CAPITULO IV CONTROL DE OPERACIONES MINERAS Y CALCULO DE NECESIDAD DE EQUIPOS 4.1 Indices de operación (ASARCO)
R = UNIDADES DE PRODUCCIÓN PROMEDIO UNIDAD DE TIEMPO EFECTIVO DE OPERACIÓN
4.2 Cálculos de necesidades de equipos en mina a cielo abierto
de donde se aplica su función, el medio ambiente, condiciones físicas del equipo y por las técnicas de su utilización.
Con estos índices podemos llevar un control en el transcurso de la vida de cualquier equipo, debemos tener en claro que por sí solos cada índice no representa una herramienta útil para dar solución a problemas o detectar causas de problemas, sino que en conjunto deberán analizarse para poder enfocar cualquier tipo de investigación al respecto, y el éxito de ello dependerá directamente de la calidad de la información obtenida para el cálculo de cada uno de ellos, es decir solo nos serán de utilidad si es que han sido medidos con claridad, comprobablidad, constancia y responsabilidad, es la única manera para que la implementación de este sistema de control en una faena tenga buenos resultados.
4.2 Cálculos de necesidades de equipos en mina a cielo abierto
Definida la vida útil de la explotación y los movimientos de materiales a realizar durante ese tiempo, tenemos determinado el ritmo de explotación de la mina y con ello el rendimiento exigido por nuestra faena, por lo tanto tenemos nuestro punto de partida para la definición de las actividades a realizar para cumplir con dicho rendimiento. 4.2.1.-Palas Mecánicas
Los factores que afectan el rendimiento de las palas mecánicas son: Altura de trabajo de los bancos de explotación
Ritmo de explotación que se llevara en el interior de la mina
Granulometría, peso especifico, espacio de maniobra envergadura de proyecto.
Figura 4.2.- Altura de la pila HB = Altura del banco
Lo = Altura del material quebrado
Lo Hb
Lo = HB+ ( 3 a 5 mts)
Donde
CD = Capacidad de cuchara del equipo de carguio (Pala) Luego al despejar
Figura 4.3.- Grafico de relación cargador altura
Otro criterio es el mostrado en la figura 6.2 , tanto para palas como para cargadores frontales. Ahora la capacidad de la cuchara teorico es:
Donde
DLL = Delta de llenado ó grado de relleno cuchara pala, los cuales puede tener los siguientes valores :
0.9 - 0.8 granulometría Buena 0.7 - 0.6 granulometría Regular < 0.5.0 granulometría mala 4.2.1.1.-Ritmo de produccion
Sea : Tc = Tiempo de carguio Tvc = Tiempo de viaje con carga TD = Tiempo de carguio Tc = Tiempo de viaje vacío
CD = L o - 18 Yd 3 1.8
CD Teórico = CD * DLL
El tiempo de ciclo es el tiempo que demora una pala en cargar su cuchara, viajar con ella hacia un equipo ( camión) y retorna al punto de carguío.
Si el tiempo de ciclo es muy grande implica una disminución de la productividad y lo contrario si el tiempo de ciclo es corto.
Algunos de los factores que condicionan el ritmo de producción son : Destreza operador
Angulo de giro de la pala
Altura optima pila después de la tronadura Acceso pila de material
OBSERVACION:
Existen dos metodologías para evaluar el tiempo de ciclo : Método practico ( toma de tiempo)
Método teórico ( James y Russell)
4.2.1.2.-Velocidad de maniobra de la pala ( vm )
Donde
VM = Velocidad de maniobra de la pala [ Baladas / Hr] Kg = Factor de giro de la pala:
< 1.0 Cuando ángulo giro >90 = 1.0 Cuando ángulo giro =90 >1.0 Cuando ángulo giro >90
La velocidad de maniobra corresponde al ritmo de trabajo que lleva una pala mecánica por hora efectiva. Esta velocidad es sensible al tiempo de ciclo de trabajo de la pala y al ángulo de giro.
