INTRODUCCION
Dete Determ rmin inad ado o el méto método do de expl explot otac ació ión n y la prod produc ucci ción ón econ económ ómic ica a del del yaci yacimie mient nto, o, se proc proced ede e a la sele selecc cció ión n de los los recu recurs rsos os físi físico coss que que será serán n utilizados para la explotación del yacimiento, la selección de las maquinarias y equipos nos permitirá seleccionar los otros recursos físicos necesarios. Los equipo equiposs a ser selecc seleccion ionad ados os depend dependerá erán n del del método método de explot explotaci ación ón elegido, y esta selección se lleva a cabo sobre las operaciones unitarias de mina minado do a!n a!n cuan cuando do tamb tambié ién n será será nece necesa sario rio real realiz izar ar la sele selecc cció ión n de los los equipos para servicios auxiliares.
PLANEAMIENTO DE MINADO A CIELO ABIERTO
1. ESTIMAC ESTIMACIÓN IÓN DE MAQUINA MAQUINARIA RIA Y EQUIPO EQUIPO - CÁLCULO CÁLCULO DE COST COSTO O "n un proyecto minero a cielo abierto para determinar el equipo requerido, tanto para realizar la remoción de material que debe ser desbrozado antes de la etap etapa a de prod produc ucci ción ón así así como como el nece necesa sari rio o dura durant nte e la etap etapa a de las las operaciones de producción, es indefectible, determinar previamente el tama#o de la oper operac ació ión n o sea sea la capa capaci cida dad d anua anuall de arra arranq nque ue de la plan planta ta de tratamiento, a la que el retorno sobre la inversión en el proyecto se optimiza. "l tama#o de la operación depende de$ a% &olumen &olumen de de reservas reservas minables minables evaluadas evaluadas en en el deposito. deposito. b% &alor &alor de los contenido contenidoss recuperable recuperabless en la reserva reserva estimada. estimada. c% 'elaci 'elación ón de esté estéril ril a mine mineral ral total total.. d% Limite Limite de de corte corte esta estable blecid cido. o. e% (royecció (royección n de costo costo totales totales estimados estimados.. f% (roy (royec ecci ción ón de prec precio ioss de los metal metales es esper esperad ados os duran durante te la vida vida del del proyecto. g% 'elaci 'elación ón de flu) flu)o o de ca)a ca)a anua anual.l. *% 'eporte 'eporte comparat comparativo ivo de gastos gastos de capital capital y flu)o de de ca)a. ca)a. i% +nál +nális isis is de lucr lucrat ativ ivid idad ad.. Los Los punto puntoss f, g y *, ayuda ayudan n a dete determi rmina narr el limite final del ta)o% )% 'elación del flu)o de ca)a a fondos fondos de capital requeridos. requeridos. -% &alor lor pres presen ente te.. l% (eri (eriod odo o de de rep repa ago. m% asa de retorno retorno efectiva. efectiva.
n% /lu)o de ca)a operacional como porcenta)e efectivo de los fondos de capital. o% 0anancias después de impuestos como un porcenta)e del capital y p% +nálisis de sensibilidad del proyecto a los precios del mercado del producto.
2. FACTORES PARA LA SELECCIÓN DEL EQUIPO a% La roca geología y geomecánica •
0eometría y dirección de la perforación
•
(erforadora y aceros de perforación
b% dimensión de las labores mineras • 1rea que ocupa el equipo p2v •
&e*iculo de p2v y unidad de pocisionamiento
c% Distancia a c*ancadora •
dimensión del equipo de carga y transporte
d% &entilación y drena)e •
dimensión del equipo de p2v carga y transporte
(ara el estimado del equipo necesario de mina de un proyecto, una vez determinado el tama#o de la operación a nivel de arranque, se comienza, calculando, el n!mero y tipo de unidades de excavación necesarias, no solamente para efectuar el desbroces de pre3producción sino para poder realizar los movimientos totales de materiales que son necesarios durante los primeros a#os de la etapa de producción. 4e debe tener en cuenta, también, para determinar el menor numero de unidades de excavación posible, o sea que la selección debe ser de las unidades mas grande por cuanto tantotas grandes son las unidades, menor es el costos unitarios de producción correspondiente. 4in embargo en la mayoría de casos, es necesario tener en la etapa operativa suficiente n!mero de unidades de excavación en mineral para poder asegurar un flu)o sostenido de mineral a la planta de procesamiento, no solamente en cantidad sino también en calidad conteniendo las leyes adecuadas y la composición de la ganga que acompa#a al mineral de modo que el tratamiento metal!rgico en las plantas de concentración rinda una extracción adecuada dentro de márgenes económicos competitivos. 5tro factor importante para determinar el tama#o de la operación es el que constituye la política de la empresa inversora, los reglamentos o códigos mineros prevalecientes en el país en que se desarrolla el proyecto, que en muc*os casos establece reglamentos que define los periodos de amortización
