad de excavación debajo del nivel piso. • (I) altura libre del piso a la roldana. • (J) radio libre del giro a ala roldana • (K) radio libre de estructura al piso. • (L) altura libre de la estructura al piso. • (M) altura a la cabina del operador. • (M1) altura de la estructura. • (N) distancia del brazo al piso. • (P) distancia del brazo al centro de rotación. • (S) ancho total de la pala. • (T) distancia del punto más bajo a la superficie. • (U) nivel de división para el operador. • (V) ángulo de la pluma. 3.4.2.toneladas por pase La capacidad del cucharón es medio en metros cúbicos in-situ(mcb). Las toneladas por pase (tp)es una función del material, factor de llenado del cucharón. Y factor de esponjamiento. 66


tp= capacidad delcucharón x factor llenado x toneladas pormetro x factor esponjamie nto El esponjamiento es dependiente del tipo de material manipulado y puede variar hasta más de 50%. Si factor de llenado varía ligeramente de material a material, pero promedia de O.8 a 1.0. 3.4.3.tiempo del ciclo por pase El tiempo del ciclo de carguío pase (TCP)es definido por la relación: TCP = (ab)xθ x z x tiempo de giro de la pala donde : (ab) = factor poraltura del banco (θ ) = factor por de giro = (z ) = factor de c argabilidad . El tiempo del ciclo de carguío para las palas (TCP)es usualmente cerca de 30 segundos y el ángulo de calculado es a 90°. Un ángulo de carguío más pequeño en un carguío más rápido. Entonces el posicionamiento del volquete respecto a la pala es el frente de trabajo es importante. 3.5. PALAS MECANICAS ó PALAS DE CABLE

Las primeras palas fueron diseñadas para trabajos de construcción de ferrocarrilles montados sobre plataformasl; así mismo primero fueron a vapor, diesel, eléctrico y los hidráulicos. Las palas tiene los siguientes sistemas: •

Sistema CROWN ( gatear, que hace el carguío)

•

Sistema de IZAJE ( cables, poleas, etc)

•

Sistema de GIRO ( ejes, orugas)

•

Sistema de LOCOMOCIÓN (movimiento lento)

Las palas de cable es el equipo por EXCELENCIA en los tajos, usados para trabajos duros y rígidos. Existen 2 tipos de palas: Los usados en el DESBROCE, que son más grandes con 4 orugas, son de mayor capacidad de 70 – 100 yd3. Los de MINADO con 2 orugas, son más pequeños de capacidades entre 5 – 50 yd3. En el mercado hay palas de diferentes tamaños y marcas, sus capacidades varían de 5 - 100yd3. 67


La vida económica de una pala es aproximadamente 20 años (40 000 horas) y la de un cargador frontal 6 años (12 000 horas). La inversión en la compra de una pala es 2.5 veces mayor que el cargador frontal de una misma capacidad productiva. Las palas de cable requieren de un equipo auxiliar que los apoya (tractor a rueda) a fin de que limpie, arregle el piso ó apilone el material. Para trasladarse la pala de un lugar a otro demora 8 horas ó 1 día, por ello se planea que el movimiento de la pala y el disparo será para meses ó años en una sola zona. La pala tiene una velocidad de 21m/min (1.26 Km/hr) Cargador frontal una velocidad 370m/min (22 Km/hr) Las palas tienen alta disponibilidad mecánica ( 90 – 95%) y el ciclo de operación completa oscila entre 25 a 50 segundos, siendo un promedio de 40seg. 3.6. EL CICLO DE TRABAJO DE UNA PALA DE CABLE: T = Te + Tgd + Td + Tgr T Te Tgd Tgr Td

: : : : :

Tiempo del ciclo completo pala en segundos Tiempo de excavación Tiempo de giro descarga Tiempo de giro de retorno Tiempo de descarga

3.6.1. Rendimiento ó producción por hora

a) Producción de pala por hora del material suelto: yd3/hr=

3600 *Cc*E *F *D*A Ts

b) Producción de pala por hora del material In Situ: yd3/hr=

Cc E F

3600 *Cc*E *F *D* A *Sf Ts Donde: : Capacidad cuchara pala (yd3) : Factor de eficiencia ó eficiencia de tiempo : Factor de carguío ó llenado 68

1.

2.


Sf : Factor de expansión del material A : Corrección por ángulo de giro ( de 90º como standard) D : Corrección por altura de carguío (de la altura óptima como standard) Ts : Tiempo del ciclo completo carguío de la pala en segundos.

c) Numero de paladas ó pases CANTIDAD PASADAS =

CARGAUTILVOLQUETE CARGAUTILBALDE

Ejemplo 03: Calcular la producción horaria de una pala de cable que está trabajando en un tajo abierto: -

-

Capacidad de cuchara : Factor eficiencia trabajo : Factor de carguío ó llenado : Corrección por altura de carguío : Corrección por ángulo de giro : Factor de expansión material : Tiempo ciclo carguío pala :

2 ½ yd3 (yc) 80% 90% 80% 98% 0.85 30 segundos

Solución: yd3/hr=

3600 *Cc*E *F *D* A *Sf Ts

yd3/hr=

3600 *2.5*0.8*0.9*0.8*0.98 *0.85  30

yd3/hr = 144

3.6.2.costo de propiedad y operación de pala electrica p&h 1800 a) costo de propiedad ó posición - Precio equipo en mina Depreciación 20 años (64 800hrs)

us$/hr $ 910 480.00

910 480$ -------------------64 800 hr Intereses, impuestos, seguros, almacenaje, otros - Tasa de interés anual: 14% 69

$ 14.05


-

Factor de inversión

N + 1 20 + 1 = = 0.525 2N 2(20)

910480 *0.14 *0.525 = $20.65 3240 3. Total costo propiedad ó posición 34.705

$ 34.705

b) Costo de operación: us$/hr 4. Reparaciones generales Energía eléctrica (20.02 KWH * 0.6$/KW) 6. Mantenimiento 7. Labor – operación 8. Total costo operación

1.

7.730 12.012 6.055 1.900 $/hr

27.097

27.697 9. COSTO TOTAL PROPIEDAD Y OPERACIÓN

$/hr

62.402 c) Costo de producción Si la producción horaria de la pala se asume: 1 200TM/hr Costo posición yoperación 62.406$/hr Costo producción = = Producción horaria 1200TM/hr Costo producción = 0.052$/TM 3.6.3.costo de propiedad y operación de una pala de 17 yc a) costo de propiedad ó posición us$/hr Precio FOB: $ 3 400 000.00 - Flete (ensamblaje contrapeso, otros) $ 300 000 - Total Precio de entrega $ 3 700 000 - Vida útil 20 años

1. Depreciación Lineal

370000 = $185000 20

2. Impuestos, seguros, intereses: - Tasa de interés anual : 20% -

Factor de inversión

N + 1 20 + 1 = = 0.525 2N 2(20) 70


3 700 000 * 0.2 * 0.525 = Total por año -

$ 388 500 $ 573 500

Suponemos que la utilización de la pala es 6000 horas/año

3. Costo de posición por hora :

$573500 ………………….95.58 6000hr

b) costo de operación de la pala - Labor (Operador16$/hr y Ayudante $14/hr) - Energía: (360KWH * 0.05$/KWH) - Suministro y materiales de operación (uñas, cables, grasa, otros) - Mantenimiento mecánico – labor - Mantenimiento mecánico partes (repuestos) - Mantenimeitno eléctrico – labor - Manteniemto eléctrico partes (repuestos) 4. Costo de operación por hora $/hr 121.00 5. Costo total de operación y posición $/hr 216.58

30.00 18.00 15.00 20.00 20.00 8.00 10.00 121.00

c) Costo de producción ($/TM) Si asuminos que la producción horaria de la pala es de 1 900 TC/hr. Tenemos: costo posición yoperación216.58$/Hr Costo Producción = = Producción Horaria 1900TC/hr Costo producción = 0.114 $/TC

3.7. PALAS (POWER SHOVELS) Cuando traillas o canos son vargados por palos, es necesario eliminar el número de unidades de transporte requeridos para mantener la pala ocupada. Para propósitos de estimación es necesario asumir que la pala opera 60 minutos cada hora. De otro modo esto podría ser incierto si la capacidad de las unidades de transporte fuese adecuada en todo tiempo. El número de unidades necesitadas puede ser determinada por está formula: No unidades requeridas = Producción pala (back yds/hr. 100%ef) Producción de la unidad de transporte (back yds/hr)

71


Las unidades que afectan la producción de una pala son: la naturaleza del material, el ángulo a través del cual el brazo puede moverse a la unidad de transporte, tamaño del cucharón, la óptima profundidad de corte, (la profundidad de excavación en que la pala llevará al cucharón sin derramar) y el rendimiento total del trabajo. La producción estimada de la tabla siguiente debe ser corregida por estos factores.

72


PROGRAMACION HORARIA ESTIMADA DE PALAS CLASE

CAPACIDAD DEL CUCHARON EN YARDAS CUBICAS

MATERIAL Manga húmeda greda arenosa

3

/4

1

11/4 11/2 13/4

2

21/2

3

31/2

4

41/2

5

6(4.56 m3 )

165 205 205 285 320 355 405 465 525 580 635 685

795

y 155 200 230 270 300 330 390 450 505 555 600 645

740

Tierra común

135 175 210 240 270 300 355 405 455 510 560 605

685

Arcilla, tenaz, duro

110 145 180 210 235 265 310 360 405 450 490 530

605

Poca, húmeda, disparada

95 125 155 180 205 230 275 320 365 410 455 500

575

Tierra común piedra

80 105 130 155 180 200 245 290 335 380 420 460

5540

Arena grave

con

Arcilla húmeda, pegajosa

70

95 120 145 165 185 230 270 310 345 385 420

490

Poca mal disparada

50

75

440

95 115 140 160 195 235 270 305 340 375

Nota: Los datos de arriba esta basado en yardas cubicas (back measure) por horas – 90° de giro, profundidad óptima de excoración, material cargado en unidades de transporte, sin demora, incluye factor de llenado del cucharón. PROFUNDIDAD ÓPTICA DE CORTE EN PIES Tamaño del Ligeros, Medio, material Duros, materiales Cucharón C.Y. materiales de como tierra tales como duro y libre flujo, greda, húmeda tenaces ó arena, grave. húmeda y arena 73


pegajosa ¾

5.3

6.8

8.0

1

6.0

7.8

9.0

11/4

6.5

8.5

9.8

11/2

7.0

9.2

10.7

13/4

7.4

9.7

11.5

2

7.8

10.2

12.2

21/2 (1.9 m3)

8.4

11.2

13.3

3.8. FACTORES DE CORRECCION PARA PROFUNDIDAD DE CORTE Y ANGULO DE GIRO EN RENDIMIENTO DE PALAS. Profundidad de corte en % de Eficiencia

Angulo de Giros en Grados 45°

60°

75°

90°

120°

150°

180°

40

.93

.89

.85

.80

.72

.65

.59

60

1.10

1.03

.96

.91

.81

.73

.66

80

1.22

1.12

1.04

.98

.86

.77

.69

100

1.26

1.16

1.07

1.00

.88

.79

.71

120

1.20

1.11

1.03

.97

.86

.77

.70

140

1.12

1.04

.97

.91

.81

.73

.60

160

1.03

.96

.90

.85

.75

.67

.62

EFICIENCIA DEL TRABAJO Condición de Trabajo

Condición Excelente

Reinantes Buena

Regular

Mala

Excelente

.84

.81

.76

.70

Buena

.78

.75

.71

.65

Reguar

.72

.69

.65

.60

mala

.63

.61

.57

.52

Producción = (Yd3) = Max. Producción(tabla) x Factor de Eficiencia del Trabajo x Factor de guía Factor de Profundidad

74


3.9. PALA DE 11 YARDAS CUBICAS Costo de Entrega $859,816.00 = $860,000 Periodo estimado de Depreciación 20,000 hr. Costo / hr $42.99 Reparaciones (Costo /hr x Factor) = 442.99 x 45% $19.35/hr Lubricantes y filtros $1.75/hr E.E. 400 Kw/hr. a $ 0.22 Kw/hr. $8.80/ hr Total

$29.90/hr $194.35

/turno Información de Remplazo: Trabajando normalmente hr/año 6825 hr/año A 85% de disponibilidad hr/año A 95% factor de Utilización hr/año Vida útil (10 años)

7.58 horas/guardia 5081 5511 55,000 hr

FORMULA DE RENDIMIENTO DE PALAS Material suelto = Yardas3 /hora

=

(3600) (Cd) (E) (F) (D) (A) ts

Material en el banco = Yardas3 / horas =

(3600) (Cd) (E) (F) (D) (A)

(S) Número de cuchara / volquete = n =

Ct

(Cd) (F) Ciclo del volquete = tt

= V1

Números de volquete / pala =

Ts =

100 =

3(06)

dn +

t1 +

dr +

100 =

1.8

t2

V2 =1 +

60 (tt )

=

1 +

60 ( tt )

600 = 2.4 + 1 = 3.4 (n) (ts)

250 Donde: 75

5

(50´´)


Cd = Capacidad de la cuchara en Yds3 Ct = Capacidad del volquete en yds3 D = Conección de la profundidad de corte E = Eficiencia Factor F = Falta de llenado del cucharón o eficiencia del cucharón S = factor de esponjamiento V1 = Máxima velocidad de transporte cargado (velocidad promedio) tt/min. V2 = Máxima velocidad de retorno cargado (velocidad promedio) tt/min. dh = Distancia de transporte en pies dr = Distancia de retorno en pies n = Número de paladas requeridas para llevar el volquete ts = Ciclo de la pala en recogido tt = = Ciclo del volquete cargado en minutos t1 = Maniobras y volteo de tiempo en minuto t2 = Tiempo que se demora en cuadrar A = Conección del ángulo de giro ( a partir de 90°) 3.10.

TABLAS DE PALAS Y DRAGALINAS

El rendimiento que figura en las siguientes tablas son dadas como una aproximación de ejemplos de rendimiento que pueden ser esperados bajo las condiciones mostradas, pero no son de ninguna manera garantizados para ópticas a cualquier trabajo particular o excavación. Estos pueden ser modificados para otras condiciones que están estipulados como para cucharones d otro tamaño. Los rendimientos son para material duro sólido en el banco y podrían ser obtenidos durante 8 horas de un día de operación, but it no debe ser considerado posible para mantener el mismo promedio para un largo periodo ha decir un mes. Limitado para operaciones con retrasos o eficiencia de operación pueden incluir condición encontrada que no pueden ser cargados a la máquina, después de descartar los tiempos permitidos para estos factores. Las tablas pueden ser usadas primeramente como una guía para seleccionar ósea permite el Ingeniero relacionar el tamaño del equipo, igualmente para encontrar sus requerimientos. El tamaño seleccionado debe ser entonces chequeado cuando la formula básica de rendimiento con factores propicios que adecuen sus condiciones para obtener una estimación exacta de la productividad y capacidad de su máquina en el trabajo.

76


3.11. FACTORES COMPUTO

USADOS

EN

CONDICIONES

TABLAS PROMEDIO FACTOR ESPONJAMIENT O

Fácil excavación Medio excavación Difícil excavación Producción Certera

0.8 0.74 0.67 0.67

LA

FORMULA

BASICA

FACTOR CUCHARON

95% 80% 60 Variables medio tamaño de la pala

PARA

FACTOR CUCHAR ON

95% 75% 50 No aplicable

Ejemplo: Después de consideraciones cuidadosas de los 7 elementos de producción el valor promedio para eficiencia de trabajo es determinado de la siguiente manera: •

Desarrollar un porcentaje para cada uno de los 7 elementos de la producción.

•

Obtener un promedio de eficiencia, por promedio de los 7 elementos de producción.

•

El factor de eficiencia de trabajo indicará la elección aproximada para el rendimiento necesario para permitir una general eficiencia de la operación y gestores. La conección es además para la conección de precio industrial del equipo y su eficiencia de operación. a. General 80 b. Abastecimiento 75 c. Suspención 85 d. Condiciones de trabajo 60 e. Condiciones climáticas 70 f. Disponibilidad de Equipo 75 g. Retrasos 80 525/7 = 75% Eficiencia de trabajo

77


GUÍA PARA SELECCIÓN DE PALAS PRODUCCIÓN APROXIMADA DE PALAS Tiempo Ciclo Segundos

Producción

90° Giro

Yd3 Cu/ Eficiencia 80%

Producción en Cantera

Condiciones de Excavación

Condiciones de Excavación

Yd3 Eficiencia 80%

EASY Excav ar

Medio

Duro

14

19

24

14

19

15

Fácil

Medio

Duro

Faltar Tiemp o Cucharó n

59

34

18

24

78

45

24

21

26

109

61

33

15

21

26

146

81

45

16

22

28

205

116

62

16

22

28

274

155

89

55%

28

76

18

23

27

304

185

107

55%

27

98

18

23

27

365

222

129

60

27

129

18

23

27

426

259

150

65

27

450

18

23

28

486

297

165

05

27

166

20

25

29

493

307

108

70

29

195

20

25

29

547

341

200

70

29

233

20

25

29

602

375

220

75

29

250

21

26

30

625

393

231

75

29

310

21

26

30

677

426

251

75

29

336

21

26

30

730

459

269

75

29

362

22

27

31

796

505

299

75

29

399

22

27

31

895

568

336

75

29

449

22

27

31

995

631

373

75

29

499

42

45

50

1042

758

463

75

48

603

45

46

54

1459

1060

643

75

50

660

EFICIENCIA DE PALAS Fácil o Suave = Palas Factor = 95 – 100% Arena, grava, Dragalena = 95 – 100%tierra Medio = 05 – 90% palas 78

Producci ón


80 – 90 dragalena 70 – 80 pala Medio duro = 65 – 75% dragalena Duro = 50 – 70% pala 40 – 65% dragalena

Arena suave o húmeda Material solo en Roca disparada

3.12. EQUIPOS DISPONIBLES EN EL MERCADO

3.12.1. Palas de cable Es la maquina de excavación mas antigua, con el tiempo ha crecido en capacidad y su fuente de energía también ha cambiado, primero con vapor, luego con gas, posteriormente con petróleo y ahora con electricidad. Actualmente las palas de cable de pequeña capacidad han sido reemplazadas por palas hidráulicas y cargadores de rueda. Los fabricantes de palas de cable Se reducen a 3, Harnischfeger (P&H), Bucyrus Erie (BE) y Marion, todos de EE.UU. 3.12.2. Caracteristicas Estas maquinas son robustas, están diseñadas para condiciones duras, tienen todos los mandos eléctricos. Una típica maquina tiene las siguientes características y componentes principales, que se muestran en la fig. 1. •

Dos orugas montadas.

