3- Selección de Equipos Mineros

SELECCIÓN DE EQUIPOS MINEROS

Ing. A. Zegarra

SELECCIÓN DE EQUIPOS MINEROS  La selección de equipos mineros es uno de los factores de mayor

importancia en el diseño y producción de minas.

Carguío y Transporte de Materiales

Definiciones básicas  Producción: es el volumen o peso de material a ser

manejado en una operación especifica.  Mineral (en unidades de peso)  Estéril (en unidades de volumen)

 Las unidades son generalmente por año

 Tasa de producción: es la producción por unidad de

tiempo

 Horas  Turno o día

 Productividad: es la producción real por unidad de

tiempo cuando todas las eficiencias y factores de gestión se han considerado (tons/hombre-turno)

 Eficiencia: Es el porcentaje de la tasa de producción teórica que se alcanza con la maquina. Reducciones se deben a:  Problemas con la maquina  Personal  Condiciones de trabajo

 Se puede expresar como:

Tiempo medio de minutos a capacidad plena en una hora 60 minutos

 Disponibilidad: % de horas hábiles que el equipo esta listo

para operar mecánicamente.  Utilización: es la porción de tiempo disponible que la

maquina esta cumpliendo la labor para la cual fue diseñada

 Capacidad: es el volumen de material que una maquina puede manejar en cualquier instante de tiempo  Capacidad al ras: es el volumen de material en una unidad de carguío

o transporte sin material que sobresalga, a ras.

 Capacidad con pila: máxima capacidad con el equipo lleno y con

formación de una pila. Esta depende del diseño del equipo para contener el material a que se desplace en sus bordes

 Capacidad de diseño (rated capacity): es la capacidad en

términos de peso.

 Importante determinar la densidad del material a cargar

 Esponjamiento: el porcentaje de aumento en volumen

que ocurre cuando la roca es fragmentada y removida desde su posición inicial.  Se puede expresar como porcentaje

 Factor de llenado de la pala: es un ajuste al factor de llenado de la pala. Se debe a correcciones por:  Angulo de reposo del material (variable y depende del tipo de material a manejar)  Capacidad de formar una pila en la pala

 Habilidad del operador a cargar la pala

Selección de equipos 1. 2. 3.

Elegir tipo de equipo Tamaño del equipo Numero de unidades para alcanzar un cierto objetivo

Sistemas de carguío Cargadoras: Scoop - Rendimiento sistema - Estimación costos de operación Sistemas de transporte  Camiones: Dámper - Rendimiento sistema - Estimación costos de operación 

RENDIMIENTO DE SCOOP

El rendimiento de un Scoop está afectado por numerosos factores, entre los que destacan por su importancia los siguientes: 1.- Clase de material 2.- Angulo de giro 3.- Habilidad del operador 4.- Condiciones de la labor 5.- Mantenimiento del equipo 6.-Tiempo de ciclo

Selección de un Scoop- Cargador

Para elegir un Scoop LHD - Cargador en necesario determinar el trabajo que esta va a realizar y el tiempo que se espera para que el trabajo este realizado, además es importante considerar los siguientes puntos: •Producción, entre más grande sea este, justifica una maquina mayor. •Espacio del área de trabajo donde laborará la máquina.

Calculo de rendimiento del LHD Datos de entrada: •Capacidad del balde, Cb: depende del equipo •Densidad in situ de la roca, d •Esponjamiento e (depende de la fragmentación y material)

•Factor de llenado del balde FLL •Tiempo de carga, T1 (min): equipo cargador •Tiempo viaje equipo cargado, T2 (min)

•Tiempo de descarga, T3 (min) •Tiempo de vuelta vacío T4 (min)

Rendimiento LHD Numero de ciclos por hora(60 min)

Nc 

60 T1  T2  T3  T4

Ccuchara (ton)= Cb

x FLL x

= Ciclos/hora

d = capacidad de la cuchara/ciclo

1+ε

Rendimiento horario

Reff = Nc x Cb x FLL x d (1 + ε)