de equipo pesado de mina y planta, lo cual es una condición de implicancia económica. "s así mismo determinante la capacidad de inversión de la empresa que conduce el proyecto y del apalancamiento financiero y estructura de aporte de capital para el flu)o de fondos necesarios. eniendo en cuenta las consideraciones antedic*as y *abiendo establecido un cronograma de flu)o de fondos posibles, tanto para el desbroce de pre3 producción como para la etapa de construcción del proyecto y capital de traba)o necesario *ay que previamente proceder a determinar la geometría de las masas de movimientos de materiales compatibles con los cronogramas de flu)o de fondos y desarrollo coincidente del proyecto. (ara determinar la geometría de las masas que *ay que remover tenemos previamente que establecer el anc*o mínimo de los bancos de traba)o en que debe operar el equipo de excavación y de transporte. "l anc*o mínimo funcional se determina teniendo en cuenta, como se di)o anteriormente, el programa anual de
producción
delineando,
en
principio solamente
considerando la disponibilidad de fondos paro teniendo en cuenta que al fin del desarrollo del proyecto se debe contar con el equipo de excavación necesario para la etapa operativa. ratándose de equipos de excavación, tipo pala eléctrica o mecánica, el anc*o funcional del frente de traba)o, al que se asimílale anc*o del banco se determina tomando, en el caso de palas 6 veces la distancia del e)e principal de giro *acia el extremo distal de la catalina del boom. (or e)emplo si el equipo que *abría de emplearse es una pala modelo (78 9:;;+l esta distancia es de 96.6< metros, por lo tanto el anc*o recomendable de banco seria de 96.6< x 6 = 6> metros aproximadamente.
(or otra parte desde el punto de vista de aplicabilidad del equipo y seguridad es necesario que la capacidad de alcance máximo del balde en altura, con el mango extendido al tope sea tal que el equipo pueda controlar los bancos de material que podría desprenderse de la cresta del banco a fin de evitar que ellos caigan incontrolables sobre personal o equipo en el área de operación. "l equipo antes mencionado tiene una altura máxima de corte de alrededor de 9? metros, por lo tanto este equipo es de aplicación segura para controlar caída de material del pec*o del banco *asta alturas de 9> metros. (or lo tanto *emos determinado en esta forma que la pala 9:;; es aplicable a altura de bancos de 9> metros con control efectivo en anc*o de 6> metros mínimo. 'egresando a la geometría del volumen de masas que se *a programado debe removerse en etapas de pre3producción, *abrá que, usando los planos *orizontales de bancos, espaciados a intervalos iguales a la altura de los bancos, integrar los vol!menes en proporciones compatibles con el programa general del proyecto integral de desbroce de pre3producción y del flu)o de fondos de capital que asegura la disponibilidad de todo el equipo necesario. "n esta forma se determina el n!mero de unidades de excavación necesarias y la secuencia en que ellos deben entrar en operación. "n adicción al numero mínimo necesario de equipo de excavación es conveniente disponer de una o mas unidades extras de equipos de carguito liviano, cargadores frontales montados sobre neumáticos o sobre urugas seg!n el tipo de material a excavar% de acuerdo al tama#o de la operación. 4e debe tener en cuenta que el equipo de excavación que se asigna a un frente de traba)o debe tener una capacidad de penetrabilidad de su unidad de balde o cuc*arón de acuerdo al tipo de roca y fragmentación obtenida, así como la densidad y abrasividad de la roca a excavar.
3. SELECCIÓN DE EQUIPO DE PERFORACIÓN.
(ara perforar en roca de dureza media a dura, en operaciones de tama#o intermedio a grande >,;;; a mas @D% de capacidad de planta de tratamiento, por regla general, se tiene que pensar en perforadoras de tipo Acon martillo dentro del *uecoB DoCn t*e 8ole% o tipo Arotativo tricónicoB. @ualquiera que sea el tipo que se eli)a las condiciones que determinan el tipo y tama#o de la unidad a elegir son$ a% tama#o de la operación. b% +ltura del banco c% Dureza de la roca. d% /racturabilidad de la roca. e% Densidad del material. f% 'elación de estéril a mineral en el programa de relación de materiales. g% umero de unidades de excavación a servir,
*% Eetra)e de perforación requerido, por día, mes y a#o. Determinados estos parámetros se tiene que calcular el diámetro del taladro necesario, lo cual se basa en$ •
ipo material a perforar$ mineral, estéril u otro.