•

Mecanismo de giro.

•

Sistema de izaje de cable.

•

Sistema de cables y piñones.

•

Sala de maquinas (motores eléctricos y transformadores).

•

Capacidades de 7 a 50 m3 de balde o cuchara.

•

Potencia total de 1000 a 5 500 HP.

•

Peso de operación de 200 a 1700 t. El diseño general de estas maquinas, son relativamente simples, que han permitido su popularidad. Los movimientos principales se muestran en la fig. 2.

•

Máxima altura de corte de 10 a 20 m de alto.

•

Propulsión del tren de rodamiento con motor eléctrico.

•

Movimiento del mango de empuje, con motor eléctrico.

•

Abertura de la compuerta del balde o cuchara con otro pequeño motor eléctrico.

3.12.3.

Concepto de operación.

El concepto básico consiste en elevar el balde o cuchara sobre el frente 79


describiendo una curva circular, esto hace que se llene con el material desgarrado que se desprende del banco. Una vez cargado, gira, luego descarga y una vez vació, gira nuevamente hacia el frente de excavación. Con un ángulo de giro de 70° a 120°, el ciclo de carga varía de 25 a 35 segundos. La maquina es propulsada periódicamente para posicionarlo al frente del banco, esta reubicación dentro del tajo requiere también del movimiento del cable eléctrico. La curva o arco circular que desarrolla la punta de la cuchara en el banco, es producida por una combinación de fuerzas, una vertical (izaje) y otra horizontal (de empuje). De donde se obtiene la fuerza de arranque o desprendimiento neto por sumatoria de movimientos, ver fig. 3. Esto representa del 45 al 50 % del total de la fuerza desarrollada por el empuje, y para que exista equilibrio debe cumplirse la relación señalada mostrada en la fig. 4. El estar la cuchara rígidamente unida al brazo, no se dispone de una acción de arranque de material, por eso utiliza la fuerza resultante de la fuerza de izaje y de empuje, esta alcanza su valor máximo a 2/3 de altura del banco y es mínimo en el nivel del piso, el ángulo de mango o brazo es constante en todo el ciclo de trabajo. La descarga se realiza cuando el seguro de la compuerta en el fondo del balde gira y permite la salida del material por gravedad. El mecanismo de giro, permite el giro de la pluma y mango o brazo hacia la derecha o izquierda para la descarga ya sea sobre un camión, tolva o pila.

3.12.4.

Aplicaciones

Están diseñadas generalmente para banqueo en minería de carbón, minería metálica y no metálica. La descarga normalmente se hace en 80


camiones, tolvas de chancadoras móviles o tolvas de trenes. Las tres formas de avances típicos de estas palas se observan en la fig. 5. 3.12.5.

Investigación y desarrollo

La historia de las palas de cable se remontan a mas de 100 años atrás; los principios de diseño no han variado considerablemente. Desde hace 20 años los cambios han sido más significativos, la pala moderna tiene sistema electrónico” estado solidó” para transformación de corriente eléctrica de AC a DC, control de motores, control de frecuencia de electricidad, mejor acero y aleaciones, mejores chumaceras, mejor soldadura, etc. Que se ha traducido en mejorar la disponibilidad con menor mantenimiento, mejor eficiencia de energía para empujar el balde izar, girar y descargar el material. Los tamaños de las palas empleadas en minería han crecido de tal forma que algunos tienen balde o cuchara de 53 m3 de capacidad y pueden mover una carga útil de hasta 90 t por pase, el cuadro 1 nos muestra las palas eléctricas disponibles en el mercado. Las mejoras principales que se han llevado en los años recientes en la ingeniería de palas de cable, son la introducción de la tecnología Autocontrol de energía eléctrica estática AC por Bucyrus Erie y el diseño de palas para cargar camiones de 218 t de capacidad en 3 pases como son los modelos 301-M de Marion, 495 – B de BE y 4100 de P&H. El sistema Acutrol GTO (Gate Turn Off) en los mandos, sirve para mejorar los ciclos para baldes grandes, este es el ultimo desarrollo progresivo de los diferentes sistemas de mandos eléctricos en las palas de cable, que incluyen: •

Ward Leonard con control amplidino.

•

Control amplistato y control amplificador operacional.

•

DC estático.

•

AC estático con control análogo.

•

AC estático con control digital. El sistema de mando Acutrol PWM (modulación de duración de pulsos) de la palas BE, es el mas sofisticado conocido hasta hoy, P&H y Marion, también tienen su propia capacidad tecnológica de desarrollo. Harnischfeger también ha introducido bastantes mejoras en su diseño de palas, las mejoras se notan en el tren de rodamiento, superestructura, mejor diseño de la parte frontal, es decir nuevos diseños de pluma, brazo y balde máxima altura de corte, máxima altura de carga y controles automatizados con PLC.

81


3.13. CARGUÍO CON DRAGALINAS Estas unidades son generalmente usados en operaciones de desbroce donde el material es descargado libre en hileras. El cálculo del ciclo carguío para una dragalina por pase (TCP)es cerca de 82


6'0 segundos. Este tiempo es más grande cuando se carga un volquete. De otro lado las dragalinas pueden cargar volquete en el mismo ó en un banco más abajo. 3.14. CARGUÍO CON CARGADORES FRONTALES La popularidad de los cargadores frontales sobre llantas y orugas está ligado a su bajo costo y alta maniobrabilidad cuando son. Comparados a palas y dragalinas. El tiempo promedio del ciclo para carga por pase(TCP)es entre 30 y 45 segundos. Los cargadores sobre orugas son poco pesados en la industria minera debido a su limitado alcance y relativa rigidez de acción. Sin embargo los cargadores frontales sobre han llegado a ser tan comunes en operaciones de bajo abierto. Ellos trabajan en materiales de fácil excavación con bancos de poca altura. Actualmente los cargadores frontales están encontrado más aplicación en roca disparada y operaciones de bajos profundos. La unidad disponible más grande puede cargar un volquete de 200 toneladas. 3.15.

EL CARGADOR FRONTAL

3.15.1. Cargadores de ruedas Con la introducción del diseño articulado en los años 60, los cargadores de ruedas se convirtieron en maquinas principales de carga en minas y canteras de mediana escala, debido a su versatilidad para excavación, carguío y acarreo, porque encuentra una variedad de aplicaciones mineras. Estas máquinas, que actualmente llegan a fabricarse con capacidad desde hasta 25 m3 de cuchara, pueden cargar camiones de 21a t de capacidad, de manera que en algunas situaciones, constituyan máquinas de producción primarias, para condiciones medias de excavación, o material bien fragmentado. Requieren de plataforma amplia de trabajo debido a su radio de giro y para cubrir los neumáticos cuando penetra en el material, esto origina que su fuerza de penetración sea relativamente limitada. 3.15.2.

Características

Los cargadores son similares en su diseño básico, usan motores diesel, como una fuente primaria de energía. Como el ciclo de carga es mayor que en las palas, se requiere de un sistema de transmisión rápido y una distribución balanceada de energía entre la propulsión y el sistema hidráulico para optimizar el rendimiento. Las características principales son: •

Chasis articulado (70° a 90°).

•

Cuatro llantas (neumáticos). 83


•

Uno o dos motores diesel (depende del tamaño).

•

Transmisión mecánica o eléctrica.

•

Capacidad de 6 a 25 m3 de cuchara (para minería).

•

Potencia de 300 a 2000 HP.

•

Peso de operación de 30 a 200 t. Una máquina típica tiene como componentes principales los mostrados en la figura 15. Debido a su capacidad para carga y acarreo, la máquina tiene un diseño simple. Los movimientos principales se pueden observar en la figura 16.

•

4 Neumáticos, convertidor de torque directo o motores eléctricos en las cuatro ruedas.

•

Dirección articulad a mediante cilindros hidráulicos.

•

Cilindros hidráulicos de subir y bajar cuchara.

•

Cilindros hidráulicos de volteo de cuchara.

84


85


86


3.15.3. Concepto de operación El ciclo de carga de estas máquinas empieza, cuando la cuchara que tiene un diseño plano en el fondo, se introduce en el material, en un nivel que permite proteger los neumáticos y a la vez que tiene que realizar diversos movimientos de basculación para conseguir el llenado, la fuerza de arranque o desprendimiento al plegar y levantar el cucharón. El ciclo de carga se encuentra en el rango de 35 a 45 segundos por pase en material fragmentado, figuras 17 A Y 17B. 3.15.4. . Aplicaciones

En las figuras 18 y 19 se pueden observar sus aplicaciones, siendo muy versátil, debido a su movilidad. 3.15.5.

Investigación y desarrollo 87


Solo dos fabricantes han impulsado el desarrollo de los cargadores de ruedas de gran capacidad, haciendo que estos equipos se constituyan en un buen apoyo a los equipos de carga existentes. En ciertos casos pueden llegar a constituirse como equipos de carga primario nos muestra las unidades existentes, ofrecidas en el mercado peruano.

El cargador frontal está montado sobre orugas ó llantas (neumáticos). Con 2 ó 4 ruedas motoras; se usan en el carguío del material bien fragmentado, en trabajos más suaves, donde la movilidad sea necesaria y como equipo auxiliar de las palas. Existen cargadores frontales de diferentes marcas y tamaños con capacidad de diferentes marcas desde 1 - 40yd3. La importancia de los cargadores frontales es cada vez mayor debido a su velocidad, movilidad, versatilidad y costos más bajos. El cargador frontal, no requiere de equipo auxiliar (tractor).Tiene gran movilidad, puede retirarse y regresar rápidamente al lugar del disparo, gran selectividad del material de carguío, porque la máquina no esta en una posición fija, puede cargar el material de diferentes ángulos y mezclar los minerales de diferentes zonas. Es muy versátil y podría hacer cualquier otro trabajo, si no se le usa en el tajo. CARGADOR CON ORUGAS

CARGADOR CON LLANTAS 88


Baja velocidad Baja movilidad ó flexibilidad - Alto mantenimiento en materiall abrasivo Se distribuye mejor la presión sobre terreno Buena capacidad en pendiente Para excavar, tiene buena fuerza

Alta velocidad Alta movilidad Menor costo de mantenimiento Mejor performance en terrenos suaves Carga y transporta Necesita mayor espacio para maniobras.

El equipo indispensable es un cargador frontal sobre llantas ó neumáticos tanto en minería superficial, subterránea y obras civiles. 3.16.

EL CICLO DE OPERACIÓN El cargador frontal realiza el ciclo completo de su operación en 4 fases: CARGA – TRANSPORTA – DESCARGA Y RETORNA. T = tc + tt + td + tr

3.16.1. El rendimiento ó producción por hora A. Producción por hora del material suelto yd3/hr= Prod=

60*Cc*E *F tm

Ciclos carga * *Feff……….. m3/hr hora ciclo

B.

Producción por hora del material In situ

yd3/hr=

60*Cc*E *F *Sf tm

Donde: Cc : E : F : Sf : tm :

Capacidad de la cuchara (yd3) Factor de eficiencia ó eficiencia de trabajo. Factor de carguío ó llenado Factor de expansión del material Tiempo del ciclo completo en minutos

1º.- PRODUCCIÓN ó RENDIMIENTO HORARIO 89


Q=

60*Cc*Fll*Eff Tcm

Q Cc Fll Eff Tcm

: : : : :

Rendimiento o producción (m3/hr) Capacidad de cuchara (m3) Factor de llenado Eficiencia de operación Tiempo del ciclo completo en minutos

2º.Prod/hr =

Ciclo Carga * *Eff hora Ciclo

Prod/hr =

Nº`pases Ton * *Eff ciclo Pase

Ton/Pase = Cc * P.e. * Fll 60min/hr NºCiclos/hr = Tciclo N° Pases=

c argautilcamión carga útilcuchara (balde)

3º .- Resumido todo el 2º . será: Prod/hr =

60Cc*Fll*Pe*Eff Tciclo(min )

Ejemplo 01: Se tiene un cargador frontal sobre llantas de 6yd3 de capacidad cuchara con un factor de llenado de 70%, eficiencia de operación 75%, tiempo de ciclo trabajo es 0.45minutos yd3/hr=

60*Cc*E *F 60 *6 *0.7 *0.75 = tm 0.45

yd3/hr = 420 Ejemplo 02: Se tiene el rendimiento de un cargador frontal de 500 yd3/hr, con factor de llenado 90%, eficiencia de operación del 85% y el tiempo de ciclo de operación es 50 segundos. 90


¿Calcular la capacidad de cuchara del equipo?

3.17.

Cc=

yd3/hr *Tc 500yd3(hr *50srg *1min = 60*Fll*E 60min/hr *0.90 *0.85 *60seg

Cc=

25000 = 0.9yd3 2754

CARGUÍO CON RETROEXCAVADORA.

En la actualidad estas unidades están limitadas de 6 a 10 metros cúbicos de capacidad. Tienen descargas rápida y tiempos cortos de los ciclos son posibles compararlos con una dragalina debido al control hidráulico. El tiempo del ciclo promedio de carguío por pase es de 30 segundos. Cucharones de más de 12 metros cúbicos han sido usados. Estos equipos son menos costosos y más maniobrables que una pala. 3.18. PALAS HIDRAULICAS Las palas hidráulicas son de buena productividad, selectivos, recomendable para terrenos suaves, semi duro, (usados en carbón). No es apropiado en rotura dura. •

Palas de cable para metálicos

•

Palas hidráulicas para no metálicos

Trabajan en bancos pequeños 6 – 8m, por la cinemática de su operación. Existen de accionamiento eléctrico y mecánico. Tienen buena facilidad de acceso a ser mecánicos, versátil, rapidez en su montaje, pueden tener 2 motores, los más grandes son eléctricos, importante sistema de enfriamiento del aceite. 3.19.

¿PORQUÉ EXCAVADORAS HIDRAULIAS? Las excavadores de cable trabajan ARRANCANDO una rebanada de material, los cargadores de ruedas PENETRAN el cucharón en el material, mientras que las EXCAVADORAS HIDRÁULICAS COMBINAN ambos conceptos. Debido al diseño básico de las excavadoras hidráulicas que permiten ejercer la PENETRACIÓN y EXCAVACIÓN en cualquier altura del frente de trabajo con fuerzas de arranque en el borde de los dientes, son máquinas capaces de cargar materiales tenaces y resistentes, más fácilmente que los cargadores de ruedas y las excavadoras de cable. Se 91


consigue, mayor producción y costos de operación más bajos que los otros. 3.19.1.

rendimiento ó producción por hora

Para material Suelto:

Q=

60*Cc*Fll*Eff Tc

Donde: Q Cc Fll Eff Tc

: : : : :

Rendimiento ó producción m3/hr Capacidad de cuchara (m3) Factor de llenado Eficiencia de operación Tiempo del ciclo completo en minutos

También la producción será: Prod/hr =

Ciclo Carga * *Eff hora Ciclo

Prod/hr =

Nºpases Ton * *Eff ciclo Pase

N° Pases=

c argautilcamión carga útilpalada

Ejemplo 04: Se tiene trabajando una pala hidráulica de 11 yardas cúbicas de capacidad cucharón con los siguientes datos: -

Peso del material In Situ de fierro : 6,730 Lb/Bcy Porcentaje de esponjamiento : 40% Factor de llenado : 71% Capacidad camión a cargarse : 100TM Ciclo de trabajo completo : 48seg (0.8min) Eficiencia d operación total : 75% Capacidad cucharón pala : 11yd3

Hallar: 92


a. La producción horaria de la pala ó el rendimiento horario b. El número de pases ó paladas para cargar el camión Solución. a. Hallando la densidad del material suelto: Lbs/Lcy =

Lbs/Lcy 6730 = = 4807.14Lbs /Lcy 1+ %esp 1+ 0.40

TM/Lcy =

4807.143Lb s/Lcy = 2.18Tm/Lcy 2204.62Lbs /TM

b. Hallando el tonelaje por pase ó palada Ton/PASE = Cc * P.e. * Fll = 2.18TM/Lcy * 11yd3 * 0.71 = 17.03 TM/PASE c. Hallando el número de pases ó paladas para cargar el camión: NºPASES=

100TM = 5.87 17.03tM/PA SE

N° PASES = 6 PASES

d. Hallando rendimiento ó producción horaria de pala: Prod=

Nºpases Ton * *Eff ciclo Pase =

60 min/hr Tm *17.03 *0.75 = 958TM / hr 0.8 min/ciclo PASE

PRODUCCIÓN HORARIA = 958 TM/hr Ejemplo 05: En una mina a tajo abierto se tiene trabajando una pala hidráulica de 17 yardas cúbicas (13 metros cúbicos) capacidad cucharón. También se tiene los siguientes datos: -

Densidad (peso) del material In Situ : 4 000Lb/Bcy Porcentaje de esponjamiento : 30% 93


- Factor de carga : - Factor de llenado : - Ciclo de trabajo completo : (0.467min) - Eficiencia de operación total :

0.77 85% 28seg 83%

Hallar: La producción horaria de la pala Solución: a.

Hallando la densidad suelta del material Lbs/Lcy =

TC/Lcy =

b.

Lbs/Lcy 4000Lb = = 3077Lbs/Lcy 1+ %esp 1+ 0.30

3077Lbs/Lc y = 1.538TC/Lcy 2000bs/TC

Hallando el tonelaje por pase ó palada TC/PASE

= Cc * P.e. * Fll = 17yd3 * 1.5385 TC/yd3 * 0.85

TC/PASE c.