=Tonelada/hora

Rendimiento Scoop = Reff x Factor Operacional x Disponibilidad Mecánica

Obviamente tendremos que elegir un camión compatible con el sistema de carguío que estamos utilizando. Los camiones pueden ser convencionales, articulados o de bajo perfil. Los datos de dichos equipos pueden ser obtenidos por medio de la información de catálogos o directamente de operaciones o fabricantes. Teniendo estos antecedentes el ciclo del camión se puede calcular a partir de los siguientes datos:

Rendimiento Scoop- Camión Dumper Datos de entrada:

•Capacidad del balde, Cb •Capacidad del camion, Cc •Densidad in situ de la roca, d

•Esponjamiento,

ε

•Factor de llenado del balde FLL (0.8 – 0.85) •Distancia cargado-vacio, Camión, D (metros) •Velocidad cargado, Vc •Velocidad equipo vacio, Vv

•Tiempo de carga, T1 (min) •Tiempo viaje equipo cargado, T2 (min)

•Tiempo de descarga, T3 (min) •Tiempo de vuelta vacío T4, (min)

Rendimiento Scoop - camión

CLHD = cb x Fll x d = Capacidad del Scoop (1 + ε)

Nc = Ccamión CLHD

= Número de ciclos para llenar el camión

Tllenado = T1 + T2 + T3 + T4

El tiempo de carguío del LHD se calcula con el número de pases por carga del camión y el ciclo del cargador dado por el fabricante o distancia de desplazamiento. El ciclo total del transportador se estima aplicando tablas de velocidades máximas permisibles en subida, bajada y a nivel para chequear en forma mecanizada, las velocidades medias y corrigiendo aquellas superiores a las permisibles. El ciclo total incluye tiempos de espera en la descarga y en el carguío.

El ciclo del sistema permite calcular el número de camiones.

Con estos resultados se calcula las capacidades horarias de los equipos de acarreo y carguío y las horas de operación de los cargadores y transportadores para mover los tonelajes programados. El costo total de operación de la flota es la suma de los costos totales parciales del cargador y de los camiones los cuales se obtienen de sus costos horarios totales y de sus horas netas operadas.

TABLA 1

CARACTERÍSTICAS APROXIMADO MATERIALES Factor de esponjamiento

Libras. Por

yd3 Banco in situ

Material

% de Esponjamiento

Ej:1/1+0.4=0.72 = Fc Libras. Por Factor Carga

yd3esponjado

Arcilla, cama natural

2960

40

0.72

2130

Arcilla, grava, seca

2290

40

0.72

1940

2620

40

0.72

2220

Arcilla, cama natural, Anthrecite

2700

35

0.74

2000

Bituminoso

2160

35

0.74

1600

2620

25

0.80

2100

3380

25

0.80

2700

3180

12

0.89

2840

3790

12

0.89

3380

Yeso

4720

74

0.57

2700

Mineral de hierro, magnetita

5520

33

0.75

4680

Pirita

5120

33

0.75

4340

Hematita

4900

33

0.75

4150

Piedra caliza

4400

67

0.60

2620

Arena, seco, floja

2690

12

0.89

2400

3490

12

0.89

3120

Piedra arenisca

4300

54

0.65

2550

Roca de la trampa

4420

65

0.61

2590

Mojado

Tierra, marga, seca Mojado Grava, ¼ " - 2 ". Seco Mojado

Mojado, embalado

Tciclo= T1 + T2 + T3 + T4 Vv=velocidad balde lleno T2= L (m) Vv(m/s)

L=longitud trayecto

T1: carguío de la cuchara

T2: desplazamiento cargado T3: descarga T4: vuelta al punto inicial vacío.