•
Longitud a taladro a perforar.
•
Dimensiones de la malla de perforación lo cual depende de la
fracturabilidad y tenacidad de la roca y sus diferentes e)es en relación ala textura estratigráfica. .en el caso ilustrativo para la excavación y transporte de >:FG>;,;;;@+, para ser excavadas por oc*o palas en tres turnos y ?;G días de operación por a#o o sea 9:H,:?> @D de material perforado y fragmentado para altura de bancos de 9> metros de alto y con densidad promedio de materiales de 6.>GH E2E ? 6.I6G @2E?% en la que por experiencia en la operaciones similares se *a determinado que el material a fragmentar se pueda obtener usando un factor de 9;9.;6 gr. de mezcla explosiva por tonelada corta fragmentada, para el programa anual indicado *abría que fragmentar un volumen in3situ por a#o de$ >:G>;;;; : 6.I6G = 69F9;<,><6 m 6 (ara un banco de 9> metros de alto esto equivale a una planc*a de área de base de$ 69F9;<,><6 : 9> = 9FH;<.9<9 m6 "l tonela)e total de explosivos necesarios al factor de 9;9.;6 gr.2@ ó sea$ ;.;;;9;9;6 por >:FG>;,;;; es G,;6>.I E+ de mezcla explosiva$ ;.;;;9;9 x >:G>;;;; = G;6>.IH? E+
de
mezcla
explosiva. J lo que es lo mismo$
G;6>.IH? x 9.9;6? = GGH6.6I @+ "xplosivo.
(ara establecer un banco de 9> metros de alto es conveniente perforar taladros verticales de igual altura con un 9; a 9>K de pasadura mínima sobre perforación%, por lo tanto vamos a considerar un 96.>K de mayor longitud en cada taladro, o sea 9G.I<> ml. &amos a calcular la capacidad de explosivo que puede cargarse en un taladro de 9G.I<> ml y de 96392HFF de diámetro. La longitud del taladro aprovec*able para cargar explosivo es de$ 9G.I<> 3 <.> =
:.?<> ml.
"l area seccional del taladro es$ ;.H por el cuadrado del diámetro = ;.;<>:G m 6 (or lo tanto el volumen aprovec*able para cargar explosivo es$ 9.375
x ;.;<>:G = ;.<9696> m ? taladro de 9G.I<> ml.
"l peso específico promedio de la mezcla explosiva es de ;.>6:, con lo cual podemos encontrar el peso de mezcla explosiva que podemos colocas en cada taladro de)ando un taladro de <.> ml., como sigue$ (eso = &ol x Densidad = ;.<9696> x ;.>6: ;.<9696> x ;.>6: = ;.?6> @ 2 taladro. &amos a determinar el n!mero de taladro que tenemos que perforar para poder fragmentar el tonela)e total propuesto$ Dividimos el tonela)e anual de materiales explosivos necesarios$ GGH6.6I @+ : ;.H9>6> = 9>::>.I> toneladas por a#o.
@omo cada taladro tiene una longitud de 9G.I<> ml, el metra)e total, necesario a perforar por a#o es$ 9>::>.I> x 9G.I<> x ?.6I;I = II>,>IG pies por a#o. (or experiencias en operaciones con maquinas de ucyrus "rie tipo G;' para broca de 9639 2 H pulgadas a una disponibilidad de K perfora por turno 6GI.6 pies o sea I;H.> por día y 6HG,9I:.6 pies por a#o por perforadora. (or lo tanto para perforar II>,>IG pies por a#o se necesitaran$ II>>IG : 6HG9I:.6 = ?.>:<9:<9< J sea > maquinas tipo G;'.
3.1. Selecci! "e E#$i%&' "e Pe()&(*ci&!.(ara el caso de perforación, una selección preliminar se establece seg!n las carácteristicas de los equipos, sean estos manuales o mecanizados, los mismos que son proporcionados por los distribuidores de los mismos, en el @uadro N 9I, observamos la producción de equipos mecanizados de la +tlas @opco, que nos permitirá realizar una primera opción de selección.
+L+ O ;9 4"L"@@PJ D"L DP+E"'5 D"L +L+D'5 DP+E"'5 D"L +L+D'5 6 RB
('5DQ@@P5 85'+'P+ " yd? m?% '5@+ DQ'+ '5@+ 4"EPDQ'+ '5@+ 4Q+&" >9 ?:% GH HI% 9;6 <<%
?B
<; >?%
I< GG%
9H; 9;G%
? RB
99; I?%
9?< 9;H%
66; 9GG%
H RB
9G> 96>%
>B
9<9 96:%
69H 9G6%
?H6 6G;%
> RB
9I: 9H?%
6?G 9<:%
?