Hallando la producción horaria de la pala

Prod/hr = =

= 22.23

Nºciclos Tc * *Eff hora Pase

3600Seg/ho ra *22.23 *0.83 28seg/cicl o Prod/hr

= 2 372.4 TC/hr

3.20. PALAS HIDRÁULICAS A mediados de los años 50, se desarrolla la tecnología hidráulica y es adaptado a maquinas de carga como excavadoras retro y frontales, primeramente en Europa, para sus propias necesidades. Después de 35 años, han alcanzado el nivel de confiabilidad requerido y han aumentado de tamaño, hasta el punto que actualmente son muy comunes en aplicaciones mineras. 94


Al principio y hasta no hace mucho, su aplicación principal fue como retroexcavadora (back hoe), pero con las innovaciones realizadas se han adaptado a aplicaciones frontales. En minas y canteras del Perú, el diseño frontal es más operativo, debido a que los bancos están proyectados para realizar la carga en el mismo nivel del banco. De manera que por ello trataremos solo sobre palas hidráulicas frontales. 3.20.1. Características Desde que el propósito de su aplicación es el mismo, existen ligeras diferencias en detalles de diseño entre fabricantes, pero sus características generales son muy parecidas, fig. 6. •

Configuraciones de la pluma y brazo son similares, pero la posición y ubicación de los cilindros difieren ligeramente entre los fabricantes, quienes tratan de encontrar velocidades, fuerzas de penetración y arranque deseados. El empuje o penetración en el nivel de excavación o arranque se dan en formas de paralelogramo, algunos con arreglos especiales, como el caso del sistema Tripower de O&K y autonivelante de Hitachi.

•

1 a 2 motores diesel (en unidades grandes pueden ser con motor eléctrico).

•

Conjunto de bombas hidráulicas con caja de transferencia.

•

Mecanismo de giro.

•

2 orugas montadas.

•

Sistema de enfreamento de aceite hidráulico.

•

Sistemas de circuitos hidráulicos mediante válvulas y mangueiras.

•

Capacidades de 3.5 a 33 m3 de chuchara.

•

Potencias netas de 274 a 3001 HP.

•

Peso de operación de 42.5 a 640 t. El diseño básico consiste de un tren de rodamiento de un tractor y un chasis superior que gira continuamente, equipado con una pluma, brazo y cuchara, que se mueven independientemente, pueden ser accionados con motores diesel o motores eléctricos en algunos casos. Están diseñados para operar en el mismo tipo de operación de las palas de cable, pero con mayor movilidad y autonomía, utilizada su potencia disponible total accionado por bombas hidráulicas variables que permiten al operador acomodar, levantar, cargar o moverse en cualquier combinación deseada. Los movimientos principales de estas maquinas se encuentran en la fig. 7. Propulsión sobre orugas con motores hidráulicos. Movimiento de pluma, brazo, apertura de cuchara, mediante cilindros hidráulicos.

95


3.25.2. Concepto de operación Cuando excava ejerce un esfuerzo de reacción hacia si mismo soportado en las zapatas, la dirección de la fuerza de excavación es hacia arriba y no horizontal, la fuerza de empuje o penetración en el borde de los dientes de la cuchara, es la fuerza generada por los cilindros del brazo, pueden estar dirigidos hacia abajo, paralelos hacia el piso o hacia arriba, con el fin de atacar al material, estrato o capa según el plano de menor resistencia y completar la carga de cuchara de la manera mas rápida y sencilla. La fuerza máxima de excavación, teórica de acuerdo a la norma S.A.E., es la fuerza de excavación que se ejerce en el punto de corte mas externo de la cuchara, esta definida por el producto de la fuerza debida al cilindro de accionamiento de la cuchara por el brazo de la palanca, que es la distancia que existe desde el eje de ese cilindro hasta el punto de giro de la cuchara dividida por la distancia entre el pivote hasta los dientes. La fuerza real de excavación, cuando la cuchara esta en contacto con el material, es una combinación de diferentes fuerzas y no puede determinarse claramente, ya que se controla y combinan diferentes funciones. Primero se aplica la fuerza de penetración y la cuchara penetra el material, luego se aplican las fuerzas de arranque, y la cuchara tendrá un nuevo punto de pivotamiento, al estar apoyado sobre el propio terreno, aumentando la fuerza de excavación, por la menor distancia que existe entre el punto de pivotamiento y el borde de los dientes de la cuchara, fig. 8. La fuerza generada por los cilindros de la cuchara mas el peso del brazo y posiblemente parte del peso de la maquina crean un par alrededor del punto de pivotamiento que hace que la cuchara vuelque hacia atrás, la fuerza real de excavación en el material depende del brazo de palanca “X”, al ser mas pequeña la fuerza se multiplica. El ciclo de carguío varía de 20 a 30 segundos. 96


Las formulas del cálculo teórico de la fuerza de penetración y arranque de una pala hidráulica clásica, según la fig. 9, son las siguientes: a) Fuerza de penetración (V) V = (fv x a)/ H + (Rk x b)/H b) Fuerza de arranque (L) L = (Fk x c)/r Donde: Fv = Fuerza del cilindro de penetración y empuje. Rk = Fuerza de reacción debido al cilindro de cuchara. 97


Fk = Fuerza del cilindro de la cuchara. a = Distancia perpendicular entre el punto de giro de la cuchara y la línea central del cilindro de penetración. b = Distancia perpendicular entre el punto de giro del brazo y la línea central del cilindro de penetración. c = Distancia perpendicular entre el punto de giro de la cuchara y el cilindro de la cuchara. H = Altura entre los dientes de la cuchara y punto de giro del brazo. r = Distancia entre los dientes de cuchara y punto de giro de brazo. Otras modificaciones de otras marcas se observa en la fig. 10 y 11. 3.25.3.

Aplicaciones

Las palas hidráulicas frontales tienen similares aplicaciones que las palas de cable pero selectivamente mejor, como se muestra en la fig. 12, 13 y 14.

3.25.4.

Investigación y desarrollo

La tendencia es fabricar maquinas grandes para cargar también a camiones grandes, mas robustos con mas potencia, para obtener mas alto rendimiento y gran economía de operación, en otros casos tiende a usar energía eléctrica. Recientemente se promocionan en el mercado palas hidráulicas con cuchara de 20 m3, diseñadas para cargar camiones de 150 t de capacidad y las mas grandes de 26 a 33 m3 para cargar camiones de 218 t de capacidad en 4 y 5 pases respectivamente. Las investigaciones están encaminadas a mejorar el diseño en algunas marcas y modelos, que incluyen control del motor- bomba hidráulica por computadora, para 98


optimizar la utilización de energía, sensores eléctricos y sistema de control de los RPM del motor, sistema de detección de fallas y alarmas y mejoras en la geometría de la cinemática del equipo de carga. El cuadro N° 2, nos muestra las unidades existentes en el mercado. Ahora la selección y evaluación entre palas hidráulicas de diferentes fabricantes es motivo de otro estudio.

3.26. TRACTORES (DOZERS) 99


El equipo de excavación básico en el movimiento de tierras es el TRACTOR DE EMPUJE ó TRACTOR DOZERS. Es muy utilizado como equipo auxiliar de las palas; estos tractores es necesario en el movimiento del material en los botaderos, en los stock piles, en el mantenimiento de carreteras, en los pisos de los bancos, etc. Se tiene 2 tipos de tractores: tractores sobre orugas y tractores sobre llantas. El tractor sobre llantas es más versátil, flexible y de gran movilidad, pero tiene menor tracción que el de orugas, en trabajos duros y húmedos – arcillosos se prefiere los tractores sobre orugas. Generalmente los tractores más usados son los tractores sobre orugas, cuyo peso varía de 7 hasta 75 ton y son limitados, a distancias menores de 500 pies.

CONDICIONES FAVORABLES DE ELECCIÓN TRACTORES SOBRE NEUMÁTICOS

TRACTORES SOBRE ORUGAS

Taludes moderados Largo empuje Buena movilidad

3.26.1.

-

rendimiento ó producción horaria yd3/hr =

Cc E Sf Tm

3.26.2

Taludes empinados Corto empuje Poca movilidad

: : : :

60*Cc*E *Sf Tm

Capacidad empuje cuchara en yd3 Factor de eficiencia Factor de expansión del material Tiempo de ciclo completo operación en minutos.

rendimiento del tractor:

100


R=

Q *Eff*F *60 Tc

Tv=

Tc = Tf + Tv

Da*2 1000v

Donde: Q Eff F Tc Tf Tv Da V R

: : : : : : : : :

Capacidad de lampon (m3) Factor de eficiencia Factor de conversión volumétrico Tiempo por ciclo completo en minutos Tiempo fijo Tiempo variable Distancia de acarreo (m) Velocidad media (Km/hr) Rendimiento tractor (m3/hr)

Ejemplo 06: Se tiene un tractor CAT – D8H, del cual se pide hallar su rendimiento con los datos siguientes: -

-

Capacidad del lampon : Q = 6.92m3 Factor de eficiencia trabajo Eff = 70% Factor de conversión volumétrica F = 1.0 Tiempo fijo Tf = 0.5min Distancia promedio de acarreo Da = 80m Velocidad media equipo V = 5Km/hr

Solución: a.- Hallando el tiempo variable: Tv=

Da*2 80m *2*60min = 1000v 1000m/km *5Km/hr *1hr

b.- Hallando el tiempo del ciclo completo Tc = Tf + Tv = 0.5min + 1.92min = 2.42min c.- Hallando rendimiento del tractor: R=

3 Q *Eff*F *60 62.9m *0.70 *1.0*60 3 = = 120m /hr Tc 2.42

101


3.26.3.

construcciones

A ¿Porqué la Resistencia a la Rodadura no afecta a tractores de oruga? Los tractores llevan su propio camino o carretera con ellos Desde que sus canales de desplazamiento son de acero, estas son suaves y duros, obviamente no se tiene llantas o penetración de ruedas alguna. Solamente la ficción interna de los trenes de potencia necesita ser explorados. Este Cambio es para explicar la diferencia entre el rendimiento de la potencia en el volante y la potencia en la barra de tracción de un tractor de orugas. Por lo tanto para todo propósito práctico un tractor no tiene asistencia a la rodadura. ¿Que pasa entonces cuando u tractor de oruga jala una pala de? ¿Cual es la condonación de la resistencia a la rodadura? Para conocer la resistencia a la rodadura solamente el peso en las ruedas es necesario ser conocido o considerado. ¿Cual es la resistencia a la rodadura de un tractor oruga y una pala de desplazándose por un nivel, de será flexible consideramente bajo carga? (Ver cuadro uno)

102


103


104


3.27. PALAS ELÉCTRICAS DE CABLE Características principales • •

Son cada vez más grandes, tiene en el mercado más de 100 años de operación. Pueden cargar del 5 al 7% de su peso de operación.

•

Alto costo de inversión inicial; puede costar de US$ 230 000 a US$ 260 000 por m3 de cuchara.

•

Larga vida; 100 000 h en algunos casos se reporta 120 000 h.

•

Bajo costo de carguío; de 0.005 a 0.008 US$/t.

•

Baja movilidad; 1,5 km/h.

•

Factor de llenado de cuchara bueno; 95 a 100 %.

•

Alta producción en ciertas condiciones (cuadro 4) Ventajas

•

Larga vida o disponibilidad de 15 años a más.

•

Trabaja en altura de banco de 9 a 20 m. 105


•

Lleva buen nivel de piso.

•

Carga material bien fragmentado.

•

Diseño que no presenta mayores complicaciones. Desventajas

•

No es conveniente para proyectos de corta duración < 15 años.

•

Tampoco para minas en lugares remotos, donde falta infraestructura.

•

No es posible mover la máquina frecuentemente.

•

La productividad es muy baja en material extendido.

•

Requiere de equipo auxiliar. No puede trabajar en piso suave, su presión en el piso es de 2.5 a 4,0 kg/cm 2.

•

3.28. PALAS HIDRÁULICAS Características principales •

Actualmente tienden a ser grandes.

•

Pueden cargar de 9 a 11% de su peso de operación.

•

Costo moderado de inversión inicial de US$ 140 000 a 180 000 por m3 de cuchara.

•

Las unidades grandes de estas maquinas son relativamente nuevas; los fabricantes atribuyen 60 000 h de vida. Las unidades medianas han alcanzado hasta 40 000 h.

•

Costo de carguío de 0.08 a 0.12 US$/t.

•

Movilidad moderada; 2,4 km/h.

•

Factor de llenado de cucharón muy bueno de95 a 105 % debido a su mejor cinemática.

•

Producción, (cuadro 4). Ventajas

•

Potente fuerza de excavación, el material no necesariamente tiene que estar bien fragmentado.

•

Carguío selectivo, mejora el control de calidad.

•

Puede trabajar en piso húmedo, debido a su menor peso que la pala de cable, su presión sobre el suelo de 1.3 a 2.5 kg/cm2.

•

Generalmente no requiere de equipo auxiliar.

•

Puede trabajar con frentes múltiples que estén cercanos. Desventajas

•

Mayor número de componentes en acción, que requiere mayor tiempo de mantenimiento, que puede significan una menor disponibilidad mecánica.

•

Mayor sensibilidad de los componentes electrónicos que controlan la bomba hidráulica.

•

La temperatura y presión de aceite hidráulico son la clave de la operación en estas máquinas.

•

Requiere de mayor entrenamiento, el personal de mantenimiento y operación, debido a su complejidad. 106


3.29. CARGADORES DE RUEDAS Características principales •

También tienden a ser grandes,

•

Pueden cargar del 18 al 21 % de su peso de operación,

•

Costo de inversión bajo; US$ 90 000 a US$ 130 000 por m3 de cuchara, Las unidades grandes son nuevas, en las unidades medianas se ha alcanzado 40000 h, en algunos casos hasta 50000 h.

•

107


•

Su costo de operación a largo plazo, se encuentra en el rango de 0,10 a 0,14 US$/t.

•

La movilidad está en función del diseño y peso de trabajo, tienen alta movilidad; 20 km/h, que lo hacen la máquina de carguío mas versátil existente.

•

Factor de llenado de cuchara aceptable de 85 a 95%.

•

Producción estimada según su aplicación (cuadro 4). Ventajas

•

Gran movilidad y versatilidad.

•

No requiere otro equipo auxiliar para limpieza.

•

Se puede utilizar en carga y acarreo hasta 150 m.

•

Muy útil para trabajos menores, puede servir como utilitario. Desventajas

•

El material tiene que ser bien fragmentado o requiere de un buldózer.

•

El piso tiene que ser duro y compacto.

•

No puede cargar en bancos altos,

•

Requiere de un espacio operacional grande, según su radio de giro.

•

Si el brazo no tiene suficiente alcance no distribuye bien la carga en los camiones.

3.30.. RENDIMIENTO La producción aproximada, producto de observaciones realizadas en diferentes operaciones y también de informaciones recibidas, tomando un promedio de 6000 horas por año, varía con los siguientes factores: tipo de material, factor de llenado de cuchara, eficiencia de operación, disponibilidad mecánica, movimiento de frentes, etc., para cada máquina, En la figura 20, se muestra algunas comparaciones y en la figura 21 se muestra como se calcula el rendimiento, de manera que el cuadro 4 es sólo referencial.

108


3.31. NIVELADORA: La producción de una moto niveladora es importante para el contratista distribuido para el mantenimiento de carreteras y Terminal las gradientes, en cualquier trabajo las niveladoras pueden hacer su producción esta sujeto a muchos variables, eficiencia del operador, el material que esta siendo trabajo ambo influyen en la producción del motor, aun mas que en otros maquinas para encontrar el tiempo requerido para completar un trabajo, el numero de pasadas requeridas debe ser conocida y un estimado eficiencia y velocidad promedio debe ser conocida. Tiempo enhora=

(Nºdepasadas)(d istancia km) (Promedio velocidad mph)(facto r deeficiencia )

Donde la velocidad promedio se encuentra por el siguiente método: 6 pasadas x 3mph = 18 4 pasadas x 4mph = 16 34 total 34/10 = 3,4mph(promedio). Ejm: Para mantener una carretera adecuadamente, una moto niveladora debe hacer una pasada en la 2º velocidad y luego 2 paradas mas en la tercera, cuanto tiempo le tomara completar el trabajo si la distancia del nivel es de 8,5km de longitud 109


Si: 2do geos speed = 6.0kmph 3ro geos speed = 9.1kmph Una pasada (6,0kmph) + 2 pasadas (9,1kmph) = velocidad promedio = 15.1 = 5,03mph. 3 Tiempo en horas = (3 pasadas)(8,5 millas) = 3,96 horas (8,06)(0,8) 3.32. CARGADORES DE RUEDAS CATERPILLAR Modelo 980C 988B 992C

capacidad 4m3 5.25ydD3 5.4m3 7yD3 10.3m3 13.5yD3

potencia en el voltaje 201km 270hp. 280km 375hp 514km 690hp

3.33. TRACTORES DE CADENA CATERPILLAR DBL Y D9L

DBL

MOTOR 3408

D9L

3412

POTENCIA VOLANTE 250Km 335HP 343Km 460HP

RPM 1900

Operan a una altura de 2300mts (7500’) sin reducir de su potencia por el turboalimentadora. 3.34. HOJA 1) HOJA UNIVERSAL: ideal para mover material en gran volumen despejar y recuperar terreno la vertedera curvado proporciona buena penetración mientras los lados angulados a 25º encajan el material hacia el centro, con excelente retencion de la carga (010) TOQUEPALA. 2) HOJA ORIENTABLE (DBL): Echa la tierra al costado facil y rápidamente, la hoja se puede colocarse derecha o en un angulo hasta 25º hacia la derecha o izquierda para la formación de hileras, el relleno y la apertura de caminos la curvatura de la vertedera contribuye a arrollar el material facilitando su desplazamiento hacia el costado. 3) HOJA RECTA: construido para trabajos duros (excavación de roca, apertura de caminos y desmonte, despejo de sobrecapas) el diseño en U modificada con extremo en angulo les da excelente capacidad de corte lateral y buena retencion de la carga. 4) HOJA AMORTIGUADA (D9L): diseñada especialmente para la carga con 110


empuje, por permitir el suave acoplamiento sobre la mancha con traillers. Los discos de caucho que absorben el choque aguantan una fuerza de 72.575kg (160,000lbs) por su ancho limitado es de mayor maniobrabilidad y con menos riesgo de daños de los neumaticos. 3.35. CARGADORES SOBRE RUEDAS. Promedio carga inclinada. 98OC 15,400lb. 7000kg 988B 21,200lb. 9600kg especulacion 992C 40,500lb 18,400kg ambos lados 992C(mayor alcuna)36,000lb 16,330kg High life

carga estatica 16,945kg 20,234kg

35º de

43,38kg 42,971kg

3.35. EQUIPOS DE CONSTRUCCIONES 988 Mayor velocidad de acarres. Menor giro en falso de las ruedas al cargar. Mayor fuerza hidraulica al hacer penetrar el cucharon. Ciclos rapidos. ESPECIFICACIONES: breves. Potencia en el voltaje Trasmisión servotransmicion