4.2.1.3.-Carga horaria para una pala ( qh )
Donde
Vc = Volumen cuchara en mt3
VM = Velocidad de maniobra para [ Baldadas / Hra]
VM = 3.600 * Kg [ BALDADAS ] Tc HRS
Despejando de la ecuación anterior de velocidad de maniobra, se tiene:
4.2.1.4.-Rendimiento horario ( rh )
Donde
De = Densidad Esponjada [ Tons/ mt3 ] 4.2.1.5.-Rendimiento por turno ( rt )
Donde
RH = Rendimiento horario
N = Numero de horas / turno ( 8- 12 hrs).
ƒt = Factor de utilización turno o horas efectivas de trabajo de un turno descontando los tiempos de entrada , salida y colación.
ƒd = Factor de disponibilidad o horas de disponibilidad de un equipo descontando horas de mantención programación y panas inesperadas.
4.2.2.-Camiones
Características :
a. Marca existentes en la minería nacional:
Minas a Cielo Abierto de bajo perfil ( HB = 5-10 mts) Camiones de 0 a 100 tons
Minas a Cielo Abierto de gran perfil ( HB= 10 - 12 mts) Camiones de 120 a 240 tons
Marcas : - Euclid - Caterpillar - Wabco - Lectra Hauld - Terex
b. Geometría de los camiones Ancho del camión Îancho del Banco Largo del camión Î espacio de maniobra Altura del camión ÎVisibilidad de la huella
Camiones pueden transitar por terrenos escarpados con pendientes de 2% a 12% Facilidad de desplazamiento por zonas curvas
QH = 3600 * Kg * Vc T ciclo
RH = QH * De [ Tons/ Hra. ]
Por el tamaño de la tolva del camión, no interesa en mayor grado la granulometría del material a transportar ( estéril o mineral)
Luz del camión con respecto al piso ( 50-80 cm) Angulo de giro de la tolva del camión ( 45-50 grado) Desventajas de los Camiones:
1. Mantenimiento de huellas; regadío constante, diseño de huellas, limpieza constante de huellas, problemas de seguridad.
2. Consumo de Neumáticos ( 6-8 meses de vida útil) 3. Exige diseño de rampa para pasar de un Banco a otro
4. Eventual adiestramiento del operador y del equipo de mantención
4.2.2.1.- Determinacion de la productividad de los camiones (p)
Donde
Cm = Capacidad del camión ponderada por un grado de relleno
La capacidad real del camión estará dada por:
Donde :
Cm* = Capacidad de relleno del camión (ejemplo 120 tons)
DLL = Grado de relleno que depende de la granulometria (resultado de la tronadura) 0.90 -0.75 para granulometría buena
0.75 -0.60 para granulometría regular Cm = Capacidad Real.