6;G 9>G%
??; 6>;%
E+e,%l& 1.La producción económica de un yacimiento minero es de >;;; ED, el mineral es un pórfido cuprífero, material considerado como un material duro y abrasivo, determinar las alternativas de selección de equipos mineros de perforación. La densidad de la mineralización es de 6.< E2m?. Las *oras operativas por guardia son de H *oras
Ale(!*i/* A: 9. @álculo del volumen movido >;;; ED 2 6.< E2 m?% = 9I>6 m?2día. 6. (roducción *oraria 9I>6 m? 2día% 2 I *rs2día% = 6?9.>; m? 2*r. ?. !mero de perforadoras 6?9.>; m? 2*r% 2 >? m?2*r% = H.?G ≅ > perforadoras de ?B
Ale(!*i/* B: 6?9.>; m? 2*r% 2 I? m?2*r% = 6.
Ale(!*i/* C: 06?9.>; m? 2*r% 2 96> m? 2*r% = 9.I> ≅ 6 perforadoras de H RB
Ale(!*i/* D: 06?9.>; m? 2*r% 2 96: m?2*r% = 9.<: ≅ 6 perforadoras de >B
Ale(!*i/* E: 6?9.>; m? 2*r% 2 9H? m?2*r% = 9.G9 ≅ 6 perforadoras de > 926B (ara un a)uste final es necesario realizar la selección definitiva de los equipos de perforación, para lo cual son necesarios las siguientes variables$
Tie,%& "e %e()&(*ci!:
3 iempo de penetración. 3 @iclo operativo de perforación.
Tie,%& &(*(i& e)eci/& "e &%e(*ci!
3 iempo nominal operativo. 0eneralmente I *oras 3 iempos muertos. (or personal, por operación.
M*ll* "e %e()&(*ci!.
3 Determinación del borde y espaciamiento. 3 +ltura del banco cielo abierto%, profundidad del taladro método subterráneo%
E+e,%l& 2.'ealizar la selección de equipos de perforación de un yacimiento minero que opera por el método a cielo abierto, ba)o las siguientes consideraciones generales$ 'oca dura a semidura, 'elación desmonte a mineral$ H$9, @apacidad productiva$ 9G,I;; ED, Diámetro del taladro$ I <2IB. Las variables establecidas son$
Tie,%& "e %e()&(*ci!:
3 iempo de penetración = G; min2taladro 3 @iclo operativo = G.>; min2taladro. 3 iempo de perforación = GG.>; min2taladro
Tie,%& &(*(i& e)eci/&:
3 8oras nominales = I *oras. 3 "ntrada y salida del personal = 9.G; *oras.
3 Eantenimiento preventivo
= ;.6> *oras
3 Eovilización por disparo
= 9.;; *ora
3 iempo *orario efectivo
= >.9> *oras.
M*ll* "e %e()&(*ci!:
3 orde$ G.I; m. 3 "spaciamiento$ I.6; m. 3 +ltura de banco$ 9> m. eniendo las variables antes mencionadas se realizan los siguientes cálculos$
Clc$l& "el ,&/i,ie!& "e ie((*' %&( $*("i*.
Eineral$ 9GI;; ED 2 60 = IH;; E0.
Desmonte$ I H;; E0 x H = ??G;; E0.
otal de movimiento de tierras = H6;;; E0.
Clc$l& "el N$,e(& "e *l*"(&' %&( %e()&(*"&(* %&( $*("i*.
0(
=
>.9> *rs x G; min2*r% 2 GG.G> min2tal%
=
tal2gd2equip.
Clc$l& "el !$,e(& "e *l*"(&' %&( %(&"$cci! %&( $*("i*.
(roducción por taladro$
G.I; m x I.6; m x 9> m x 9.:> E2m? = 9G?9 E ton2taladro%
@álculo del n!mero de taladros por guardia$
H6;;; E0 2 9G?9 E = 6G tal2gd.
Clc$l& "el N4,e(& "e %e()&(*"&(*' 0NP5.
( = 6G tal2gd 2 H.GH tal2gd2equip. = >.G; perforadoras.
"s decir se necesitan G perforadoras de I <2IB, además de esto es necesario a#adir una perforadora en Astand byB
6. SELECCIÓN DE EQUIPOS DE LIMPIE7A
H.GH
La operación unitaria de limpieza considera dos sub operaciones, que vienen a ser el carguío y el acarreo o transporte, por esta razón es necesario realizar el cálculo de selección de equipos para cada sub operación. Las variables necesarias para realizar este cálculo son los siguientes$ •
@apacidad de producción de la mina.