910 65HP servotransmicion Planetaria

920 80HP servotransmicion

930 100HP

planetaria

planetaria Cuerpos de cucharon 1,53m3 Capacidad calmada Empleo general

3A,1R 1,0m3

4A,1R 1,15m3

4A,3R

1,25yD3

1,50yD3 1,35m3

2yD3

1,72m3

(1,75yD3)

3

(2,25yD ) Uso multiple 1,35m3 3

0,8m3 (1yD3)

(1,75yD ) Descarga lateral

1,15m3 (1,5yD3) 1,15m3

111


1,35 1,5yD3

3

1,75yD

D96 – D9H 385HP 410HP: D10: - empuje 27m3 por pasada. - Empuje trailler solo por 2 D9H - Motor de 700HP (522km) - Hoja cerca al tractor. - Peso de 86,320kg (190,300lbs) - Fuerza de arrastre 122,500(270,000lbs) en la barra de tiro en primera. ESPECIFICACIONES: (tractor dio caterpillar) - potencia en el volante a 1800RPM 522km 720HP. - peso de trabajo 86,320kg 190,300lbs. - ancho sobre los mandos. - final 3,65mt 12’ - largo (con hoja U) y desganados 10,75mt 35’4’’ - altura (a la punta de cilencio) 4,57mt (7 - dos de escape) 980C 3406 270HP/201kw 2100 T

15’

988B 3408 375HP/280kw 2200 T

992C 3412 690HP/514kw 2200 TA

Modelo del nisto HP/kw RPM Aspiracion T: turboalimentador TA: turboalimentador y postrefrigerador. Los turboalimentadores compensan la reducción de O2 a grandes alturas y temperaturas. El CAT 3408 mantienen su potencia total sobre 7500lt/2300mts, el motor 3406 y 3412 a mas de 10,000ft/3000mts. 3.36. CUCHARONES (FOTOSTÁTICAS) La construcción basada para una gran resistencia a la torsión y distensión baja altos cargos. ______________________________________________________ CAPITULO IV 112


SISTEMAS DE TRANSPORTE EN TAJO ABIERTO 4.1. MEDIOS DE TRANSPORTE Y SUS CARACTERISTICAS Existen variedad de medios para el acarreo y transporte del mineral desmonte en los tajos abiertos, siendo algunos de ellos: A. B. C. D. E. F. G. H.

El transporte por trenes El transporte por camiones El uso de fajas transportadoras El transporte con mototraillas “SCRAPERS” El transporte con tractores (DOZERS) El transporte hidráulica o por tuberías El izaje inclinado con SKIPS Transporte por chimeneas y túneles, etc. Los medios de transporte mas comunes son: 1º.- locomotoras Un tren se usa en: -

Tajos poco profundos Gradiente 0.5 - 1.5% Distancias mayores más de 3Km Alta producción Costo menor por tonelada que los camiones Frecuencia mínima de movilidad. Costo de mantenimiento de vías es mayor Puede cargar y transportar cualquier material Alto costo de inversión.

Se resume en lo siguiente 1. Aplicable a grandes volúmenes de producción, grandes distancias, bajos costos de transporte. 2. La vía férrea debe cumplir estrictamente especificaciones de ingeniería 3. Tiene un alto costo de inversión 4. No son aplicables a pendientes mayores de 3% 5. Pueden transportar cualquier tipo de material 2º.- volquetes 113


1. 2. 3. 4.

Requiere de buenas carreteras para minimizar los costos en llantas Aplicables a pendientes altas Son limitadas económicamente a distancias de 4Km Son móviles y fléxibles. 3º.- fajas transportadoras

1. 2. 3. 4. 5.

Son transportadores de alto volumen, largas distancias y bajos costos. Son difíciles y costosas de moverlas Tiene un alto costo de inversión Pueden transportar en pendientes altas hasta 40% El material requiere su fragmentación a tamaños pequeños para dar una buena vida a la faja. 4º.- mototraillas “scrapers”

1. 2. 3. 4.

Requiere de buenas carreteras para minimizar los costos de llantas. Son rápidos pero limitados, económicamente a distancias de 1.6 Km. Tiene una excelente movilidad Limitadas a materiales suaves y fáciles de romper; materiales hasta 24 pulgadas de tamaño. 5º.- tractores

1. Son limitados, económicamente a distancias cortas cerca de 500 pies. 2. Tiene mayor tracción sobre terrenos duros, suaves, húmedos por orugas. 4.2. COMBINACIÓN DE SISTEMAS DE CARGUIO Y TRANSPORTE Es recomendable una adecuada combinación entre los medios de carguío y transporte en función a sus capacidades, así: A. PALA – B. PALA – C. PALA – D. PALA –

TREN CAMIÓN CAMIÓN – TREN CAMIÓN – FAJA TRANSPORTADORA

Los ciclos de operación son: CICLO CAMIONES - CARGUIO - TRANSPORTE

CICLO TRENES - CARGUIO - TRANSPORTE 114


- DESCARGA - RETORNO - APARCAMIENTO

- DESCARGA - RETORNO

4.3. LOS CAMIONES EN EL OPEN PIT El método ó medio de transporte más usado en los tajos abiertos son volquetes, debido a su gran movilidad, flexibilidad, facilidad para vencer pendientes altas, su adaptabilidad a las condiciones de trabajo en diferentes tajos. 40 años atrás un camión de 30 toneladas de capacidad era considerado en la industria minera como un GIGANTE de los equipos. Luego los de 100 toneladas eran comunes, también aparecieron los de 140 - 250 toneladas, actualmente se tiene camiones de 300 - 410 toneladas de capacidad. El mas grande del mundo es el KOMATSU 930E que mide 15.3m de largo, 7.3m alto y 6.02m de ancho, carga 320 ton y el precio de ello es de $ 3 300 000, son camiones tipo convencional. Los camiones TIPO TRACTOR –TRAILER tienen capacidad hasta 400 toneladas. En el Perú, existen camiones cuyas capacidades varían entre 40, 85, 100 y 120 ton de capacidad. Desde el año 1963 se tenía camiones en el tajo Mc Cune de Cerro de Pasco, como se indica en el cuadro. CAMIONE

LECTRA – HAUL LH – M85

DART

HAULPAK

Diesel eléctrico

Diesel

Diesel

310 000

286 500

26.4

13.5

11.9

85

44

40

motor

Detroit Diesel

Cummins

Cummins

tracción

Sobre Ruedas

Sobre Ruedas

Sobre Ruedas

año de adquisición

1975 – 77

1963 – 64

1963 – 64

n° unidades

10

22

4

S CARACTERISTICAS tipo peso (lbs) capacidad (m3) capacidad (tons)

En el mercado tenemos camiones de diferentes tamaños y marcas como: KOMATSU, CATERPILLAR, TITAN, BELL, LIEBHERR, EUCLID, VOLVO, TEREX, etc. Los sistemas de transmisión de los camiones en los tajos abiertos son: MECÁNICO, ELÉCTRICO y TROLLEY. 115


4.4. TIPOS DE CAMIONES Existen 3 tipos de camiones y son: 1º.- camiones convencionales (conventional rear dump truck) Son de descarga posterior, la tolva va montado sobre el CHASIS, la cual se levanta por medio de un sistema hidráulico para el vaciado del material por atrás, se clasifica en: A. Según el sistema de Transmisión. a. b.

Camiones MECÁNICOS (Capacidad 240 - 300Ton) Camiones ELÉCTRICOS ( Capacidad 200 - 350Ton)

B. Según sus ejes pueden ser: a. b.

Camiones de 2 ejes, donde uno ó ambos son los ejes de tracción. Camiones de 3 ejes, donde sólo los dos ejes traseros son las motrices.

2º.- camiones tipo tractor - trailer Es aquel camión donde la tolva no esta montado sobre el chasis, es jalado por la parte primaria del camión que genera el movimiento y se conoce con el nombre de TRACTOR. Este camión es usado mayormente en los tajos de carbón. Se clasifica según su descarga: a. Camiones con descarga posterior (ROCKERS) b. Camiones con descarga ó vaciado por costado c. Camiones con descarga ó vaciado por debajo ó inferior 3º .- camiones tipo integral botton dump Son camiones integrales con descarga inferior, tienen su propio motor. Ver figura que se adjunta. 4.5. EL CICLO DE OPERACIÓN DE LOS CAMIONES Tciclo = Tc + Tt + Td + Tr 116


Tciclo = Tf + Tv Donde: Tc : Tiempo de carga Tt : Tiempo de transporte Td : Tiempo de descarga Tr : Tiempo de retorno ó regreso Tf : Tiempo fijo: Tiempo de carga, descarga, otras demoras Tv : Tiempo variable: tiempo de transporte y retorno.

4.6. FACTORES QUE AFECTAN EN EL PERFORMANCE DE LOS CAMIONES Los diferentes factores que afectan en la performance de los camiones son: 1.- Propiedades de material a transportar 2.- Fuerza de jale ó tipo 3.- La tracción 4.- Resistencia de rodamiento (RR) 5.- Resistencia a la pendiente (RP) 6.- Resistencia al viento (aire) 7.- Condiciones de altura y temperatura 8.- Aceleración 9.- Ciclo de operación 10.- La eficiencia de trabajo (combinado la eficiencia de operación) Estos factores se agrupan en 2: a.-

factores para producción -

b.-

Buena fragmentación Propiedades del material Condiciones mecánicas, eléctricas del equipo Habilidad del operador y su eficiencia.

factores de acarreo -

Capacidad de la unidad Distancia de acarreo Condiciones de la carretera (pendiente compensada) Factores climatológicos, etc. 117


El tamaño OPTIMO del camión para una distancia dada se puede obtener graficando los costos unitarios Vs el tamaño de los camiones y obteniendo el mínimo de la curva. A medida que profundiza el tajo, la distancia la distancia irá aumentando, siguiendo el método anterior, graficar diferentes curvas y se hallan los tamaños óptimos de los camiones para cada banco, estos puntos siguen aproximadamente una LINEA RECTA.

4.7. RENDIMIENTO Y FLOTA DE CAMIONES a.-

calculo de producción horario de camiones:

# ciclos capacidad Ton/hr= ----------- * ------------------* factor de llenado *eficiencia combinada Hr ciclo b.-

ro

N

c.-

camiones requeridos: PRODUCCIÓN REQUERIDA POR HORA CAMIONES = ------------------------------------------------------PRODUCCIÓN CAMIÓN POR HORA flota total:

# CAMIONES REQUERIDOS TAMAÑO FLOTA = --------------------------------------% DISPONIBILIDAD d.-

numero de camiones por pala 60 * CICLO TRABAJO CAMIÓN ro N CAMIONES POR PALA = -------------------------------------------+1 CICLO PALA * N° PASES

PROBLEMA 01: Se tiene el sistema PALA-CAMION trabajando en una mina a tajo abierto y se tiene además los siguientes datos: -

Peso del numeral in situ: % esponjamiento material: Factor de llenado pala y camión: Eficiencia de trabajo camión: 118

3640Lb/Bcy 30% 70% 68%


-

Eficiencia de trabajo de la pala: Ciclo de la pala para carguío: Ciclo de camión por viaje: Capacidad del camión: Capacidad de cuchara de pala: Disponibilidad mecánica camión: Producción requerida material:

75% 0.8 min 15 min 390 000 Lbs. 50 y d3 (cy) 80% 2 970 Tc/hR

Hallar 1.- La producción de la pala hidráulica por hora 2.- El numero de pases por camión 3.- La producción horaria del camión 4.- La flota de camiones 5.- El numero de camiones requerido por pala Solución

a) Hallando el peso del material suelto 3 640 2 800 Lbs/Lcy Lb/Lcy = ----------------- = ------------------------ = 1.4 Tc/Lcy 1.3 2 000 Lbs/Tc b) Hallando toneladas por pase ó palada: Ton/PASE = PESO SUELTO * CAP. CUCHARA PALA * Fll PALA = 1.4 TC/yc * 50 Yc * 0.70 = 49 TC/PASE 1º.- Hallando el número de pases por camión 390 000Lbs Capacidad CAMION = ---------------------------- = 195TC 2 000Lbs/TC

CAP. CAMION 195 TC N° PASES = ----------------------- = ---------------------- = 119

4 PASES/CAMION


Ton/PASE

49 TC/PASE

2º.- Hallando Producción horaria de pala hidráulica: # Ciclo Ton Producción = ------------ * ------------ * Eff PALA Hr PASE 60 = -------- * 49 * 0.75 = 2756.25tc/HR 0.8 3º.- Hallando Producción horaria Camión:

Producción

# Ciclo Ton = ------------ * ---------- * N° PASES * Eff * Fll Hr PASE

60 = ------------ * 49 TC/PASE * 4PASES * 0.68 * 0.70 15min = 371.28TC/hr 4º.- Hallando Número de camiones por pala 60 * 15min/ciclo N° Camiones/pala = ---------------------------------------- + 1 = 6 CAMIONES (0.8 min * 60)/seg * 4 PASES 5º.- Hallando Flota de Camiones: 22 970 TC/hr N° Camiones = ----------------------------- = 8 Camiones 371.28TC/hr 8 Camiones 8 TOTAL FLOTA = ------------------------------- = ----------- = 10 %Disponibilidad 0.80 TOTAL FLOTA = 10 Camiones + 2 Stand By 120


TOTAL FLOTA REQUERIDA = 12 CAMIONES Problema 02: Hallar la flota de camiones necesarios de 40 TCS de capacidad para transportar desmonte con los siguientes datos: Producción requerida: 1 500 TMS/día Horas de trabajo por día: 10 horas Factor de llenado Camión: 90% Factor de eficiencia trabajo: 75% Disponibilidad mecánica: 80% Ciclo de viaje promedio: 40min/ciclo Costo de propiedad y operación del camión : 150$/hr

Hallar:

A. La flota de Camiones con 2 camiones en Stand By B. El costo de transporte del camión $/TC Solución: 1.- Hallando la producción horaria requerida del desmonte: TCS/hr = 1500TMS/dia * 1.1023TC/1TM * 1dia/10 hr = 165.34 TCS/hr 2.- Hallando el promedio de viajes/hora del camión 60min/hr * Eff 60 * 0.75 VIAJE/hr = ---------------------------- = -------------------- = 1.125 min/ciclo 40 3.- Hallando Producción horaria del camión: Viajes TCS TCS/hr = 1.125 ---------- * 40--------- * 0.90 FACTOR DE LLENADO Hora Viaje = 40.5 4.- Hallando LA FLOTA DE CAMIONES: PRODUCCIÓN REQUERIDA FLOTA CAMIONES = 121


----------------------------------------------------------------------------PRODUCCIÓN CAMION * DISPONIBILIDAD MECANICA 165.34 TCS/hr = -------------------------------------- = 5.10 40.5TCS/hr * 0.80 = 5 CAMIONES FLOTA TOTAL = 5 CAMIONES + 2 STAND BY TOTAL FLOTA CAMIONES = 7 CAMIONES 5.- Hallando EL costo de transporte: COSTO PROPIEDAD Y OPERACIÓN 150$/hr COSTO = ---------------------------------------------------- = ----------------PRODUCCIÓN HORARIA CAMION 40.5TCS/hr COSTO = 3.70$/TC 4.8. ESTUDIO ANALÍTICO DE PALAS Y CAMIONES DEL TAJO MC PIT DE CERRO DE PAZCO 4.8.1. Objetivos.El estudio del movimiento y del tiempo de operación de las palas y camiones se hace para analizar el comportamiento del equipo y para determinar los tiempos unitarios de cada operación y los factores que afectan el rendimiento del equipo. Estimamos el valor considerable del estudio como medio para mejorar la producción en un acercamiento de los tiempos reales unitarios disminuyendo al mínimo los tiempos negativos por demoras, hábitos malos, etc., culminando así en una óptima flota de camiones para las condiciones en que operan nuestras palas. 4.8.2. Generalidades. Para la realización del presente estudio, el Departamento de Ingeniería construyo un plano general abarcando el tajo y carreteras hasta los botaderos, determinando la distancia desde las palas a ellos. En el terreno marco las carreteras en tramos de 100 metros, haciendo luego una sección longitudinal, para apreciar las gradientes. El plano y sección longitudinal sirvieron para correlacionar las velocidades de los volquetes con las gradientes y curvas, con el objeto de observar las aceleraciones y desaceleraciones producido por ellos. De estas observaciones se podría llegar a interesantes conclusiones en el comportamiento de nuestro equipo y posibles cambios de diseño de nuestras carreteras. 122