Ejemplo de aplicación: determinación del Scoop En un Tajeo se tiene una pila de mineral roto acumulada que será evacuada al echadero por medio de un Scoop a un ritmo de producción de 2000 TPD Determinar el equipo de carguío a utilizar si la distancia media medida desde la pila al punto de vaciado es de 50 metros. Realice un análisis para distintas opciones de capacidad de equipos, y concluya sobre la mejor opción técnica-económica.

mineral hematita: ε = 33% Densidad = 2.8 ton/m3

Alimentación

Sección

echadero 70º a 80º Quiebre

Buzón

50 m

Con un Scoop de 3.80 m3 Según estándar el T1 de carguío = 1.5 min T2 de descarga = 0.5 min Distancia: 50 m Tiempo de Acarreo: Velocidad cargado -------------- 8 km/Hr ------------ 8,000 m/60min = 133.3 m/min Velocidad retorno --------------- 12 km/Hr -------- 12,000 m/60min = 200 m/min

Tiempo de ida = T3 = E/V -------- 50 m/ 133.3m/min = 0.375 min Tiempo de retorno = ---------------------- 50 m/ 200 m/min = 0.25 min Total = 0.625 min Ttotal = 1.5 + 0.5 + 0.625 = 2.625 min Rciclo/Hr = 60 min/Hora = 22.86 ciclos/Hr = Nc 2.625 min/ciclo

Cscoop = 3.80 m3

Reff = Nc x Cb x FLL x d = 22.86 ciclos/Hr x 3.80 m3 x 0.85 x 2.8 ton/m3 (1 + ε) 1 + 0.33

= 155.45 ton/Hr

Rendimiento del Scoop = 155.45 ton/Hr x FU x FO = 94.4 ton/Hr x 0.9 x 0.8 = 112 ton/Hr No consideramos la DM porque si se malogra se reemplaza con otro. Producción diaria = 2,000 ton/día = 115.7 ton/Hr hrs 17.28Hrs/día

24hr x 0.9 x 0.8 = 17.28

Luego tenemos: # de cargadores = 115.7 ton/Hr = 1.03 cargadores 112 ton/Hr La pala cubre la producción.

Método de Explotación Shirinkage

Tajeo relleno con mineral roto

Estocadas

Galería de transporte secundario

Punto de descarga a chimenea Chimenea de Traspaso

Descarga Buzón

Nivel de Transporte Principal con locomotora

Chimenea de Traspaso

Método Corte y Relleno

(la cual se encuentra fuera del Tajeo, en caja piso)

Relleno Hidráulico Estocada

Sector de descarga a chimenea o a camión

Chimenea de Traspaso Descarga Buzón

Galería de transporte secundario o principal Nivel de Transporte Principal

Chimenea de Traspaso

Accesos a Tajeos

Rampa

Conexión a rampa

Vista esquemática en Planta

Tajeos (Cut & Fill)

Futuro acceso Mineral

Chimenea de traspaso

Chimenea de ventilación

Sector del Tajeo en Operación

Rampa

Acceso al Tajeo

Relleno R/H Chimenea de ventilación Acceso relleno

Vista esquemática en Perfil

rellena

Accesos al Tajeo (Subniveles)

Mineral hundido

Chimenea de traspaso

Rampa Mineral a hundir

Vista esquemática en Perfil Sublevel Caving

En la explotación de Cámaras y pilares (Room & Pillar), el material es extraído por camiones vía rampa, o traspasado a chimeneas directamente por el equipo de carguío (pudiendo encontrarse dentro de la explotación o fuera de ella), o cargado a carros metaleros jalado por locomotoras eléctricas a trolley.