•
@apacidad real del equipo de carguío.
")emplo, se pide seleccionar las palas necesarias para la explotación del yacimiento$
(roducción por guardia = H6;;; E0.
@apacidad real del equipo de carguio .- (ara esto se aplica la siguiente fórmula$ @@ = (8 x @5% 2 ?G;; x fc x ef x fg x ρis% Donde$ @@ = @apacidad real del cuc*arón.
(8 = (roducción neta *oraria del yacimiento. @5 = @iclo operativo. fc
= /actor del cuc*arón, esta en relación directa con el +bundamiento del mineral y desmonte.
fc = 9;; K 29;;K M e% ó fc = ρis 2 ρr . Donde$ e = expansión del material, ρr = densidad del material roto.
ef = "ficiencia mecánica o disponibilidad del equipo. fg = /actor de giro, su consideración óptima es cuando el equipo opera a :;N. ρis
= Densidad in situ del mineral y desmonte, en E2m?
@álculo de la capacidad del cuc*arón.3
(roducción *oraria$ (8 = H6;;; E0 2 H*rs. = 9;>;; E8
@iclo de carguio fc = 6.?; x 9;; 2 6.<; = I> K ef = I; K fg = 9 ρis
= 6.< E 2m?.
@5 = ?9 seg. carga = 96B, ida = B, ubicación para inicio de carguio = ?B% @@ = H:.6H m? ≅ >; m?. "sto nos dá la alternativa para seleccionar, dos palas de 6> m?. cuatro palas de 96.> m?, > palas de 9; m? ,u otras posibilidades.
6.1.
Dee(,i!*ci! "el *,*8& "e e#$i%& "e e9c*/*ci! !4,e(& "e $!i"*"e' !ece'*(i*':
Dado el siguiente problema$ el programa de pre3producción en un a#o determinado en un proyecto en etapa de desarrollo que tiene que mover >:SG>;,;;; toneladas cortas de varios materiales, mayormente estériles, determinar el numero de unidades necesarias si la altura de los bancos es de 9> metros y la posible selección estaría entre palas 9I;; balde : yardas c!bicas% y 69;; 9> yardas c!bicas%. "l material tiene una gravedad especifica de 96.> pies c!bicos por tonelada corta in3situ. "l traba)o se realizaría en tres turnos por día y trescientos seis días por a#o.
S&l$ci!: 4elección del equipo de excavación$ (ala +plicamos la fórmula$ P =
Q × 3600 × E × F × K × Y Cm
( seg )
(º )
"n la que$ ($
(roducción de pala por *ora en yardas c!bicas, in3situ.
T$
ama#o de balde de pala en yardas c!bicas.
"$
"ficiencia en tiempo de operación de equipo.
/$
/actor de espon)amiento.
U$
/actor de llenado de balde de pala.
V$
/actor por altura de corte de la pila de carguío.
@m$ @iclo completo de pala para una cuc*aronada en seg. (ara un balde de 9> yds c!bicas, eficiencia de ;.I? I?K%, para un factor de espon)amiento de ;.<< <G >GK% y para factor de altura de corte ;.:> :>K% y para
un ciclo completo de un giro de pala de ?? segundos la producción de material de yds c!bicas in3situ seria$ p
=
15 x 3600 x 0.83 x 0.77 x 0.56 x 0.95 33
=
556.3656
Determinamos cuantas yardas c!bicas in3situ por *ora necesitamos remover para cumplir con la remoción anual necesaria. Vds c!bicas in3situ 2 *ora = I6IH.< 59650000 300 x 24
=
8284.722 Tc
De acuerdo a lo encontrado para la capacidad *oraria de la pala de 9> yds c!bicas, por *ora, en 6H *oras por día de traba)o una unidad produciría$ >>G.?G>G x 6H x;.:; = 96;9<.H: ;.:; este factor se aplica para incluir la disponibilidad mecánica y eléctrica del equipo. Qsar factores de páginas$ 9H39G, 9>39G y 9G39G O% 5 sea que la producción diaria por pala de 9> yds. 4eria 96;9<.H: por 6.9G = 6>:><.I c2 día2 pala. 6.9G es el n!mero de toneladas cortas por yds ? in3situ3 4i requerimos efectuar un movimiento diario de$ >:G>;;;; : ?;; = 9:II?? c2 D 4e necesitarán 9:II??$ 96;9<.H x 6.9G% = <.GG palas de 9> yds ? (or lo tanto para cumplir con el programa anual planteado se requiere I palas de 9> Vds ?.