4.8.3. Definición de los tiempos unitarios. Para evitar dualidades en el concepto de tiempos unitarios, es preciso definir y delimitar estos. En nuestro estudio de volquetes consideraremos: a) Comienzo de maniobra Estacionar el volquete, (2) Cuadrar para carguío, que puede ser interior o exterior (en el primer caso cuando pasa por debajo del puente de baja tensión). b) En la posición (2) el volquete es llenado por la pala y constituye el tiempo de carguío, se computa desde que la pala deposita el primer cucharón hasta depositar el último. c) Sale de la posición de carga, el volquete efectúa su travesía viaje o acarreo tanto de ida como de vuelta. d) En el botadero, puente Oroya, o tolva de Chancadora vuelve a estacionar para vaciar, todo el tiempo se incluye el descargue. e) Los “respiros” de los chóferes en el botadero se denomina Demoras en el botadero. f) Cuando hay desperfectos, el tiempo malogrado se denomina Malogrado. g) El tiempo de aprovisionamiento de petróleo, se denomina tiempo de servicio que podría ser negativo o útil. h) El tiempo de toma de alimentos de media guardia se denomina descanso. i) Bajo otros: •

Demoras por disparos

•

Reestacionamientos

•

Tiempo que no han sido determinados o concluidos. 4.8.4. la pala a) Ciclo de pala constituye los movimientos de empuje, izaje, giro, descargue y descenso del cucharón que se deposita en el volquete. b) Carguío tiempo que tarda en llenar el volquete desde que suelta la primera cuchara hasta la ultima. Entre la última cucharada de un volquete y la primera del siguiente, la pala ocasionalmente efectúa otras operaciones, tales como desquinche del material, recolección de piedras, etc., a este tiempo se denomina operación. c) Este tiempo también podría presentarse en el tiempo de carguío haciendo que el tiempo de carguío sea mas grande, sin embargo este tiempo no se diferencia del tiempo de carguío, solo se computa en el porcentaje final de operación para los análisis pertinentes. d) Cambio de posición cuando la pala avanza. e) Cuando no hay volquetes y la pala no tiene trabajo se denomina Esperas en la Pala. f) Cuando la pala no se encuentra lista para cargar un volquete, no teniendo trabajo especifico se denomina Demoran a Volquete. g) Los desperfectos se denominan Malogrados. h) Tiempo de engrase se denomina como tal. i) Otros. Algunos tiempos no descritos. 4.9. DATOS DE CAMPO 123


Los tiempos e tomaron individualmente para cada volquete, con el controlador de tiempos dentro del volquete, y dentro de la pala cuando se hizo el estudio de la pala. Se desechó la idea de poner el controlador estacionario, para de esta manera abarcar mayor número de volquetes y tener una idea más exacta del número de camiones de la flota para una pala, porque la visibilidad por neblina, lluvia o nieve fue insuficiente, y además lo que ocurría en los botaderos no podía ser computada por el controlador. Los datos de campo fueron tomados con tiempos continuos, o sea el controlador cronometraba y anotaba en la hoja de “Datos de Campo” hoja Nº 1 y 2, el inicio y término de cada tiempo unitario, hasta el término del estudio que en un promedio duro 200 minutos. En la columna de observaciones se anotaron las demoras que pudieron ocurrir en cualquiera de los tiempos unitarios. En la columna de viajes, los números 100, 200, etc., corresponden a los tramos que se marcaron en la trayectoria de las palas a los botaderos con la finalidad de observar la variación de las velocidades y desaceleraciones en rampas, curvas, etc., el controlador anotaba lo que marcaba su cronometro a su paso por el inicio y termino de cada tramo. Por la dificultad de presentar en este informe la gran cantidad de datos recogidos, solamente presentamos el estudio Nº 1 completo. 4.10. PROCESDAO DE DATOS Las hojas de campo se llevaron a la oficina y en la hoja Nº 3 “Operación Volquetes” se calculo los tiempos unitarios por simple diferencia de términos a inicio de los datos de campo. Las demoras u operación se computaron evidentemente, como la diferencia de inicio de la siguiente actividad menos el término de la que la antecede, comprobando con las anotaciones de “Observaciones”. Ejemplo: No hay demora u operación cuando el tiempo de inicio de carguío. Al final de cada estudio en la hoja correspondiente a “Operación Volquete” se hizo un promedio pesado de todos los tiempos unitarios. Como termino de cada estudio en la misma hoja Nº 3 se calcularon los porcentajes de cada tiempo unitario con respecto al tiempo total del estudio. En la hoja Nº 4 se diferencio los tiempos correspondientes a cada tramo por viaje con volquete cargado y descargado. En esta misma hoja se calcularon las velocidades del tramo. 4.11. SUMARIO El cálculo de los tiempos unitarios se hizo por un promedio pesado de cada estudio tomando como base la duración de cada viaje y la duración de cada estudio, hallando finalmente la duración de cada ítem como cuadrada, carguío, espera, etc. La suma de estos ítems es la duración del ciclo total que viene a ser el 100%. Los porcentajes promedios generales se puede observar en la fig. Nº 1. 4.12. NATURALEZA DE LOS TIEMPOS Para tener una idea mejor de las operaciones se clasifico los tiempos en útiles, negativos o inertes. Comprendiendo: Tiempo útil.- cuadrada, carguío, travesía y descargue. 124


Tiempo Negativo.- Espera en el tajo, espera en la pala, demoras y malogrado. Tiempo Inerte.- Descansos y servicios. Los porcentajes de estos tiempos se pueden ver en la fig. Nº 2. 4.13. RELACION VELOCIDAD-GRADIENTE-CURVAS DESACELERACIONES Con el objetivo de observar las aceleraciones y desaceleraciones de los volquetes cargados y descargados por gradientes, curvas, etc., durante el trayecto de las palas a los botaderos, se construyeron los gráficos Nº 1, 2, y 3. Para los cálculos de estos parámetros se uso las trayectorias marcadas por ingeniería cada 100 metros construyendo un plano general (no se puede incluir en el presente informe por ser muy grande) determinando las cotas de cada tramo para construir secciones longitudinales que aparece en escala vertical en los gráficos mencionados. En setos gráficos se puede observar rápidamente las causas de las variaciones positivas o negativas de las velocidades de cada tramo y para corroborar mejor se puede apreciar las curvas en el plano general que se guarda en la oficina. 4.14. RELACIÓN DISTANCIA VS TONELAJE. Estos cálculos puramente teóricos se estimaron para observar las variaciones te tonelajes con las distancias, teniendo como base la velocidad promedio para el recorrido considerado y la distancia para este mismo. Estimar que no se tienen en cuenta los tiempos de botaderos y demoras, carguío, etc. El grafico Nº 4 presenta estas variaciones. 4.15. ESTUDIO DE PALAS Por tener gran disponibilidad de palas se tuvo que variar la modalidad de los estudios, de tal forma que obtuviéramos datos de tiempo de ciclos, carguío, etc., mas exactos y reales. Encontramos que los tiempos unitarios de nuestras palas tiene gran rango de variación dependiendo fundamentalmente de la manejabilidad del material, por lo que agrupamos y clasificamos los estudios con material de características similares, y construimos la curva de regresión que se muestra en el grafico Nº 5. Los promedios finales se encuentran en la hoja Nº 6. 4.16. CONCLUSIONES Entendemos que el principal objetivo de un estudio de esta naturaleza es fijar las normas, procedimientos y reglas para una mejor distribución de la flota de volquetes con la finalidad de obtener un menor porcentaje de esperas, pero concluimos que las variables son demasiado numerosas, cualquier intento no ese acerca a la pura realidad, y es la experiencia, la practica y conocimiento de los factores que convergen los que nos guían a una mejor distribución de la flota. Sin embargo muchos de nuestros datos pueden ser de inmediata aplicación, y como conclusión llegamos a los siguientes puntos específicos. a) Tiempo promedio de Palas Material

Tiempo de carguío (seg.)

Nº de ciclos 125

Tiempo por ciclo (seg.)


Suave

94.57

5

19.58

Regular- suave

130.54

5

24.31

Regular

173.95

6

30.59

Duro

210.72

6

34.58

Muy duro

234.80

7

54.10

Promedio General

168.92

6

b) El porcentaje de tiempos negativos es muy elevado c) Analizando el grafico Nº 4 observamos que la tendencia de variación de la curva Producción- Distancia, cae en los tramos a la chancadora, como consecuencia de tener una curva muy cerrada a la altura del Under-pass seguida de ella un tramo angosto de carretera que no permite el paso de dos volquetes al mismo tiempo en sentido inverso. d) Nuestros gráficos de velocidad-gradiente, muestran siempre desaceleración en curvas y sectores donde la visibilidad no es buena. Observarse en el grafico Nº 2 el tramo o-f la velocidad de 26 Km/hr. Disminuye a 16 Km./hr. Por la curva a la entrada de Santa Catalina. e) Los pasos a nivel, como carreteras públicas, vías de ferrocarril, dan como consecuencia desaceleraciones bruscas. f) El tramo 13-14-16 del gráfico Nº 1 corresponde a la curva al comienzo de la rampa principal del tajo que sale al Under-pass, obsérvese la gran desaceleración después de la curva en la rampa misma. 4.17. RECOMENDACIONES a) Nuestro objetivo deben dirigirse a obtener un porcentaje mínimo de tiempos negativos de volquetes, dad nuestra gran disponibilidad de palas. b) En nuestro diseño de carteras evitar en todo lo posible curvas al comienzo de rampas de gradiente positiva, porque la desaceleración producida por la curva repercute en toda la longitud de la rampa. c) Evitar en todo lo posible tramos con visibilidad pobre. d) Hacer un estudio en la guardia de noche para observar las incidencias de la oscuridad y neblina. _________________________________________________________________________________ _______________________________________________________________

126


127


figuire 11.3 – typical power distribution system utilizing a high voltage line around the pit

128


figure 11.4 – typical power distribution system utilizing a low voltage line around the pit

129


4.19. MOTONIVELADORA La producción de una motoniveladora es importante en minería superficial para el mantenimiento de rampas y niveles. Terminado de carreteras y rampas, manteniendo de botaderos y otros. Su producción está sujeto a variables así como eficiencia del operador, material en el que está trabajando. Para encontrar el tiempo requerido en completar un trabajo debe conocerse el número de pasadas necesarias, estimado de eficiencia y velocidad promedio. 130


4.19.1. PRODUCCIÓN DE UNA MOTONIVELADORA

Tiempo en horas =

No Pasadas x distancia en Kmts. vel. promedio KPH x factor eficiencia

donde la velocidad promedio se encuentra de la siguiente forma. 6 pasadas x 5 Kmph 30 Kmph 4 pasadas x 6.5 kmph 26 " Total 56 " ∴ 56/10 = 5.6 Kmph (promedio) para mantener una carretera adecuadamente una motoniveladora debe hacer una pasada en el 2° cambio y luego 2 pasadas más en tercera. La distancia de la carretera es de 8.5 Kmph, el tiempo que le permitirá en completar el trabajo es determinado así: 2° cambio 6.0 Km/h 3° cambio 9.1 Km/h una pasada (6 Km/h)+ 2 pasadas (9.1 Km/h)= 24.2/3 velocidad promedio = 8.06Km/h

Tiempo en horas =

3 pasadas x 8.5 Km = 5.3horas 8.06 Km / h x 0.60

4.20. TRACTORES Se puede estimar la producción de los tractores sobre orugas y llantas utilizado las curvas de producción en los catálogos(lámina 40), y aplicando algunos factores de corrección (tabla 13). Se usa la siguiente formula: Producción =Producción máxima x factores de corrección Las curvas de producción de tractores dan una máxima producción incorrecta para cuchillas tipo rectas y universal. Están basados en las siguientes condiciones: •

Metros cúbicos sueltos (mes)

•

100% de eficiencia

•

tiempo fijo: 0.05 minutos para paradas.

•

•

Corte de 15 metros entonces la cuchilla carga y descarga en esa distancia. Densidad del material 1370/m3 suelto Densidad del material 1790/m3 in-situ.

•

Esponjamiento 30%

•

Coeficiente de tracción: - 0.5 sobre orugas. - 0.4 sobre ruedas

•

131


•

Hojas con accionamiento hidráulico. Tabla 13 FACTORES PARA DIFERENTES CONDICIONES DE TRABAJOS 4.20.1. Producción de un tractor Para estimar la producción promedio horaria de un tractor CAT D8 con cuchilla recta y basculación con cilindro. Moverá material duro en un nivel la distancia de 45m , con gradiente negativa de 15% y técnica de acanalamiento. La densidad del material 2.8248 ton/m3 suelto(mina pala). La eficiencia del operador es promedio. La hora efectiva de trabajo es 50 minutos. Por las curvas de producción no corregidas de la lámina 40 se tiene un rendimiento horario de 420 m3/hora(curva d85). Se aplica los sgts factores de corrección: - Material arrancado, volado 0.60 - Corrección por pendiente Gráfico de la lámina 40 1.19 - Técnica de acanalamiento 1.20 - Eficiencia de operador 0.65 - Hora efectiva de trabajo 0.65 - Corrección por peso 0.48 Promoción (mes)= producción máxima x factores de corrección. = 93m3 material suelto/hora

132


CAPITULO V IMPLEMENTACIÓN DE GPS EN EQUIPOS DE LA MINA CUAJONE 5.1. INTRODUCCIÓN El GPS (Global Positioning System o Sistema de Posicionamiento Global) inicialmente se utilizó para monitorear y supervisar, desde una caseta de despacho, volquetes y palas. Este sistema permite ubicar, distribuir y reportar el equipo, ganando en productividad. Además, se eliminan los reportes manuales que anteriormente efectuaban los operadores de volquetes y palas. Este sistema, al estar conectado a una red local, permite que el personal de mantenimiento tenga acceso a la información del estado mecánico-eléctrico del equipo desde la computadora de su oficina, permitiendo una atención más rápida del equipo. El sistema para perforadoras no sólo ubica el equipo sino que cuenta con un sistema de navegación que permite enviar el diseño de la malla de perforación hasta la consola del perforista, quien teniendo su ubicación, vía GPS, pueda ubicarse en los taladros planeados, eliminándose así la ubicación topográfica de dichos taladros. Otro sistema, de navegación por implementarse es el sistema de palas. El palero puede apreciar a través de una consola su ubicación para poder llevar su piso (corte o relleno) sin ayuda topográfica. Además, le permite observar el plan de minado para minar sólo el material involucrado en el plan y respetar los contactos entre mineral y desmonte o entre diferentes leyes de mineral. Asimismo, el avance o plano de minado sería automáticamente actualizado por cada cucharón cargado. 5.2. VISIÓN GENERAL DE LA EMPRESA Southern Perú Copper Corporation es una empresa minera-metalúrgica dedicada a la obtención de cobre y de algunos subproductos metálicos. Cuenta con dos minas: la unidad de Cuajone y Toquepala. A inicios del presente año, la unidad Cuajone expandió su producción en alrededor del 45%, es decir, a 96,000 TPD de mineral. En el período inicial de expansión se puede manejar esta producción con la flota de equipos existentes, ya que se cuenta con los suficientes frentes de mineral; no obstante, en el año 2000, debe adquirirse una mayor cantidad de equipo pesado que asegure el aprovisionamiento de mineral a la concentradora. Es por esta razón, que la empresa está constantemente tratando de mejorar la eficiencia de sus operaciones mineras. Actualmente, la unidad Cuajone cuenta con 2 perforadoras PH120A (42 m/h), 1 pala PH4100 (56 yd3), 1pala PH2800 (42 yd3), 2 palas PH2100 (15 yd3) de apoyo y 19 volquetes Dresser de 240 t de capacidad. Según lo planeado se piensa adquirir 1 pala, 1 cargador frontal de alta capacidad, 1 perforadora y 8 volquetes. 133


5.3. CONCEPTOS GPS 5.3.1. Posicionamiento satelital GPS es un sistema de medición y de navegación altamente preciso, pero existen limitaciones topográficas en minería que obstruyen el número visible de satélites. La adición de Glonass al GPS incrementa significativamente la disponibilidad de satélites, provee un buen control y se obtiene soluciones más exactas. Una forma más exacta de incrementar el nivel de precisión de la posición es usar una estación GPS estacionaria (ground station) la estación base relaciona cada posición del satélite y el tiempo a una, referencia común. Al conocerse la posición exacta de la estación base en latitud y longitud, ésta hace correcciones y transmite las coordenadas corregidas a los receptores de campo, los cuales pueden llegar hasta errores de un centímetro, en tiempo real 5.3.2. Niveles de precisión gps El Departamento de Defensa de EE.UU. opera y mantiene el sistema GPS para aplicaciones militares y civiles. Usando seis diferentes lugares de monitoreo alrededor del mundo, este departamento asegura la integridad del sistema total, controlando la salud y el estado de posición de los satélites. Existen cuatro niveles básicos de precisión de una medición GPS: •

Autónomo: 15-100 m.

•

Diferencial GPS (DGPS): 0.5-5 ID.

•

Cinemática en tiempo real (RTK) flotante: 20 cm-1m.

•

Cinemática en tiempo real (RTK) fijo: 1 cm-5cm.