Límite de la

Manto a explotar

Explotación

Rampa

Transporte de Material

Chimeneas de traspaso Descarga directa (con camiones o equipos de carguío)

Ejemplo de aplicación: determinación de Scoop y la flota de camiones Si se tiene que producir 5,000 ton/día a la Planta ubicada a 1.5 km de distancia con un cargador de

5 m3

Cuantos camiones Dámper y de que tonelaje se necesita para cumplir. Considerar el trayecto plano, y el mismo mineral. Densidad : 2.8 ton/m3 SOLUCIÓN:

Ccuchara (ton)= Cb x FLL x d = capacidad de la cuchara/ciclo 1+ε

Cc = 5 m3 x 0.85 x 2.8 ton/ m3 = 12 ton/ciclo del cargador 1.33 Camiones DUMPER de 40 ton : 40 ton x UT x FLL x FO x DM = 40 ton x 0.80 x 0.85 x 0.83 x 0.90 =

20.3 ton = 1.7 pasadas= 2 pasadas 12 ton/ciclo

Tiempo de carguío del Scoop al Dámper= Según estándar el T1 de carguío = 1.0 min T2 desplazamiento = 0.5 min T3 de descarga = 0.5 min T4 de la vuelta = 0.5 min Ttotal = 2.0 min del Scoop

Tiempo de carguío = 2 min/pasada x 2pasadas = T1 = 4 min

Velocidad media: km/Hr Cargado -------- 0% grad. ---------- 18 km/Hr T2 = L = 1.5 km x 3600 seg/Hr = V 18 km/Hr T3 = descarga estándar de fábrica: Vacío ----------- 0% grad. ---------- 22 km/Hr T3 = 1.5 km x 3600 seg/Hr = 22 km/Hr

300seg

180 seg

245 seg 785 seg. x 1min/60seg= 13 min = Ttotal

Ttotal/ciclo = 13min + 4 min =17min/ciclo del camión

Tciclo/Hora = 60 min/Hr

= 3.53 ciclo/Hr

17min/ciclo

Reff

= 20.3 ton/ciclo x 3.53 ciclo/Hr = 71.7 ton/Hr por camión

Producción diaria = 5,000 ton/día = 348.67 ton/Hr 14.34 Hrs/día

las horas efectivas es: 24hr x 0.80 x 0.83 x 0.90

# camiones = 348.67 ton/Hr = 4.86 = 5 Camiones de 40 ton c/u + 1 en stan by 71.7 ton/Hr

TABLA CONVERSION DE UNIDADES PESO KILOGRAM TONELADA OS S

KILOGRAMOS

ONZAS

LIBRAS

1

0,001

35,3

2,2

1000

1

35.300

2.200

ONZAS

0,0283

0,0000283

1

0,0625

LIBRAS

0,454

0,000454

16

1

TONELADAS

VOLUMEN M3

LITRO

PIES3

1

1000

35,3

1,31

264

LITRO

0,0010

1

0,0353

0,00131

0,264

PIES3

0,0283

28,3

1

0,037

7,48

YARDAS3

0,765

765

27

1

202

GALONES

0,00379

3,79

0,134

0,00495

1

M3

YARDAS3 GALONES

Consideremos otro ejemplo:

Proyectado un tajeo con taladros largos de mineral con alto contenido de Ag con Zinc, se proyecta una producción de 1’270,000 de ton/año de mineral. Se requiere determinar el equipo de carguío y transporte de acuerdo al proyecto. La densidad del mineral: 2.70 ton/m3 Esponjamiento = 40% Un año = 365 días

-------------

1 día = 24 horas

Mineral = 1’270,000 ton/año = 3480 ton/día = 145 ton/hr de mineral 365 días/año 24 hrs/día

Después corregiremos las horas efectivas de trabajo/día en minería subterránea Primero consideremos un Scoop de 5 yd3

Balde (yd3) m3/yd3 Balde (m3) Densidad (ton/m3) Esponjamiento F. Llenado Cuchara (ton) UT FO DM

T ciclo (seg) N ciclos/hr Rend Ef. (ton/hr)