6.2. Selecci! "e e#$i%&' "e (*!'%&(e & *c*((e&.
"xiste una variedad de equipos de acarreo, los de mayor uso son$ volquetes y fa)as transportadoras. Los factores que afectan a los equipos de transporte son$ Distancia a las zonas de botaderos desmonte% o almacenamiento mineral%, &elocidad de transporte de ida y vuelta, temperatura ambiental y condiciones climatológicas, gradiente o pendientes en la ruta, elevación sobre el nivel del mar, n!mero de guardías por día y capacidad de carguio de la pala. 'uta @rítica para la Determinación de "quipo de +carreo en 5peraciones a @ielo +bierto. a%
Determinar el centro de gravedad de las masas a remover por
grupos de niveles de acuerdo a la necesidad de exposición de frentes de mineral necesario, para programación anual.
b%
+l efectuar lo antes indicado mantener un inventario trazar las
rutas de acarreo para cada a#o a partir de cada banco en progreso$ •
longitud
•
levante o caída
•
perfiles de acarreo
•
razar las rutas
•
Determinar los tiempos pronosticados los que deben incluir$
•
iempo de acarreo
•
Demoras en acarreo
•
@uadrada y volteada en botaderos
•
iempo de retorno
•
Demoras en el retorno
•
@uadrada frente a la pala
c% (or métodos estadísticos determinar el tiempo de ciclo de acarreo de equipo, para cada uno de los centros de masas de lo indicado en el n!mero 9, por medio de$ • +nálisis estadístico de un nivel clave de producción a lo largo
de todo el banco a remover supuestamente. •
(or verificación de estudios de tiempo efectuados en el campo,
•
(or comparación con frentes de traba)o en que las condiciones litológicas y de fragmentación sean seme)antes.
•
Designar el tipo de unidad de carguío a emplear y evaluar el ciclo de carguío para la posible unidad de transporte a emplear. (ara me)or eficiencia y balance de equipo de carguío y transporte es aconse)able que la ca)a de la unidad de
transporte se llene con cinco a seis pases de la unidad de carguío como máximo. •
Determinar el n!mero de unidades de acarreo necesarias utilizando la fórmula$ N =
Ciclo Total del Camión Ciclo Total de la Pala
5 sea Dividiendo$
4 6
+
+1
1
d% Lo anteriormente indicado se calculará por turno, por día y por a#o para cada masa y se repetirá tantas veces sea necesario para cada condición como en ? y H *asta absorber la masa total necesaria remover en el programa de ciclo anual. "s obvio que el tama#o adecuado de la unidad de acarreo estaría determinado por la condicionalidad indicada en el punto G, o sea para un adecuado balance de equipo esto es que si en la elección del tama#o del equipo de carguío se determinó una unidad de 9> yds ? por e)emplo el tama#o de la tolva de volteo de la unidad de transporte debe estar en el rango de 9> x >.> pases de pala para llenar el camión%, o sea I6.> yds ? lo que corresponde a un camión, entre 9;; y 96; toneladas de capacidad. "n el siguiente e)emplo se dará perfiles ideales de acarreo de los frentes de excavación de material *acia los botaderos o canc*as de destino, con lo cual se podrá determinas los posibles tiempos de acarreo, cargados, y retornos vacíos de las unidades de transporte.
+sumamos que en el caso de tener que cumplir con un movimiento anual dentro de un programa de desbroce de pre3producción del orden de >:SG>;,;;;c para los siguientes destinos$ +.
otaderos de estéril$ >6S9;;,;;; 4 a 6,6>;mts de distancia y con
levante de H; metros, .
Eaterial de lixiviación$ ?S;>;.;;; c a ?,>;; mts de distancia de
acarreo y con levante de ?; mts. @.
Eineral para tratamiento$ HS>;;,;;; c a 6,:;;mts y con levante
de 6> metros. (ara el perfil AaB$ Dist. "n pies = 6,6>; W 96> W 96> = 6,;;;. para un levantamiento de cuarenta metros al ángulo de la pendiente es de 9 grado 9 min., pendiente que se puede vencer en tercera con una velocidad promedio de 99.: E(8. @omo el via)e se inicia a la salida de la pala, el factor de corrección de velocidad es ;.?> y por lo tanto la velocidad promedia real es de H.6 E(8. La distancia en pies equivalente al tramo de 96> metros es 96> x ?.6I;I = H9;.9 pies. 'eemplazando estos valores en la formula anterior se tiene u tiempo de 9.99. Pgualmente calculamos el siguiente tramo de 6,;;; metros equivalente a 6,;;; x ?.6I;I = G,>G9.G; tramo que aplica la misma formula para una velocidad de 9?.H E(8, sin factor de corrección por tratarse de un tramo largo en transito, da el tiempo de >.>GF. (ara el tiempo de acarreo cargado en el tramo de 6,;;; metros. Luego, para los 96> metros dentro de la canc*a de desmonte, = H9;.9F, a ; grados de pendiente en segunda con velocidad promedio de G.?