• Estático: 5 mm + 1 ppm (Estático fast: 1 cm + 1ppm). La diferencia en estos niveles de precisión se debe básicamente a que éstos usan la señal de GPS de diferentes formas. Los satélites GPS emiten dos frecuencias diferentes y cada frecuencia tiene información o códigos. El código P es reservado sólo para uso directo con propósitos militares; la otra información está disponible al público. El código. CIA es usado para un posicionamiento menos preciso; pero, para respuestas del nivel de centímetros, se necesita la fase transportadora. La fase transportadora de frecuencia simple (L1) es adecuada para muchas aplicaciones, pero los receptores de doble frecuencia (LI/L2) ofrecen una ventaja significativa para aplicaciones en tiempo real. El mensaje de navegación informa sobre la ubicación de los satélites en el sistema de coordenadas WGS-84. Si se conoce la distancia a los satélites y dónde se encuentran en un tiempo dado se puede determinar la ubicación de cualquier punto en la tierra. El proceso estático está destinado para aplicaciones de mediciones de primer orden, como puntos de red o control de la mina. La medición puede demorar varias horas, dependiendo de la distancia entre el receptor de la estación base y el receptor ubicado en el punto que se desea calcular. Para obtener posiciones locales precisas se necesita una calibración de coordenadas del lugar. Las posiciones de los satélites se encuentran en un sistema de referencia llamado WGS-84, por lo que se necesita transformar estas coordenadas al sistema de coordenadas local de la mina. La calibración GPS es una definición matemática de la relación entre el sistema de coordenadas 134


satelital y el sistema de coordenadas de la mina. Una medición topo gráfica GPS que incluya los puntos de control topográficos de la mina debe ser realizada antes de empezar a operar el GPS con los receptores. 5.3.3. Posicionamiento satelital en minería Existe un interés creciente por parte de la minería superficial de todo el mundo por utilizar el sistema de posicionamiento satelital en la topografía, despacho de volquetes y navegación de perforadoras y palas. En minería superficial el equipo de minado no necesariamente tiene línea de vista con la torre de control, por lo que es preferible contar con una o más repetidoras para que la información pueda llagar vía radio sin obstáculos, al centro de control. En algunos casos se cuentan con varios pits aledaños, por lo que tienen que ubicarse la cantidad necesaria de repetidoras que permitan cubrir a todos los equipos de los diferentes tipos y que la señal llegue a un sólo punto de control, donde normalmente se cuentan con las computadoras desde donde se administra el sistema. En general, las aplicaciones del posicionamiento por satélites en minería superficial, son las siguientes: 5.3.3.1. Control de volquetes y despacho: El SPS puede proveer posiciones en todos los volquetes, y mediante un enlace de radio, estas posiciones pueden ser enviadas a una oficina de despacho. Computadoras con software especialmente diseñado pueden determinar la ruta más eficiente para cada volquete, con el objetivo de minimizar la cantidad de tiempos en espera, optimizando la asignación del equipo de acarreo y el consecuente incremento de la productividad. 5.3.3.2.Control de la altura del banco: El SPS no sólo provee la posición horizontal de cualquier punto, sino también su posición vertical, de tal forma que se pueda monitorear la elevación de cualquier banco en la mina, sin la necesidad de topógrafos. 5.3.3.3.Navegación de Perforadoras: El SPS puede ser usado para guiar una perforado en cuanto a ubicación de los taladros a perforar de tal manera que se evita el trabajo de replanteo con estacas de los huecos de perforación, ahorrando tiempo y reduciendo la necesidad de topógrafos. 5.3.3.4.Navegación de palas: El SPS puede ser combinado con información de los polígonos de minado para medir y controlar la ley de mineral. Así mismo puede informar exactamente que esta excavando y donde lo hace a tiempo real, y esto puede ser visto en le pantalla del operador de pala así como en la torre de control u oficina de planeamiento. Todo ello ahorra tiempo, reduce la dilución en los contactos de mineral y desmonte, y la necesidad de trabajos topográficos de levantamiento. 5.3.3.5.Estacado topográfico: El concepto de cuadrilla de topógrafos cambia, ya que con el SPS se necesita de una sola persona para mediciones topográficas, eliminándose, por lo tanto, la cantidad de mano de obra para estos fines. 135


5.3.3.6.Movimiento de tierras: El SPS puede ser usado como una guía para los operadores de tractores, motoniveladoras, etc., para llevar la gradiente y peralte de cualquier piso, optimizando cada movimiento del equipo. A pesar de que se utilice un sistema de posicionamiento satelital, combinando GPS con Glonass, siempre es recomendable que la estación base se encuentre en una zona alta y de mayor cobertura de satélites. Normalmente se instala la estación base y la torre con su repetidora en un mismo sitio, contando con un sistema de aterramiento bajo la eventualidad de producción de rayos que puedan afectar el sistema. Asimismo, se cuenta con un sistema de respaldo total (backup) para la energía, el receptor de la estación base y la antena repetidora. 5.4. GPS TOPOGRÁFICO Con respecto al posicionamiento satelital con fines topográficos, la unidad de Cuajone cuenta con una estación total GPS de alta precisión que comprende una estación base o ground station (antena GPS, receptor base, radio de 35 W y su antena), dos receptores móviles o rovers (con una configuración similar a la estación base, pero portátiles), dos antenas repetidoras, y el hardware y software de cómputo necesario para la descarga de información topo gráfica. La implementación del sistema GPS para topografía significó para Cuajone un cambio radical en los procedimientos topográficos con equipo convencional. Anteriormente, se utilizaban teodolitos electrónicos con rayos infrarrojos para toma de mediciones con prismas; para ello se utilizaba dos operadores, para manejar el instrumento y el bastón con el prisma. La única excepción se presentaba cuando se monitoreaba zonas inestables de taludes, donde se dejaban fijos los prismas en terreno. También, se comprendió que el sistema GPS era poco flexible de operar, ya que cada receptor móvil tenía que ser armado cada mañana con conexiones a la radio, a la antena GPS, a la antena de radio y al colector de datos, conteniendo una maraña de cables en el interior de la mochila del receptor. Por otro lado, la tarea habitual al salir al campo era armar el receptor base (incluyendo radio y antenas) e inicializarlo, el cual se encontraba en un punto alto de la mina. Todas estas complicaciones se fueron resolviendo con un poco de organización. La estación base fue cercada y el equipo se fijó en forma estacionaria, para lo cual se tuvo que jalar corriente transformarla a 110 V y luego a 24 DC. Des esta forma se contaba con energía permanente. Así mismo se instalo un sistema de respaldo de energía a batería para los casos de corte de corriente. Con respecto a los dos rovers, se armaron dos juegos completos codificados por colores de tal forma, que el único trabajo que tenía que hacer el operador era cargar sus baterías, todo el resto de componentes tenía su ubicación fija. Se está considerando la adquisición de un sistema GPS compacto que básicamente tiene como principal virtud que todo el sistema del receptor móvil (radio, antenas, baterías y receptor) se encuentra integrado en una sola pieza, disminuyendo ostensiblemente su peso. A continuación, se mencionan algunos factores que afectan la señal GPS: 5.4.1. Número de satélites Se deben tener por lo menos cuatro satélites comunes en el receptor base y el receptor móvil para obtener soluciones diferenciales y RTK. Además, para tener una precisión al centímetro debe tenerse un quinto satélite para la inicialización 136


al vuelo RTK. Este satélite extra añade un chequeo en el cálculo interno: si existen más satélites extras, éstos son útiles para más chequeos. 5.4.2. Multipath Es un reflejo simple de las señales. Las señales GPS pueden ser reflejadas por superficies cercanas a la antena. Causando error en el tiempo de viaje y, por consiguiente, un error en las posiciones GPS. Las superficies planas, particularmente metálicas, son fuentes potenciales del multipath. Los taludes de la mina pueden también reflejar las señales. Los grolllldplanes ubicados en las antenas GPS están diseñados para minimizar los efectos del multipath. 5.4.3. Ionosfera. Antes que las señales GPS alcancen la antena en la tierra, ellos pasan a través de una zona de partículas cargadas llamada ionosfera, lo cual cambia la velocidad de la señal. Con la doble frecuencia y con el código P se tiene inmunidad la Ionosfera. 5.4.4. Geometría de los satélites El PDOP es la posición o geometría relativa de los satélites en comparación con los receptores los satélites forman una geometría pobre, entonces, las mediciones pueden contener errores. El PDOP es expresado como un número y este debe encontrarse entre dos y seis. Se cuenta con software especializados para determinar cuando se tendrá la mayoría de satélites y su, PDOP respectivo en una determinada área. 5.4.5. Troposfera La troposfera es esencialmente la zona del clima de la atmósfera, y las gotitas de vapor de agua en éste pueden afectar la velocidad de las señales GPS. El componente vertical del GPS es particularmente sensible a la troposfera. Modelos matemáticos en el receptor del firmware están diseñados para minimizar este efecto, los cuales se pueden encontrar dentro de unos pocos centímetros. 5.4.6. interferencia de frecuencia de radios Esta interferencia puede algunas veces ser un problema para la recepción de la señal GPS y para el sistema de radio. Algunas fuentes de interferencia de radio son: torres de radio, transmisores y generadores. Se debe ser especialmente cuidadoso con fuentes que transmiten cerca de las frecuencias de GPS (1227 MHz y 1575 MHz). Para tomar mediciones topográficas con GPS se requieren al menos dos receptores; seguimiento de cuatro satélites comunes con una buena geometría; los datos deben ser observados y colectados en tiempos comunes; los receptores deben ser capaces de obtener fase de portadora observables (no sólo código A); al menos un punto debe tener coordenadas conocidas y en el sistema de coordenadas deseado; se debe tener en cuenta todas las observaciones mencionadas en el acápite anterior referente a los factores que afectan la señal GPS. Básicamente los resultados obtenidos de GPS topográfico en la mina Cuajote han sido la reducción de personal y la simplificación del trabajo. 5.5. POSICIONAMIENTO SATELITAL EN VOLQUETES El sistema de posicionamiento por satélites está usándose cada vez más frecuentemente, en combinación con un sistema de despacho computarizado para controlar la distribución adecuada de los volquetes hacia las palas y botaderos. 137


Debido a que el sistema cuenta con la ubicación GPS de los equipos de minado como palas y volquetes en tiempo real, éste puede tener información de las distancias y velocidades entre éstos y asignar en forma correcta la distribución del equipo de acarreo. La operación en Cuajone se realiza con los receptores móviles, ubicados en las palas y volquetes, tomando posiciones continuamente, usando las señales de los satélites y las correcciones DGPS que envía el receptor base (ground station). Estas posiciones son enviadas a la computadora central mediante radio cada vez que pasan por unos beacons (balizas virtuales, creadas en el sistema con un determinado radio de influencia). De esta forma, el software de despacho utiliza esta información para determinar la mejor ruta de los volquetes y la correcta asignación de este equipo a palas o puntos de descarga (botadero s y tolvas de transferencia). Algunos de los beacons pueden configurarse como puntos de reasignación de volquetes de tal forma que al que pasar dichos volquetes por estos puntos el sistema reexamina la situación de los volquetes y puede reasignar el equipo a otra pala o botadero. Los datos posiciónales son colectados a intervalos regulares durante la guardia de operación y almacenados en base de datos, normalmente cada 30 segundos. Las minas pueden usar los datos posiciónales históricos de los equipos para generar rutas del equipo en movimiento durante un período determinado. Estas rutas tienen numerosos usos, tales como monitoreo del avance de excavación de palas, modelos, de descarga, y uso de carreteras. Debido a que cada lectura SPS es también grabada, las rutas pueden servir también para asistir en investigaciones de accidentes. Con el SPS los usuarios pueden mostrar gráficamente los datos de posicionamiento en tres diferentes formas: en tiempo real, mostrando las ubicaciones del equipo en el momento; históricamente, como un platea scatter (nube de puntos) o como una reproducción del movimiento de equipo de una guardia completa de trabajo. Una precisión de hasta 5 m es suficiente para la mayoría de aplicaciones de los equipos móviles (precisión utilizada en Cuajone). Este nivel de precisión permite por ejemplo, determinar en que parte de la pala un volquete esta siendo cargado o en que lado del botadero el volquete esta descargando. Bajo este sistema no solo se puede distribuir mejor el equipo con el mejor incremento de productividad y reducción de costos, sino que se pueden simulación. Polígono a polígono sin el requerimiento de estacas de mineral esto se traduce finalmente en una menor dilución del mineral en los contactos (limites entre polígonos denominados) y un conteo y mezcla mas preciso de las cargas. Para asistir al control de la gradiente del piso del banco, el sistema muestra una barra de elevación en la consola de operador, que indica si las orugas de las palas se encuentran por encima o por debajo de la elevación de objetivo del piso del banco, el cual debe ser representado por cero. Esto permite a los operadores controlar su propio piso sin que el personal de topografía lleve este control. Esta opción es sumamente útil cuando la pala tiene que minar en gradiente mayor a 0%, ya sea por drenaje o por diseño de rampa. El mismo polígono que está minando la pala, los puntos de excavación y las elevaciones que pueden ser vistas en la consola del operador, pueden ser vistas en una computadora de la oficina de planeamiento o supervisor, en tiempo real, 138


o como una reproducción de una guardia con los reportes gráficos respectivos. Esto es especialmente beneficioso en minas que desean seguir la ruta de excavación de las palas para monitorear el control de mineral y la elevación del banco. Para el posicionamiento horizontal del cucharón en los polígonos de minado, la precisión del sistema debería estar dentro de la mitad del ancho del cucharón. Mejores precisiones son deseadas pero difíciles de justificar técnicamente. Por ello, una precisión horizontal de uno a dos metros es suficiente. La precisión para controlar la gradiente del piso del banco no debe exceder a 30 cm. No obstante el sistema, que esta por implementar Cuajote, tendrá una presicion de hasta 5 cm. Actualmente se levanta la posición de las palas, una vez al día por lo que el control de mineral y piso de palas, significa una dato cada 24 horas, trayendo como consecuencia un pobre seguimiento de los polífonos minados. Con el sistema de palas se tendrá esta información en tiempo real. Debido a que las palas operan en los frentes de minado de los bancos, una gran porción del cielo es frecuentemente bloqueado de la vista. Mas aun las palas tienen enormes estructuras que producen problemas con el Multipath, y el constante giro hacen que pierda las señales con los satélites. Pero aun con un pobre PDOT, los sistemas de alta precisión con método cinemático proveen la precisión necesaria para la operación de la pala. No obstante, algunas minas profundas podrían necesitar aumentar la necesidad de satélites para el posicionamiento de palas, lo cual se lugar usando también los satélites GLONNAS. 5.6. VENTAJAS y DESVENTAJAS DEL POSICIONAMIENTO POR SATÉLITE En general, las principales desventajas que se encuentran en la implementación de un sistema de posicionamiento por satélite se refieren al tiempo de adecuación del personal a esta nueva tecnología, como se ha visto reflejado en el GPS de topografía, y en menor magnitud en el sistema de despacho de volquetes. Definitivamente, existe una curva de aprendizaje, la cual muestra una reducción del rendimiento de las operaciones, para luego, después de asumido el funcionamiento de este sistema, pasar a ventajas como las siguientes (se mencionan las principales). 5.6.1. SPS topográfico: Se reduce la mano de obra a la mitad; simplificación notable del trabajo; posiciones de primer orden fácilmente obtenidas; no se necesita mucha teoría. SPS en Volquetes: Asignación de correcta de volquetas, mayor productividad, reportes automáticos; eliminación total de reportes manuales; posición de equipos e información en tiempo real. SPS en Perforadoras eliminación de estacado de mallas; reducción de mano de obra de topografía; almacenamiento de parámetros de perforación por tipo de roca para zonas similares futuras. SPS en palas; control de mineral y gradiente del piso en tiempo real; reducción de mano de obra; no necesita visibilidad en condiciones climáticas adversas. 5.7. CONCLUSIONES 1) Lo más difícil de la implementación de un sistema SPS aplicado a minería es la etapa de adecuación del personal a la nueva tecnología adquirida. 139


2) Todas las aplicaciones de SPS reducen la necesidad de mano de obra y por ende, los costos de operación o servicio, debido a la eliminación de trabajos convencionales. 3) Las principales. virtudes de las, aplicaciones SPS en minería superficial son: a) Topografía: Operación sencilla. Se necesita una sola persona. b) Despacho Volquetes: Información en tiempo real. Incremento de productividad. c) Perforación: Eliminación de estacado y reducción de mano de obra. d) Palas: Control de mineral, gradiente y reducción de mano de obra. 4) A fines de 1999 se debe haber implementado en Cuajone el sistema GPS de navegación de palas, el sistema GPS para trenes (transporte de mineral de mina a concentradora), para los camiones cargadores de nitrato emulsión, así como para las tolvas de transferencia de volquetes a trenes y los camiones cisterna. Con ello, todo el equipo de mina, a excepción del equipo auxiliar, estará bajo el sistema de ubicación GPS. 5) Como todo producto de alta tecnología que ingresa al mercado, los precios de los sistemas..GPS decrece a través del tiempo cada vez son mas accesibles para los clientes mineros. 5.8. FLOTAS DE TRANSPORTE. El número de volquetes para ejecutar un acierta tarea es una función de capacidad productiva de un volquete y el total del tonelaje de producción requerido. La capacidad de producción horaria de un volquete es el producto de viajes por hora operativa y carga efectiva. Un ciclo está compuesto de carguío, descarga y tiempo de viajes; la suma de ambos es lo que comprende el ciclo teórico. Este tiempo es reajustado por un factor de productividad, dando un tiempo efectivo del ciclo promedio que se usado para calcular el número de ciclos por hora. La carga neta promedio es el tonelaje que puede transportarse de acuerdo al diseño del volquete. Mientras que la carga neta efectiva es la cantidad promedio que está transportando. Los fabricantes particularmente de los volquetes grandes, producen varios tamaños de tolvas para llevar materiales de diferentes densidades. 5.9. TONELADAS HORA POR VOLQUETE Toneladas por hora presente la capacidad productiva de un volquete asumiendo 100% de disponibilidad y puedes ser calculados como sigue:

Ton − volquete / hora =

60(minutos ) x factores de profuntividad tiempo del ciclo (minutos ) x c arg a neta efectiva 140


5.9.1. cantidad de volquetes operativos para la mina Entonces el resultado anterior dividido entre el requerimiento horario de producción dará el número de volquetes operativos necesarios para cualquier período de tiempo:

N ° volq. necesarios =

toneladas horario requerido toenladas por volq. hora

5.9.2. requerimiento total de volquetes El total de la flota es simple derivado de dividir el número de volquetes operativos necesitados por la utilización esperada. El término "Utilización del Volquete" es para referir al porcentaje de utilización actual de uso de los volquetes. Independiente de la disponibilidad para el uso. Utilización es el término más apropiado que disponibilidad; y es usado cuando calculamos requerimientos de flota de transporte. La Utilización varía de acuerdo a la ubicación y condición de trabajo, pero sobre la vida de una flota promedia alrededor de 75% a 80%. Entonces :

Flota de transporte =

N ° de volquetes necesarios utilización del volquete(75%)

5.9.3. cantidades de volquetes por pala Muchos consideran el tamaño óptimo del cargador cuando requiere de 4 a 6 pases para llenar el volquete. El número de volquetes que son asignados a un cargador es determinado así:

Nv =

Tiempo por ciclo total del volquete tiempo de c arg uío volquete. donde : Nv = número de volquetes por pala ó cualquier otro equipo de c arg uío.