MINERAL

MINERAL

Scoop 5 0,7646 x 5 3.82

7 0,7646 x 7 5.35

2,70 40% (1/1 + 0.40 = 0.7143) 0,90 3.82 x 0.7143 x 2.7 x 0.90 6.63 0,85 0,83 0,90 4.21 ton/ciclo 120 3600/120=30 ciclos 30x 4.21 ton/ciclo 126

2.7 0.7143 0,90 9.29 0,85 0,83 0,90 5.9 ton/ciclo 120 3600/120=30 ciclos 30x 5.9 ton/ciclo 177

Con el rendimiento efectivo, se puede ver que los requerimientos de producción de mineral NO pueden verse satisfechos con un Scoop de 5 yd3 , CON UN Scoop de 7yd3= 177 Ton/hr Producción requerida = 145 ton/hr 145 ton/hr – 126 ton/hr = 19 ton/hr 145 ton/hr - 177 Ton/hr = - 32 ton/hr sí cumple con creces la producción.

Determinaremos el # de camiones para el Scoop. Para el transporte consideramos dámper de 30 toneladas: 600 m de rampa positiva y 900 m en plano hasta la chancadora

Tolva (ton)

F. Llenado UT FO DF

Dámper 30

Pasadas Pasadas Real

0,85 0,73 0,83 0,85 13.13 ton 1.41 2

T carguío (seg)

+240

Velocidad media (km/hr) Distancia 1: 600 m @ +10% Distancia 2: 900m @ 0% T transporte ida (seg)

18 22 267

T descarga (seg) estándar de fabrica

+180

Distancia 1: 900 m @ 0% Distancia 2: 600 m @ - 10% T transporte vuelta (seg)

28 22 217

T ciclo (seg) seg/hr N° ciclo/hr

904 3600 3.98

capacidad de tolva =

Rend Ef. (ton/hr)

52

Camión 40ton: Hallamos # de pasadas: Tolva= 13.13 ton/9.29 ton/pasada = = 1.41 pasadas = 2 pasadas

Tiempo de carguío : Scoop= 120 seg/pasad x 2pasad = = 240 seg Tiempo de todo el ciclo del camión:

T ciclo (hr) = 3600 seg/hr = 904seg/ciclo = 3.98 ciclos/hr Luego el Rendimiento. Ef. Del Dámper es: 13.13 ton/ciclo x 3.98 ciclo/hr = 52ton/hr

Hallamos los tiempos de recorrido de los camiones: Distancias: 1 ……600 m + 10% 18 km/hr (IDA) 2 …… 900 m 0% 22 km/hr b) D = 900 m

a) D= 600 m

10% V =18 km/hr

0% V =22 km/hr

IDA: T1 a) = D = 600 m x 1 km x 3600 seg = 120 seg V 18 km 1000 m 1 hr b) = 900 m x 1km x 3600 seg = 147 seg 22 km 1000m 1hr de ida cargado Ttotal = 267 seg VUELTA: T2

1 ……900 m 2 ……600 m

0% - 10%

a) = 900 m x 1km x 3600 seg = 28 km 1000m 1hr

28 km/hr 22 km/hr 119 seg

b) = 600 m x 1 km x 3600 seg = 98seg 22km 1000 m 1 hr vuelta vacío Ttotal = 217seg

Vuelta:

Calculando el # de Dámpers En minería subterránea se trabaja por sistemas o sea 1 operador por turno NOTA: 3480 ton/día es la producción requerida, si consideramos las horas reales en que trabajará el Scoop y los dámper tenemos: 24 hrs/día x 0.85 x 0.83 x 0.90 = 15.24 hr efectiva de trabajo , entonces Ton/hr = 3480ton/día = 228.35 ton/hr se requiere para cumplir en el día 15.24 hr/día Con el Scoop = 228.35 ton/hr = 4.39Dámpers 52 ton/hr/Dámper TOTAL CAMIONES EN MINERAL = 5 Dámpers En Tajo Abierto el relevo de operadores es en los equipos y la parada es mínima, considerándose las 24 horas por día.