4.2.2.2.-Tiempo de Ciclo Camiones
En forma paralela para lo definido en tiempo de ciclo para palas; se tiene P = 3600- Cm ( ton/hr)
Tciclo
Cm= Cm* * DLL
Este Tiempo de ciclo tiene el carácter de variable aleatoria y depende de: Velocidad de transito con carga ( 20-40 Km/hr)
Velocidad de transito vacío ( 40-50 Km/hr)
Perfil de la mina: longitudes de los tramos pendientes de los tramos. Peso especifico del material
Condiciones de trafico y transito
En otras palabras, el Tciclo para camiones se puede definir;
Tcilo : Tiempo carguio + tiempo viaje cargado a los puntos de descarga ( Chancado, Botadero, Stock) + retorno vacío a la pala + maniobra en la pala y en la descarga
Observación:
Tiempo de ciclo de los camiones admite un estudio estadístico, es posible en algunas operaciones a cielo abierto se observe en el carguio un tiempo de espera, este tiempo dependerá de la asignación dinámica de camiones a palas
4.2.2.3.- Calculo de los tiempos 1 Tiempo de Carguío (TC ) Depende de:
Tiempo ciclo trabajo de la pala ( Tciclo pala)
Número de ciclo a ejecutar por la pala para cargar un camión (Nc)
Pero
2.-Tiempo de viaje con carga:
V = Distancia Î Tiempo = Distancia Tiempo Velocidad Tvc = D1 + D2 + …...+ Dn V1 V2 Tvc = Di ( seg ) Vi Donde:
Vi = Velocidad con carga para cada tramo del perfil de transporte. TC = Tciclo pala * Nc
Nc = Capacidad del camión ( ton) Capacidad cuchara pala ( ton)
3 Tiempo de viaje vacío ( Tvv)
Tvv = Di ( seg) Vi *
Donde
Vi * = Velocidad sin carga para cada tramo del perfil de transporte. 4 Tiempo de Descarga (TD)
Donde:
TD * = Tiempo neto de descarga 5 Otros Tiempos
Tiempos de Espera
Tiempo por condiciones de trafico OBSERVACIONES:
Este tiempo ciclo estimado de la forma indicada es valido tanto para el transporte de mineral como estéril.
A este tiempo de ciclo debe sumarse un tiempo por condiciones de trafico y transito.
Tanto en el carguío como en la descarga, se debe considerar los respectivos tiempos de espera y aculatamiento.
4.2.3.-Perforacion
En el caso de la perforación tendremos que diseñar la malla de perforación, la cual podrá estar definida como un global en el caso de no discriminar sectores específicos de la explotación, o podrá definirse una malla particular para cada caso existente (mineral, estéril, sectores conflictivos, pre corte, bancos dobles, etc.). Recordemos que sobre la base del tipo de roca a perforar determinaremos el tipo de perforación más adecuada.
Cualquiera sea la situación necesitamos definir: 1.- Diámetro de perforación.
2.- Burden.
3.- Espaciamiento entre tiros.
4.- Disposición espacial relativa de los tiros. 5.- Ángulo de inclinación de los tiros.
6.- Largo de perforación (altura de banco + pasadura).
Definido el diámetro deberá determinarse (bajo criterios teóricos y/o empíricos) el burden y espaciamiento. Además debemos determinar la disposición espacial de los tiros, con lo cual quedará definida nuestra malla de perforación.
Definido lo anterior más la longitud de los tiros, se podrá determinar el tonelaje a mover involucrado en la operación de perforación, siendo:
Tt = Tonelaje a remover por cada tiro (toneladas)
B = Burden (metros)
E = Espaciamiento (metros)
H = Altura de Banco (metros)
P = Pasadura (metros)
= Densidad de la Roca (toneladas/m3)
Tmb = Tonelaje a remover por metro barrenado (toneladas)
Tap = Tonelaje a remover por área sometida a Perforación (toneladas) T = Tonelaje total por período (toneladas)
Tenemos que:
Tt = B x E x H x (ton)
Con lo cual podremos obtener índices como: Tmb = Tt / (H + P) (ton/mb)
Tap = Tt / (B x E) (ton/m2)
con lo cual podremos tener una aproximación de:
Número de tiros necesarios por período, para cumplir con el programa de explotación de la mina (tiros o perforaciones):
Nt = T / Tt (tiros)
Metros barrenados requeridos por período, para cumplir con el ritmo de explotación de la mina (metros barrenados):
Mbt = T / Tmb (mb)
Área sometida a la perforación por período (metros cuadrados): Asp = T / Tap (m2)
Para calcular el rendimiento de un equipo de perforación tendremos que determinar: DFp = Disponibilidad física del equipo de perforación (%).
UTp = Utilización del equipo de perforación (%). FOp = Factor operacional del equipo de perforación (%).
FR = Factor de Roca (%), que castiga la velocidad de perforación en función de la dificultad operacional que impone la roca.