5.9.4. estimado del tiempo en el ciclo de un volquete El tiempo de carga de un volquete normalmente incluye maniobras en el área de carguío, calo de espera y el tiempo en el carguío. Equilibrar el equipo de carguío y transporte es una de las consideraciones más para seleccionar una flota de transporte. Si en la mina tenemos cargadores pequeños, nos resultará colas de 141


volquetes. Si la capacidad de carguío es bajo, el tiempo de carguío será excesivo. Ambas condiciones reducen productividad e incrementan requerimientos de la flota de transporte para cumplir una determinada producción. De otro lado, un cargador demasiado grande puede resultar en sobrecarga para los equipos de transporte, y varios cargadores resultará en pérdida de dinero y aumento de tiempo ocioso. 5.9.5. Consideraciones Esenciales Que Influyen En El Tiempo De Vida Ambas secciones de la ruta de transporte tanto cuando se transporta con carga y el retorno vacío del volquete serán examinadas para determinar el tiempo de viaje para los puntos de carga y descarga. La ruta trazado en perfil debe ser dividido en segmentos, ya que cada sección tiene gradiente, longitud, resistencia a la rodadura y máxima limitación de velocidad. Respecto comiendo revisar la tesis de grado del Ing. Etelberto Barrientos Méndez "Ejecución de un sistema computarizado en la mina Toquepala" de la Universidad Nacional del Centro del Perú 1984. El perfil debe tener información de curvas cerradas, puentes angostos, cruces y otros. Dad la información mencionada es posible calcular los tiempos de viaje considerando los siguientes factores: 5.9.5.1. Resistencia al rodamiento Es la fuerza retardará del terreno contra las ruedas del vehículo que debe ser vencido antes que el vehículo se desplace. Resistencia a la rodadura es expresado como libres de empuje por toneladas del peso bruto del vehículo pero también como un porcentaje de gradiente. Una pendiente de 1% es considerado equivalente a una fuerza de 20 libras por tonelada del peso del vehículo (tabla 11) 5.9.5.2. Resistencia a la pendiente Es la fuerza retardadora debido a la gravedad que debe ser vencida para desplazar un vehículo. Al igual la resistencia a la rodadura, resistencia a la pendiente es expresado en libras por tonelada de peso del vehículo ó como porcentaje equivalente de gradiente. Otra vez 20 libras por toneladas es equivalente a 1% de gradiente. 5.9.5.3. gradeability Es la capacidad de un vehículo para vencer una pendiente determinada e incluye a la resistencia a la rodadura y resistencia a la pendiente. Mientras que la resistencia a la rodadura es siempre positiva, la resistencia a la pendiente es positiva para una rampa hacia arriba y negativa cuando la rampa es hacia abajo. Cuando se combina los dos son referidos como la "resistencia total efectiva". 142


5.9.5.4. efecto de la altura en la performance del motor El aire a mayores alturas respecto al nivel del mar contiene menos oxígeno y causa una reducción en la potencia del motor. Cada productor de motores definen la altura máxima en que sus unidades pueden trabajar sin reducir su capacidad normal. Sobre este punto las siguientes reglas pueden ser usadas como una guía rígida para pérdidas de capaicadad normal. - Motores de 4 ciclos - 3% por cada 300 m sobre el límite dado por los productores. - Motores de 2 ciclos .13% de 300 a 1,800m . luego -3% por cada 300 m sobre ese límite.

5.9.6. cantidad de volquetes en una flota de transporte y equipo de carguio de carguio aplicado a un porfido. Para le planeamiento del tajo abierto visto en le capítulo anterior se realizará el cálculo de la flota de transporte y equipo de carguío. Se utilizará palas P&H 2100 y volquetes lectra haul Unit Rig M-100. Los siguientes datos preliminados son considerados. - Toneladas a moverse por año 21´000,000 - Días operativas por año 3000 - Turnos por día 3 - Densidad del material 2.8245ton/m3 - Esponjamiento del material 44% - Altura respecto al nivel del mar 3,000 msnm Tabla 12 perfil de transporte para cinco años de operación. Con el tonelaje anual se cálculo el tonelaje por hora que es 3,334 ton/h. Esto consideramos un tiempo efectivo de trabajo en 420 minutos por turno de 8 horas. Desde este tonelaje horario es posible calcular los requerimientos de equipo para cualquier combinación de volquetes y equipo de carguío. 5.9.7. Toneladas por pase (tp) - Capacidad del cucharón (meb) 12,22 m3-1 - Factor de Esponjamiento 0.564 - Factor de llenado 0.90 3 - Toneladas por m 2.8248 (tp)=12,22x 0.56 x 0.90 x 2.8248 = 17. 39 ton 5.9.8. Numero de pases por volquete 143


El número de pases requerido para cargas un volquete M-100 será: 100/17.39 = 5.7 = 5 pases 5.9.9. Tiempo del ciclo por pase (tcp) Luego calculamos el tiempo del ciclo por pase considerando los siguientes datos: - Altura del banco(ab) 15m = 1.0 - Angulo de giro (e) 90° = 1.0 - Cargabilidad del material(Z) Medio duro = 1.2 - Tiempo nominal de giro = 28 segundos. (TCP) = 1.0 x 1.2 x 28 = 33.6 segundos = 0.56 min 5.9.10. Tiempo de carguío por volquete Entonces un volquete cargado en 6 x 0.56 = 3.36 mn Se asume para la cola de espera y maniobras en la zona de carguío 1.7 minutos. Tiempo de carguío volquete = 5.06 min 5.9.11. Tiempo de descarga El tiempo actual de descarga de los volquetes lectra haul M-85 y M-100 está entre 19 y 25 segundos. Tiempo en la cola y maniobras en la chancadora se asume un minuto. Tiempo de descarga = 1.5 min. 5.9.12. Tiempo fijo En este caso es la suma del tiempo de carga y descarga Tiempo fijo = 6.56 min 5.9.13. Tiempo de viaje Como se ha calculado en el capítulo anterior el perfil de transporte de los 5 primeros años de producción. El cálculo del tiempo de viaje se puede desarrollar manualmente pero es tedioso y está sujeto a errores. Tiempo de viaje = 13.27 min. 5.9.14. Tiempo total de un ciclo Es la suma de tiempo fijo más el tiempo de viaje. Tiempo total de un ciclo = 19.83 min 5.9.15. Requerimiento de volquetes Una hora efectiva de trabajo considera 52.5 minutos ó o,.875. Toneladas horas - volquetadas = 60x0875x90=239 19.83 144


Número de volquetes requeridos = 3,334/239 =14 volquetes. Estos 14 volquetadas deben ser considerados si asume una utilización del 100%. Debe ser reajustado a una utilización real de 75%, entonces, el requerimiento total de la flota sería 19 volquetadas y se asume una utilización efectiva de 73.68%.

5.9.16. Cantidad de volquetadas por pala Número de volquetadas por pala (Nv)=19.83/5.06 = 4

5.9.17. Volquetadas cargados por hora Volquetadas cargas por hora(Ni)=60x0.875 b = 10 5.06 5.9.18. Número de palas requeridas Número de cargadores (Nc)= 3.334 = 4 palas 90(10) Será necesario entonces comprar cinco palas para asegurar una producción de 100% Esto significa que la utilización de cada pala será de 80%. 5.10. EQUIPOS AUXILIARES Viajes por hora y carga neta por viaje gobiernan la producción de equipos para movimiento de tierras. Producción aprovechable significa movimiento de grandes cantidades de material al menor costo posible. El personal y equipo no trabaja 60 minutos cada hora; un factor de eficiencia debe ser aplicado para los estimados de producción. En minería superficial los dos equipos principales de apoyo a la producción son las motoniveladoras y tractores.

CAPITULO VI 145


INDICES DE DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DE EQUIPOS EN TAJOS ABIERTOS Y COSTOS DE PRODUCCIÓN EN LOS TAJOS ABIERTOS

6.1. DISPONIBILIDAD MECANICA (D.M.) Mide el tiempo que el equipo está mecánica y eléctricamente operativo. Es el índice que evalúa la eficiencia del mantenimiento. Muestra el porcentaje para ser usado. Su formula es: HP – (MP + RME) * 100 DM = -------------------------------------HP HORAS DISPONIBLES DM = -------------------------------------HORAS PROGRAMADAS HP MP RME

: Horas Programadas para operar el equipo : Horas de mantenimiento preventivo : Horas de reparaciones mecánicas y eléctricas

6.2. DISPONIBILIDAD DEL EQUIPO (DE) Mide el tiempo de trabajo que realiza el equipo. Es el rendimiento de la operatividad. Descontando las demoras fijas. Su formula es: HP - (MP + RME + DO + OD) * 100 DE = ----------------------------------------------------HP HORAS DE OPERACION DE = ---------------------------------------HORAS PROGRAMADAS DO : Demoras operativas (accidentes, derrumbes, traslado, equipo) OD : Otras demoras (falta repuestos, herramientas y charlas de seguridad) 6.3. UTILIZACIÓN EFECTIVA DEL EQUIPO (UE)

146


Es el rendimiento neto de la Operatividad del equipo. Llamado utilización neta ó real del equipo. Su formula es: HP – (MP + RME + DO + OD + DF) * 100 UE = ------------------------------------------------------HP HORAS TRABAJADAS UE = ------------------------------------HORAS PROGRAMADAS DF : Demoras fijas (ordenes, marcación tarjeta, vestuarios, refrigerio, etc) Problema 01: Se tiene un TRACTOR DRILL TC – 110 trabajando en una mina a tajo abierto y se conoce los siguientes datos: •

Horas programadas:

•

Horas de reparaciones mecánico y eléctrico: 50 horas/mes

•

Horas de manteniento preventivo:

•

Horas en demoras fijas:

60 horas/mes

•

Horas en demoras operativas:

30 horas/mes

•

Horas por demoras extras y otros:

45 horas/mes

436 horas/mes 12 horas/mes

Hallar A. La Disponibilidad mecánica (DM) B. La disponibilidad del equipo (DE) C. La Utilización efectiva del equipo (UE) Solución: A. Hallando la disponibilidad mecánica: HP – (MP + RME) * 100 436 – (12 + 50) * 100 DM = -------------------------------------- = -------------------------------HP 436 DM = 85.78% B. Hallando la Disponibilidad del equipo:

147


HP – (MP + RME + DO + OD) * 100 DE = ----------------------------------------------------HP 436 – (12 + 50 + 30 + 45) * 100 DE = ---------------------------------------------- = 436 DE = 68.58% C. Hallando utilización efectiva del equipo:

HP – (MP + RME + DO + OD + DF) * 100 UE = -------------------------------------------------------HP 436 – (12 + 50 + 30 + 45 + 60) * 100 UE = ------------------------------------------------------- = 436 UE = 54.8% Problema 02: Un camión esta programado trabajar durante 2 guardias/día, con 8 horas/turno, durante 25 días al mes. El mantenimiento preventivo esta programado 40 horas mensuales, en reparaciones mecánicas y eléctricas es 40 horas y 1.5 horas/guardia pierden por demoras, falta de material, entre otros. Hallar: A. La disponibilidad mecánica B. La utilización neta del camión Solución: 1.- Calculando las horas programadas Días gdias horas HP = 25 ------- * 2 --------- * 8 --------- = 400 horas/mes mes día gdia 2.- Hallando las demoras de operación 148


hr gdias días DO = 1.5 ------- * 2 -------- * 25 ------- = 75 horas/mes gdia día mes

3.- Hallando la Disponibilidad Mecánica 400 - (40 + 40) * 100 DM = ------------------------------- = 80% 400 4.- Hallando la utilización neta del camión 400 - (40 + 40 +75) UE = ----------------------------- = 61.25% 400

6.4. COSTOS DE TRANSPORTE POR CAMIONES Los rubros más influyentes en los costos de transporte por camiones son:

•

costo por llantas

•

costo de mantenimiento costo de lubricantes y combustibles labor y operador

• •

40% 30% 20% 10%

6.5. COSTOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO En la Revista “MINING” Nov. 1996, por JOHN CHADWICK en el artículo sobre “Carga y Transporte a Cielo Abierto”. CATERPILLAR informa que ha llevado a cabo los estudios por todo el mundo, en una diversidad de explotaciones mineras, generalmente muestran que “LOS COSTOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO” pueden descomponerse en : •

arrastre

40%

•

sostenimiento

25% 149


carga perforación - voladura

• •

20% 15%

6.6. COSTO TOTAL DE PRODUCCIÓN EN CIELO ABIERTO Tomando como base los costos suministrados por CINCO (5) Minas a Cielo Abierto de USA se ha podido confeccionar el siguiente gráfico de porcentajes de costos aproximados:

RUBROS

PORCENTAJE

- voladura

25%

- carguio

10%

- transporte

34%

- chancado

2%

- equipos auxiliares

7%

- servicios auxiliares

4%

- gastos generales

18%

TOTAL COSTOS DE PRODUCCION

100%

18%

25% - VOLADURA

4%

- CARGUIO - TRANSPORTE - CHANCADO - EQUIPOS AUXILIARES

7% 2%

- SERVICIOS AUXILIARES

10%

- GASTOS GENERALES

34%

6.7. COSTOS DE PRODUCCIÓN TAJO MINA DE CERRO DE PASCO Reporte del año 1996 es como sigue: RUBROS - perforación 150

$/TON

PORCENTAJE (%)

0.60

7.35


disparo ó voladura

0.39

4.78

- carguio

1.07

13.04

- transporte

3.35

40.85

- mantenimiento de vías

0.63

7.67

- trabajos stock pile

0.27

3.32

- servicios auxiliares

0.98

11.97

- gastos generales

0.90

11.02

costo total de producción

8.20

100%

6.8. COSTOS DE PRODUCCIÓN EN TAJO ABIERTO RUBROS

PORCENTAJE

1.- PERFORACIÓN y VOLADURA

18%

2.- CARGUIO – EXCAVACIÓN

15%

3.- TRANSPORTE – ACARREO

35%

4.- SERVICIOS AUXILIARES

12%

5.- GASTOS GENERALES

15%

6.- OTROS MENORES

5%

total costo de producción

100%

151


CAPITULO VII EMPRESAS MINERAS A TAJO ABIERTO EN EL PERU 7.1. YANACOCHA Ubicada en el departamento de Cajamarca, Yanacocha es la mina de oro más importante del Perú, con reservas de 32 millones de onzas y una producción proyectada de 1.95 millones de onzas en el presente año (60 toneladas). Cuenta con reservas superiores a los 27 millones de onzas, de los cuales 7 corresponden al proyecto La Quinua. Durante el año 2003 produjo 51 toneladas de oro. La puesta en marcha del yacimiento de la Quinua permitirá a la empresa reemplazar aquellas minas cuyo agotamiento determina el proceso de cierre. Este es el caso de Maqui, Maqui que hacia mediados del año 2003 deberá estar cerrada.

Probadas de mineral son: en Cuajone, 1400 millones de toneladas métricas de reservas de sulfures con 0,64% de ley de cobre y 68,7 millones de toneladas de reservas lixiviables con ley de cobre de 0,49%; en Toquepala, 770 millones de toneladas de reservas de sulfures con leyes de 0,74% de cobre, 0,04% de molibdeno y 1 931 millones de toneladas de reservas lixiviables con 0,20% de ley de Cobre. El resultado neto es un incremento de 161% en las reservas de sulfures y de 166% en reservas lixiviables. 152


En 1999 se recibieron los siguientes equipos para la mina Cuajone: una pala P&H modelo 4100 de 56 yardas cúbicas de capacidad, 8 camiones CAT modelo 793C de 240 toneladas cortas de capacidad, una perforadora P&H modelo 100XP un tractor de llantas CAT modelo 844 y un cargador frontal Le Torneau modelo LT1800 de 33 yardas cúbicas de capacidad.

En Toquepala se tiene el siguiente equipo: 2 palas P&H 4100A de 42,8 m3; 4 palas P&H 2100BL de 11,5 m3; 13 volquetes Komatsu 830E de 218 tn; 15 volquetes Dresser 445E de 113 tn; 5 volquetes CAT 793C de 231 tn; 2 tolvas de transferencia de 1 800 tn c/u, y equipo auxiliar conformado por: 5 tractores de orugas, 3 motoniveladoras, 1 cargador frontal, 6 tractores sobre ruedas y 3 tanques de regadío. 7.2. BHP TINTAVA El yacimiento minero de BHP Tintaya se encuentra ubicado a 4 100 msnm, en la provincia de Espinar, departamento de Cusco. La explotación se realiza a cielo abierto y el minado se lleva a cabo en las siguientes mlnas: Tajo Tintaya, Chabuca Este, Chabuca Sur. Los tajos de Tintaya y Chabuca Este se han unido en uno solo, que tiene una longitud promedio de 1 600 m de largo por 500 m de ancho y una profundidad de 300 m. En cuanto a equipos de perforación, tiene 3 perforadoras Bucyrus Erie 45R de 9 7/8" de diámetro de perforación, 1 perforadora Ingersoll Rand de 9 7/8" de diámetro de perforación, 1 perforadora Drill Tech de 12" de diámetro de perforación. Estos equipos tienen una capacidad productiva de 230 000 tm de material roto por día. Para el carguío dispone de dos palas P&H 2300 con capacidad de 21 yd3; 2 palas P&H 1900 con capacidad de 12 yd3, 2 cargadores frontales Caterpillar 994 con capacidad Ó€ 23 yd3. Las palas P&H 2300 trabajan en los niveles superiores en estéril, logrando alta eficiencia; mientras que los cargadores frontales Caterpillar 994 se utilizan para carguío de mineral y desmonte. La capacidad productiva de la flota de equipos de carguío es de 230 000 tmpd.