E(8 y factor de corrección de velocidad de ;.<> nos da un tiempo de ;.::F. (or lo tanto sumando los tres tramos que *acen el recorrido total del acarreo tendremos que el tiempo es$ a% tiempo de acarreo = 9.99 M >.>G M ;.:: = <.GGF (ara calcular el tiempo de retorno, similarmente integramos los tramos, en sentido inverso, con el ve*ículo vacío y obtenemos las siguientes condiciones$ ramo de H9;F a la salida de botadero a ; por ciento 0radiente con velocidad de 99.: E(8 y factor de corrección de velocidad de ;.> lo que da una velocidad de >.: E(8 que con la formula arro)a un tiempo de ;.<:. Pgualmente para el tramo de 6,;;; metros a pendiente 39 grado, 9F con velocidad con 66.H E(8 arro)a un tiempo de ?.??F. /inalmente para el tramo de aproximación a la pala, a nivel en quinta, en H9;F a velocidad de ?6. da una velocidad efectiva de 9G.? E(8, para lo cual el tiempo para este tramo es de ;.6IGF. 4umando los tiempos parciales de la ruta de regreso se tiene$ a% tiempo de regreso = ;.<: M ?.?? M ;.6IG = H.H9F (ara los otros tiempos parciales, asignamos los siguientes tiempos estándar$ b% tiempo de cuadrada a botadero = ;.>F
c% tiempo de volteo de carga e)
= ;.<>F
tiempo de cuadrada a pala
= ;.>F
Pntegrando los tiempos de acarreo, retorno y tiempo estándar tenemos el cielo de tiempo de recorrido completo para un via)e de camión sin incluir el tiempo de carguío con pala. "ste tiempo es$ Tiempo Ciclo Camión
=
7.66´
+
4.41´+ 0.5 ´
+
0.75´
+
0.5´
=
13.82 ´
(ara calcular el n!mero de camiones necesarios para copar una pala, o sea asegurar que siempre *ayan camiones disponibles )unto a la unidad de carguío aplicamos la siguiente formula$ Número de camión
Ciclo del Camión =
Ciclo de Pala
+
1
Donde$ el ciclo de camión es el ciclo completo de acarreo sin incluir el tiempo de carguío y el ciclo de la pala es el tiempo que demora la pala, en minutos para cargar un camión con tama#o de tolva de >.> veces más grande que la capacidad del cuc*arón de la pala y teniendo en cuenta que un ciclo promedio de un giro de pala por pase es ?? segundos, el ciclo de la pala sería$ @iclo de (ala = >.> x ??F = 9I9.>F : G; = ?.;6>F (or lo tanto$ !mero de camiones = 9?.I6F $ ?.;6>F M 9 = >.>GI (or consiguiente se necesitarán G camiones para atender una pala traba)ando en estéril.
"n la misma forma como *emos calculado el perfil A+B se calcula el perfil AB y A@B para remover el material de lixiviación y mineral indicado en el problema. "n esa forma para el caso AB en una longitud de acarreo de ?,>;; metros con levante de ?; metros se tendrían velocidades de acarreo de 9H.? E(8 y 66.G (E8 para el acarreo y retorno respectivamente y los tiempos parciales resultantes serian como sigue$ a% tiempo de acarreo
=
:.96F
b% tiempo de regreso
=
>.<
c% tiempo de cuadrada botadero = d% tiempo de volteo carga =
;.<>F
e% tiempo cuadrada a pala
=
iempo @iclo @amión
;.>F
;.>F
= 9G.GHX
(ara determinar el n!mero de unidades de acarreo necesarias para cubrir una pala que traba)a en material de lixiviación con distancia de acarreo de ?,>;; metros, aplicando la formula respectiva encontramos que$ !mero camiones = 9G.G : ?.;6> M 9 = G.>;; (or lo tanto se requiere < camiones para atender al material de lixiviación por cada pala que se asigna a esta tarea. 4imilarmente, para calcular el numero de unidades de transporte necesario para cada pala asignada al movimiento de mineral, sobre una vía de 6,:;; metros con levante de 6> metros a una pendiente de ; grados a ?;F encontramos que el tiempo total del ciclo del camión es de