TDp = Turnos a trabajar por día en perforación (turnos/día). HTp = Horas trabajadas por turno en perforación (horas).
VP = Velocidad de perforación instantánea del equipo (mb/hora), determinada por catálogo. Con estos datos se procede al cálculo del rendimiento del equipo de la siguiente manera:
Velocidad real de Perforación:
VPr = VP x FR x DFp x UTp x FOp x 10-8 (mb/hra)
Rendimiento por Turno: MbT = VPr x HTp (mb/turno)
Rendimiento por Día: MbD = MbT x TDp (mb/día)
Definiendo los días a trabajar por período en perforación como DPp, se tiene que el número de equipos requeridos para cumplir con la producción es:
Nº Equipos = Mbt / (MbD x DPp)
Resultado con el cual se realizará un análisis criterioso que permita definir un número entero de equipos para la operación (lo que incluye a los equipos de reserva). Dependiendo del equipo a utilizar tendrá que realizarse el dimensionamiento de equipos auxiliares de perforación necesarios (compresores, remolcadores, grupos electrógenos, etc.).
4.2.4.-Tronadura
En el caso de la tronadura tendremos que definir la envergadura de nuestra tronadura, es decir la cantidad de tonelaje a remover por tronadura y la frecuencia con que esta tarea será realizada.
Para esto definiremos:
TT = Tonelaje total a remover por tronada (toneladas) T = Tonelaje total a remover por período (toneladas)
de lo cual podremos calcular nuestra frecuencia de tronaduras como: FT = T / TT (tron/período)
o puede darse el caso que tengamos definido primero la frecuencia de tronaduras y debamos calcular el tonelaje a remover por tronada como:
TT = FT / T (ton/tron)
Con TT definido, debemos determinar las características de nuestra tronadura, lo cual se logra conociendo: Φ = Diámetro del tiro (metros).Φ
L = Longitud total del tiro perforado (metros).
Tac = Taco (metros).
Lce = Longitud de la columna explosiva (metros).
Vce = Volumen de la columna explosiva (metros cúbicos).
Dce = Densidad equivalente del explosivo a utilizar en la columna referida a ANFO normal (Gramos/m3).
Cex = Carga explosiva por tiro (gramos)
FCt = Factor de carga del tiro (gramos por tonelada ligado a un tiro) Con esto obtenemos:
Lce = L - Tac (m)
Vce = Φ x (Φ/2)2 x Lce (m3)
Cex = Vce x Dce (gr) FCt = Cex / Tt (gr/ton)
Con esto tenemos el factor de carga de un tiro particular, el cual no necesariamente representa el factor de carga total de material a tronar (FCT), ya que dentro de un mismo volumen a remover en el polvorazo (tronadura) pueden existir tiros con mayor o menor factor de carga individual, por lo que para definir el factor de carga de la tronada, será necesario sumar los valores de las “cargas individuales” de cada tiro y dividirlas por el tonelaje total a remover en la tronada.
FCT = (ΦCexi) / TT (grs/ton)
Teniendo el valor del factor de carga, se puede estimar las cantidades totales de explosivos a utilizar por período y con ello determinar las características del suministro de explosivos (cantidades, frecuencia, almacenamiento, etc.).
Otro aspecto importante que deberá considerarse en el diseño de tronaduras, es la cantidad y características de los accesorios de tronadura y el diseño del amarre, con lo cual quedará totalmente definida la operación unitaria. Esto último estará sujeto a las condiciones en que se realicen las tareas de tronadura, pudiendo variar en función de las necesidades de la operación.
Dentro de algunas consideraciones especiales para tronadura secundaria, se puede mencionar la necesidad de definir las características del material que será considerado como sobre tamaño (colpas o bolones) y la frecuencia de aparición de estas, sobre la base de estudios en terreno o experiencias de otras faenas. Este punto es relevante cuando dicha frecuencia es alta, ya que la tronadura secundaria incrementa los costos globales de tronadura.