153


Para el acarreo tiene 14 camiones Caterpillar 785 de 132 trn de capacidad, 9 camiones Caterpillar 789 de 160 tm de capacidad. De acuerdo con el diseño de minado y de acarreo, la capacidad productiva de la flota de camiones está proyectada en 190 000 tmpd. En cuanto a equipos auxiliares tiene 2 tractores Caterpillar D9L, 2 tractores Caterpillar DI0N, 1 tractor Caterpillar DI0R, 2 tractores sobre ruedas Caterpillar 824C y 844,3 motoniveladoras Caterpillar 16G, 2 excavadora s Caterpillar 215 y 2458, 2 cisternas sobré camiones Wabco. 7.3. SIPÁN Esta mina, propiedad del grupo minero peruano Hochschild, se encuentra en el departamento de Cajamarca. Su producción en el 2003 fue de 6,5 toneladas de oro, que la ubica como tercer productor aurífero del país. Esta conformado por rocas de gran porosidad con leyes de oro que vanan de 1,8 glt a 2,6 glt. La capacidad de producción es de 32 000 tld, que provlenen de los tajos Minas y Ojos que opera la empresa minera. El tipo de mineral lo hace fácilmente lixiviable y permite, a bajo costo, una recuperación del 70 al 75%. Se utiliza el proceso Merrill Crowe para obtener el oro proveniente de la solución enriquecida de la lixiviación operación se inició en octubre de 1997, cuando produjo 800 kilos de oro aproximadamente. El mineral que se encuentra en el yacimiento está y se produce una barra doré con 80% de oro y 12% de plata. El trabajo y puesta en operación de la maquinaria pesada se encuentra en manos del contratista Cosapi. Para el transporte y carguío de materiales utilizan los siguientes equipos: 10 camiones volquete f Mercedes Benz 2638 AK, 10 camiones volquetes Scania P124, 49 camiones volquete Volvo NL12, 2 cargadores frontales Uebherr L551B, 1 cargador frontal Uebherr, 11564,1 excavadora CAT 330BL, 1 excavadora Komatsu PC300, 1 excavadora Uebherr R954, 3 excavadoras Uebherr R964B, 1 excavadora Volvo EC340, 2 retroexcavadoras CAT 426C. Para nivelación y perforación cuentan con: 1 154


motoniveladora CAT 140G, 1 motoniveladora CAT 135H, 2 perforadoras rotativas Ingersoll Rand DM4 SE, 1 rodillo vibratorio CAT CS533, 1 tractor CAT 060, 2 tractores CAT D6G, 1 tractor Uebherr PR722B Y 2 tractores Uebherr PR751. 7.4. CERRO DE PASCO En esta unidad se explotan principalmente minerales de plomo y zinc mediante dos métodos de minado: a cielo abierto y subterráneo. Dicho mineral es tratado en dos plantas concentradoras: Paragsha ( 7 000 Vd) y San Expedito (360 t/d) . El abastecimiento de esta última planta proviene en un 100% del mineral del tajo abierto; mientras que Paragsha es abastecida en un 35% de la mina subterránea y la diferencia del tajo abierto. En cuanto a esta operación, se puede indicar que es una explotación convencional de pala y camiones, con una relación de desbroce de 4 a 1 y una producción general de 850 000 times. De acuerdo con las reservas actuales se prevé una vida de cinco años. En la mina subterránea, el principal método de explotación es el corte y relleno ascendente. Éste se halla en proceso de mecanización de la perforación, para lo cual se vienen reemplazando las máquinas manuales por modernos jumbos electro hidráulicos. Asimismo, se emplean los relaves cicloneados de la planta para el relleno dé las labores abiertas. Esta operación tiene reservas para un período de 15 años.

155


Sus equipos para el tajo abierto Raúl Rojas siguientes: 4 camiones Ledra Haul M-85, 9 camiones Lectra Haul M-IOO, 2 camiones Lectra Haul MT-3000, l tractor CAT D9N, 3 tractores l CATD9G/D9H, l motoniveladora CAT 120G, 1 motoniveladora CAT 14G, 1 cargador frontal CAT 992C, 1 cargador frontal CAT 992D, 1 cargador frontal CAT 950E, son los 2 palas P&H 1400, 1 pala P&H 1900 AL, 2 perforadoras Bucyrus Eric 40R, 1 perforadora Bucyrus Eric 45R. 156


Con respecto a la mina subsuelo se tienen: 3 Jumbos Atlas Copeo Boomer 281, 1 jumbo MTI CDJ-114N, 1 jumbo Gardner Denver MK-20HE, 2 scoops France Leader CTX-5E, 1 scoop Wagner EST-2D, 2 scoops Wagner EST3,5,2 seoops EJC-Tamrock EJC100,1 scoop Wagner EST-2D, 1 scoop EJC-Tamrock ECJ-130D, 1 scoop John Clark JCI-250M, 2 scoops Atlas Copco-Wagner EST-2D, 2 scoops TamróckEJC-IOOE. Asimismo, recientemente se han adquirido para el uso de ambas labores: 1 tractor CAT D9R de 47t, 1 motoniveladora CAT 140Hde 3,0 yd3, 1 cargador frontal CAT 992G de 15 yd3 y 2 scoops Tamrock EJC de 3,5yd3. 7.5. BHP TINTAYA Y SUS OPERACIONES MINERAS El yacimiento minero de BHP Tintaya se encuentra ubicado a 4100msnm, de Espinar, departamento de Cusca. La explotación se realiza a cielo abierto y el minado se lleva'a cabo en las siguientes minas: Tajo Tintaya, Chabuca Este, Chabuca Sur. Los tajos de Tintaya y Chabuca Este se han unido en unosolo, que tiene una longitud promedio de 1600 m de largo por 500 m de ancho y una profundidad de 300 m.

En el presente año, el aporte de mineral en el minado s€rá: de Chabuca Sur 60% y del Tajo Tintaya y Chabuca . Este 40%.

7.6. PRINCIPALES PARÁMETROS DEL TAJO ABIERTO

157


7.7. PLAN DE MINADO ANUAL a) Punto básicos: - Entrega de mineral a la planta concentradora 16 500 tmpd. - Producción total (minado) 170 000 tmpd. b) Resultados claves: - Mineral tratado 5 935 000 tmpm - Ley de cabezal, 52 %Tcu - Recuperación 91 % - Cobre producido 180 015 000 lb/mes - Concentrado 272 178 Tmh/mes - Ley del concentrado 31% Tcu 7.7.1. DescripCión Tintaya Chabuca Sur Chabuca Este Altura de banco x (m) 15.0 - 10.0 15.0- 7.5 Ángulo de talud de banco (grad) 63 63 Ancho de berma de seguridad (m) 5.0-7.5 5.0-7.5 Ancho de rampa (m) 35 35 Ángulo de talud interrumpas (grad) 10 10 44 - 46 45 El desarrollo del Tajo Tintaya - Chabuca Este y Chabuca Sur se realiza por un acceso de una rampa principal. - otros materiales 55 448 000 mt/mes - Relación de desbroce 9,4:1

158


7.8. OPERACIONES UNITARIAS 7.8.1. Perforacion 3 perforadoras Busyrus Ene 45R, de 9 7/8" de diámetro de perforación; 1 perforadora Ingersoll Rand T%, de 9 7 / 8 " de diámetro de perforación; 1 perforadora Drill Tech, de 12" de diámetro de perforación. Estos equipos tienen una capacidad productiva de 230 000 tm de material roto por día. El diseño de voladura está a cargo del área de planeamiento mina. En coordinación con el área operativa de perforación y voladura establecen los parámetros de voladura para las condiciones concretas del terreno. El abastecimiento de los explosivos y accesorios de voladura está a cargo de Dyno Nobel. El servicio consiste en abastecimiento de tos explosivos y accesorios de voladura puesto en el taladro. La voladura es instantánea, con milisegundos de retardo. B explosivo principal es el anfo pesado (emulsión más anfo). 7.8.2. Carguío Dos palas P&H 2300, con capacidad de 21 yd3; 2 palas P&H 1900, con capacidad de 12 yd3; 2 cargadores frontales Caterpillar 994, con capacidad de 23 yd3. Las palas P&H 2300 trabajan en los niveles superiores en estéril, logrando alta eficiencia; mientras que los cargadores frontales Caterpillar 994 se utilizan en carguío de mineral y desmonte. La capacidad productiva de la flota de equipos de carguío es de 230 000 tmpd. 7.8.3. Acarreo 14 camlones Caterpillar 78S, de 132 tm de capacidad; 9 camiones Caterpillar 789, de 160 tm de capacidad. De acuerdo con el diseño de minado y de acarreo, la capacidad productiva de la flota de camlones está proyectada en 190 000 tmpd. 159


7.8.4. Equipos auxiliares Se cuenta con los siguientes equipos: 2 tractores Caterpillar 09L, 2 tractores Caterpillar 010N, 1 tractor Caterpillar OlOR, 2 tractores sobre ruedas Catenpillar 824c y 844,3 motoniveladoras Caterpillar 16G, 2 excavadora s Cateipillar 215 y 245B, 2 cisternas sobre camiones Wabco. 7.8.5. Drenaje El sistema de drenaje en la mina está formado por dos canales: uno para tos tajos Tinlaya y Chabuca Este y oto para Chabuca Sur. Asimismo, se cuenta con tres líneas de bombeo para drenar el agua de tos rivetes inferiores. Las bombas MAFTEK son de marca Gorman Rupp, sumergibles, con una capacidad de 100 litros por segundo. B aforo promedio anual en los tres tatos es de 55 te por segundo.

7.9. DIMENSIONES

7.9.1. Pesos (aproximados)

7.9.2. Dimensiones aproximadas.

160


7.9.3. Neumáticos Estándar: 18.00-R33 (E4) La capacidad de producción de los camiones 769D es tal que en algunas condiciones de trabajo se puede exceder la capacidad de T.km/h de los neumáticos, sean estos estándar u opcionales, y limitar por tanto La producción. Caterpillar recomienda que el usuario analice todas las condiciones de un trabajo determinado y consulte con el fabricante de neumáticos para hacer la elección apropiada. 7.9.4. Capacidad

7.9.5. Caja El suelo de la caja es de doble pendiente con fondo en "V" o plano. 7.9.6. Características del suelo 161


7.9.6.1. De doble pendiente •

De acero con resistencia mínima de 620 MPa (90.000 lb/pulg2)

•

El fondo es una "V" de 8 grados la cola de pato tiene una pendiente de 18 grados y la inclinación del suelo hacia adelante es de 9 grados

•

Calentamiento de la caja por el escape es están dar

•

La altura de carga (camión vacío) es de 3920 mm (10'2") 7.9.6.2. Características del suelo plano

•

Diseñado para aplicaciones severas.

•

Pendiente única de 14 grados.

•

La altura de carga (camión vacío) es de 3920 mm (10'2") 7.9.6.3. Espesor de las placas del suelo de ambos modelos Placa de la pared lateral 10 mm Placa delantera 12mm 0,47" Placa del suelo 20mm 0,79" Placa del techo de la cabina 6mm 0,25" 7.9.6.4. Tracción - Velocidad - Rendimiento en pendientes

0,39"

Para determinar el rendimiento en pendientes: Determine el peso bruto de la máquina; desde el valor del peso bruto vaya en línea recta hacia abajo hasta encontrar el porcentaje de resistencia total. La resistencia total es igual al porcentaje de pendiente más 1% por cada 10 kg/tonelada métrica (20 lb/ton) de resistencia a la rodadura. Desde el punto de cruce de peso bruto con resistencia, vaya horizontalmente hasta la curva con la marcha máxima alcanzable y desde allí vaya hacia abajo para obtener la velocidad máxima. La tracción utilizable dependerá de la tracción disponible y del peso sobre las ruedas de tracción.

162


163


7.9.6.5. Dimensions All dimensions are approximate.

7.9.6.6. Supplemental Specifications 164


7.9.6.7. Tires Tubeless, nylon, loader design tires. Choise of •

41.25/70-39 34 PR (L-5) standard (General or Firestone).

•

41.25/70-39 42-ply (L-5) (Fircslonc) 41.25/70-39 24-ply (L-5) (Goodyear Nylosteel)

•

45/65 R39 X Mine D2 (Michelin)

NOTE: In certain applications (such as load-andcarry work) the loader's productive capabilities might exceed the tires' tonneskm/h (ton-mph) capabilities. Caterpillar recommends that you consult a tire supplier to evaluate all conditions before selecting a tire model. Other special tires are available on request. Bucket Size Selector for 990

Operation Specifications

165


* DST and BOS = Double Strap Teeth and Bolt-On Segments. BOCE= Bolt-On Cutting Edge. ** Dimensions measured to end of teeth and do not conform to SAE standard. ↑ Static tipping load and operaling weight are based on standard machine configuration with 41.25/70-39 34 PR (L-5) tires, full fuel lubricants and operator. ↑↑ Measured 102 mm (4") behind lip of cutting edge with bucket hinge pin as pivot point in accordance with SAE J732c. NOTE: Specifications and ratings conform lo all applicable standards recommended by the Society of Automotive Engineers. SAE Standard J732 JUN92 and J742 FEB85govern loader ratings, denoted in Ihe text by (§).

IMAGENES

166

CAMIONES

136 T/l50 ton carga útil 56 km/hr/35 mph

793B Potencia bruta 1.611 kW/2.160 hp 1.534 kW/2.057 hp al volante 376.500 kg/830.000 lb de PBV máx. 218 T/240 ton carga útil 54 km/h/34 mph

777C Potencia bruta 686 kW/920 hp 649 kW/870 hp al volante 147.000 kg/324.000 lb de PBV máx. 86 T/95 ton carga útil 60,1 km/hr/37,3 mph

789B Potencia bruta 1.342 kW/1.800 hp 1.271 kW/1.705 hp al volante 317.500 kg/700.000 lb de PBV máx. 177 T/195 ton carga útil 54 km/hr/34 mph

785B Potencia bruta 1.029 kW/1.380 hp 962 kWIl.290 hp al volante 249.500 kg/550.000 lb de PBV máx.

773B Potencia bruta 509 kW/682 hp 485 kW/650 hp al volante 92.500 kg/204.000 lb de PBV máx. 45,4-52,6 T/50-58 ton carga útil 61,8 km/hr/38,4 mph

769C Potencia bruta 353 kW/474 hp 336 kW/450 hp al volante 67.600 kg/149.000 lb de PBV máx. 31,8-36,3 T/35-40 ton carga útil 75,2 km/hr/46,7 mph

Los Tractores de Tiro 784B, 776C, 772B, y 768C también se encuentran disponibles para arrastrar de vagones.

990 455 kW/610 hp al volante Peso en orden de trabajo: 73.480 kg/161.994lb Cucharones de 7,6-9,9 m3/10-13 yd3

CARGADORES

988F

994 932 kW/1.250 hp al volante Peso en orden de trabajo: 174.800 kg/385.300 lb Cucharones de 10-31 m3/13-40 yd3

992D

298 kW/400 hp al volante Peso en orden de trabajo: 44.328 kg/97.727lb Cucharones de 6,0-6,7 m3/7,8-9,0 yd3

También se encuentran disponibles Configuraciones de Levantamiento Alto.

TRACTORES TOPADORES

514 kW/690 hp al volante Peso en orden de trabajo: 89.150 kg/196.550 lb Cucharones de 10,7 m3/14,0 yd3 D11N

574 kW/770 hp al volante Peso en orden de trabajo: 97.658 kg/214.847 lb Capacidad de hoja universal: 34,4 m3/45,0 yd3

212 kW/285 hp al volante Peso en orden de trabajo: 37.331 kg/82.300 lb Capacidad de hoja universal: 11,7 m3/15,3 yd3 Palas Frontales

DI0N

5080

388 kW/520 hp al volante Peso en orden de trabajo: 67.644 kg/148.817lb Capacidad de hoja universal: 22,0 m3/28,7 yd3

319 kW/428 hp al volante Peso en orden de trabajo: 83.800 kg/184.360 lb Cucharones de 5,2 m3/6,8 yd3

5130 D9R 302 kW/405 hp al volante Peso en orden de trabajo: 47.642 kg/l04.813 lb Capacidad de hoja universal: 16,4 m3/21,4 yd3

563 kW/755 hp al volante Peso en orden de trabajo: 170.25 kg/375.000 lb Cucharón de 10,5 m3/13,75 yd'

GRUPOS ELECTRÓGENOS

D8N

3500 Clasificaciones de Potencia Principal (Kw Eléctricos Netos) 300 Ekw a 1555 EkW 50 Hz 550 Ekw a 1.825 EkW 60 Hz 651E 410 kW/550 hp al volante 24,5-33,6 m3/32-44 yd3 a ras y colmado 53 km/h/33 mph 3600 Clasificaciones de Potencia Principal 1570 EkW a 5.200 EkW 50 Hz 1525 EkW a 4.840 EkWTraíllas 60Hz

637E (Tractor) 336 kW/450 hp al volante (Traílla) 186 kW/250 hp al volante 16,1-23,7 m3/21-31 yd3 a ras y colmado 53 km/h/33 mph TRAÍLLAS

631E 657E (Tractor) 410 kW/550 hp al volante (Traílla) 298 kW/400 hp al volante 24,5-33,6 m3/32-44 yd3 a ras y colmado 53 km/h/33 mph

336 kW/450 hp al volante 16,1-23,7 m3/21-31 yd3 a ras y colmado 53 km/h/33 mph Los modelos 657E Y637E están disponibles en versión de empuje y arrastre. Los modelos 657E, 651E, 637E, Y631E están

Disponibles con sinfín elevador

149 kW/200 hp al volante 20.500 kg/45.200 lb

MOTONIVELADORAS

TRACTORES DE RUEDAS

16G

834B 336 kW/450 hp al volante 46400 kg/102,200 lb

205 kW/275 hp al volante 27.300 kg/60.100 lb

824C

14G

235 kW/315 hp al volante 30400 kg/67,000 lb

TABLA COMPARATIVA DE LA INTERCAMBIABILIDAD DE PIEZAS EN LOS EQUIPOS MINEROS CATERPILLAR, EN PORCENTAJES

SISTEMAS DE CARGADOR Y CAMIÓN CATERPILLAR

MANUAL DE DISEÑO DE MINAS A TAJO ABIERTO II(formato martes)

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