9?.H% encontramos que$ !mero de @amiones = 9?.H : ?.;6> M 9 = >.H>6 (or lo tanto se requiere > camiones para atender la producción requerida de mineral dentro del programa anual propuesto por pala en estéril. +l *acer el calculo de numero de unidades de excavación necesarias para remover las >:FG>;,;; @+ se encontró que seria I palas de 9> yds?. la producción promedio anual de una pala de este tama#o, por a#o, en ?;G días de traba)o a 6H *oras por día. @+ >:G>;;;;
Días ?;G
8oras
:
6H
28 W (4 I966.6<<
=
@2(8 <.< 9;>H.IH
: : = ? La producción anual de una pala de 9> yds en$ ?;G días% por 6H *oras por día% es = H = 6 F9;;,;;; @ de estéril se necesitarán programar$ >69;;;;; : <;,;;;$ ?;>;;;; : <
"sto indica que en la programación anual de equipo *abrá de considerarse ;.?: de la programación anual de una pala ó sea H meses y ? semanas en un a#o dedicada exclusivamente a la remoción de material lixiviación. omando la parte de remoción correspondiente de mineral para tratamiento o sea HF>;;,;;; @ con capacidad de pala supuesta como anteriormente, se requerirían$ H>;;;;; : <I palas W a#o "sto indica que en la programación anual de equipo de excavación *abrá de considerarse a.>I de la capacidad anual de una unidad de excavación de 9> yds ? o sea < meses dedicada a la remoción de mineral para tratamiento. 4umando lo necesario de equipo de excavación para las tres actividades indicadas, llegamos a la conclusión que el programa anual de asignación de equipo para remover las >:FG>;,;;;@+ seria como sigue$ "n estéril$
G.
"n lixiviación
;.?: palas W a#o
"n mineral$
;.>I palas W a#o
otal (rograma +nual$
<.<
palas W a#o
@omo podremos notar esta cifra es coincidente con lo estimado en el calculo efectuado que anotamos en la pagina > W 9G.
;. SELECCIÓN DE EQUIPOS AU
Dentro de los equipos auxiliares, se tienen los AbulldozersB o com!nmente denominados tractores, existiendo los montados sobre orugas o sobre llantas que son bastante utilizados en el minado superficial o minado subterráneo mecanizado. La capacidad *oraria de un AbulldozerB se determina por la siguiente fórmula$ @8 = ?G;; x @l x ' x β x α 2 τ x Ud Donde$ @8 = @apacidad *oraria del AbulldozeB, m?2*r. @l
= @apacidad del lampón, determinado por$
@l = 8 x b x L 2 6 Donde$ 8 = +ltura del lampón. b = 8 cotg θ. θ = +ngulo de reposo del material H>N 3 G;N%
H
θ
'
=
'endimiento de operación I; K%. Ud
= @oeficiente de desgarramiento del suelo ;.> W 9%, el mayor
&alor para terrenos rocosos, el menor valor para terrenos sueltos. = @oeficiente que toma en cuenta la pendiente de traba)o del
β
equipo. &er @uadro N 9:%. = @oeficiente que considera las pérdidas de materiales durante
α
su desplazamiento α = l 3 σ.d σ = ;.;;I W ;.;H, mayor valor para terrenos sueltos y secos% d = distancia de transporte.
= @iclo total de duración.
E+e,%l&.4e desea movilizar el material disparado en un banco de un ta)o abierto, el terreno es suelto y semi *!medo, la distancia promedio de desplazamiento es de ?; metros. @alcular la capacidad *oraria del AbulldozerB. +L+ O ;6 &+L5'"4 D"L @5"/P@P"" β
DP4+@P+ "''"5 0'+DP"" 0'+DP"" ("DP"" 8Y 9; K 3% 6; K 3% 9; K M% 9> 9.;; 9.I; 6.>; ;.G; ?; ;.G; 9.9; 9.G; ;.?< G> ;.?; ;.G; ;.:; ;.9I 9;; ;.6; ;.?G ;.>> ;.96
D*&' T=c!ic&'.ulldozer D
= 9.9> m.
L
= 6.9; m.
d
= ?;.;; m.
@iclo operativo.3 &elocidad de acarreo$
G Um2*r.
@ambio de velocidad$ &elocidad de retorno$
I sg. 96 Um2*r
Qbicación para inicio de empu)e$
9I sg.
: sg. > sg.
C*lc$l& "e l* c*%*ci"*" "el l*,%!.@l = 9.9> x ;.I9 x 6.9; 2 6 b = 9.9> @otg >>N = ;.I9% @l = ;.:I m?.
Determinación de α α
= 9 W ;.;9 x ?; = ;.<;
Determinación de la capacidad *oraria. @8 = ?G;; x ;.:I x ;.I; x ;.G; x ;.<; 2 H; x ;.<> @8 = ?:.>9 m?.
