Equipos de carguío-transporte-vaciado

MI57G Manejo de materiales y ventilación de minas

Profesor: Raúl Castro

Contenidos

SISTEMAS DE CARGUIO – TRANSPORTE-VACIADO Sistema LHD

Descripción sistema Calculo de rendimientos y costos Diseño de flota de equipos Automatización de equipos LHD

Cargadores frontales Descripción Calculo de rendimientos y costos

Concepto es cargar-transportar y descargar

Especialmente diseñado para trabajar en minería subterránea:

•Pequeños radios de giro

•Pequeño Ancho y alto

•Gran capacidad de tolva (pala)

•Buena velocidad de desplazamiento

•Descargar camiones, piques y piso

•Existen LHD Diesel y eléctricos

Balde

Horquilla

Pluma

Cabina Operador motor

Estructura

Motor : potencia Convertidor de torque Transmisión Frenos Dirección Servicios hidráulicos Sistema hidráulico general Cabina del operador

Factores que afectan el rendimiento

Iluminación Visibilidad Estado de carpeta de rodado Condiciones del área de carguío Condiciones del área de descarga Factor humano Granulometría del mineral a cargar Perdidas de Potencia

Altura sobre el nivel del marTemperatura

Selección de LHD El tamaño del LHD es función del layout posible.

Estabilidad Recuperación Productividad: no solo esta relacionado con el

tamaño del equipo, considerar distancia al pique de traspaso

Fragmentación esperada

Tipo: eléctrico o diesel?. Depende de los requerimientos y experiencia práctica

Especificaciones de equipos LHD

Tipo de LHD Largo Ancho Radio giro Capacidad cargamm mm mm kg

TamrockMicro-100 4597 1050 3191 1000EJC 61 5486 1448 3734 2727TORO 151 6970 1480 4730 3500EJC 100 D 7341 1702 5004 4540EJC 130 D 8407 1930 5511 5897TORO 301 8620 2100 5780 6200EJC 210 D 9957 2718 6553 9545TORO 400 9252 2440 6590 9600TORO 450 10003 2700 6537 12000TORO 1250 10508 2700 6672 12500TORO 1400 10508 2700 6887 14000TORO 650 11410 3000 7180 15000TORO 2500E 14011 3900 9440 25000Elphinstone1500 9195 2482 6400 90001700 10640 2720 6680 120002800 10697 3048 7390 16200WagnerHST-1A 5283 1219 3505 1361ST-2D 6593 1651 4700 3629ST - 3.5 8223 1956 5465 6000ST-1000 8530 2040 5800 10000ST-6C 9490 2610 6320 9525ST-7.5Z 9800 2590 12272ST-8B 10287 2769 7010 13608ST-15Z 12396 3404 8443 20412

LHD: eléctrico o Diesel?

ITEM LHD Diesel LHD eléctrico

Flexibilidad Flexibles y faciles de mover no solo para cambiar el equipo en un nivel sino para usarlo en otras actividades como limpieza de calles y barro

Están limitados a la zona de producciónLimita el acceso a las zonas de trabajoSe limita el uso de las unidades a otras tareas lo que es bueno

Reducción secundaria Se puede realizar reducción secundaria detrás de las maquinas

Se debe tener cuidado con los cables eléctricos

Ventilación Requieren de aire fresco en la frente

Operan bajo mínimos requerimientos de aire se debe considerar polvo

Automatización •Es posible automatizar estos equipos.•No se pueden hacer conexiones con barreras de seguridad eléctricas

•Es posible automatizar estos equipos.•Se pueden hacer conexiones con barreras de seguridad eléctricas y la unidad que permite el apagado del equipo en condiciones de emergencia.

Otros Carga mejorAlta disponibilidadMenor costo capitalSilenciosoMas frío

Consideraciones para elegir el tamaño del LHD Estabilidad: el tamaño de labores se

determina por el área máxima que puede ser expuesta sin soporte durante la etapa de desarrollo

Se deben considerar las dimensiones según legislación minera

Se debe considerar la ruta por la cual el equipo será introducido a la mina

Recomendaciones prácticas

Ancho galería: ancho del equipo + 1.5 (m)

Altura galería: altura del equipo + 1.3 (m)

Largo estocada (visera – centro calle): altura tunel + largo de la maquina

Radio de curva (para velocidades adecuadas) : 2.5 * (IR + OR)/2

IR: radio de curva interno (m)

OR: radio de curva externo (m)

Disposición general LHD

Disposición del LHD en el diseño y ángulo de la estocada

Ejemplo:

radio de giro de 10 m

Largo requerido:

11 m desde el eje de la calle

A mayor ángulo el pilar mayor en mas ancho. Posible efecto en recuperación

PE

Dimensiones típicas LHD

Dimensiones para distintos tamaños de equipos

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

0 5 10 15 20 25 30

Capacidad del LHD (toneladas)

Min

imo

larg

o d

e e

sto

ca

da

(m

)

0

1

2

3

4

5

6

0 5 10 15 20 25 30

Capacidad del LHD (toneladas)

An

ch

o d

e la

ga

lerí

a (

m)

0

1

2

3

4

5

6

0 5 10 15 20 25 30

Capacidad del LHD (toneladas)

Alt

o d

e la

ga

lerí

a (

m)

Largo EstocadaAncho/alto

Calculo de rendimiento Equipos LHDDatos de entrada:

•Capacidad del balde, Cb: depende del equipo

•Densidad in situ de la roca, : (2,7 t/m3 típicamente)

•Esponjamiento (depende de la fragmentación)

•Factor de llenado del balde Fll (0,7-0,8)

•Distancia cargado-Distancia vacio, Di, Dv (metros): layout del nivel de producción

•Velocidad cargado,Vc: equipo, carga, seguridad, radio de giro

•Velocidad equipo vacio, Vc: equipo, visibilidad operador

•Tiempo de carga, T1 (min): equipo y operador

•Tiempo de descarga, T2 (min): layout

•Tiempo viaje equipo, T3 (min): layout-velocidad del equipo

•Tiempo de maniobras T4, (min): operador- layout

Rendimiento LHD

4321

60

TTTTNc

Numero de ciclos por hora

Rendimiento horario

)1(

llbeffectivo

FCNcR

Ciclos/hora

Tonelada/hora

Rendimiento LHD-camiónDatos de entrada:

•Capacidad del balde, Cb

•Capacidad del camion, Cc

•Densidad in situ de la roca, : (2,7 t/m3 típicamente)

•Esponjamiento

•Factor de llenado del balde Fll (0,7-0,8)

•Distancia cargado-Distancia vacio, Di, Dv (metros)

•Velocidad cargado,Vc

•Velocidad equipo vacio, Vc

•Tiempo de carga, T1 (min)

•Tiempo de descarga, T2 (min)

•Tiempo viaje equipo, T3 (min)

•Tiempo de maniobras T4, (min)

Rendimiento LHD-camión

C

LHDll

LHD

LHDcamion

llbLHD

C

CNPF

C

CcenteroNP

C

CcN

FCC

)1(

Numero de ciclos para llenar el camión

Capacidad LHD

Numero de paladas

Factor llenado camión

)( 4321 TTTTNT camioncamionllenado

Rendimiento LHD-n camiones

))(1( 4321)1( TTTTnNT camioncamionesnllenado

Se requiere saturar al LHD, por lo tanto:

1)(

)(

4321

TTTTCc

TCn camionLHD

n = numero de camiones para saturar al equipo

T camión = Tiempo de viaje del camión no incluyendo el tiempo de carga

Costos Sistema LHDCosto mano de obra

Costos operación

-Consumo combustible

-Consumo de insumos (cuchara, neumáticos, lubricantes)

Costos adquisición

•Equipo

•Vida útil

Costos mantención y reparación

Mantenciones menores

Mantenciones mayores

Costo operación = costo operación + costo mantención y reparación + costo mano de obra

Operación de LHDs

Automatizado: toda la operación la realiza el software y hardware

Semi-autónomo: el carguío lo realiza el operador (telecomando) mientras que la ruta se hace de forma autónoma.

Tele-comandado: toda la operación la realiza el operador desde una estación de control

Manual: un operador controla el equipo en todas sus labores.

Hoy en día la mayor parte de las operaciones ocupa operación manual.

Automatización de LHDs

•Minas que buscan alta productividad o tienen escasez de personal especializado buscan automatizar sus actividades subterráneas.

•En Chile se busca productividad y competencia (e.g. Mina El Teniente ,Codelco)

•La automatización esta basados en tecnología de punta obtenido en otras áreas de la ingeniería (robótica) para aquellas tareas mas bien repetitivas.

•Equipos son operados desde una sala de comando por medio de software y hardware especializado. Un operador puede operar varias maquinas (hasta 3 se han provado) de manera eficiente.

•Esta mas bien en el área de pruebas las que se han realizado en algunas sectores de minas de la gran minería como lo son El Teniente (Chile), Olimpic Dam (Australia), LKAB (Suecia)

Automatización de LHDs Por reducción secundaria y bolones se ha adoptado por equipos semi-autónomos en las

operaciones. El tiempo de ciclo puede alcanzar un 30% menor El costo de adquisición de la automatización es de un 40% mayor que una manual Un operador puede operar hasta tres equipos. Cambio turno 5 minutos Se requiere mano de obra especializada: en el taller mecánico se necesita un ing. Eléctrico. Costos de servicio y piezas es menor en equipos semi-autónomos Desgaste de neumáticos es menor en equipos semi-autónomos Costos de cuchara/ consumo de combustible/ consumo de lubricantes y aceites igual que el

equipo operado manualmente. Un operador puede aprender a manejar el equipo en días mientras lo que en operación

manual puede tomar meses. La zona en que trabaja el equipo se debe aislar por medio de puertas o sensores (sistema de

tags) La maquina se apaga si encuentra un obstáculo pero los sistemas actuales no pueden

detectar personas o mas allá de 20 metros.

Sistema de navegación y Sala de control de LHD: equipos semi-autonomos

Sistema de Conducción: controla los movimientos del equipo

Sistema de navegación: hace un profile de la galería para crear un cuerpo en tres dimensiones

El equipo es guiado la primera vez y aprende la ruta y las velocidades de carga/descarga.

El equipo de detiene a unos metros de la pila y del punto de descarga donde el operador realiza las actividades.

Este sistema requiere de redes y se están probando/desarrollando sistemas de traspaso de información inalámbricas.

UNDERCUT LEVEL

PRODUCTION LEVEL

JAW CRUSHER ROOMSTORAGE BIN

BELT COVEYOR LEVEL

TENIENTE 8 RAILWAY

OP 17 HW

OP 18

OFFICES & FACILITIES

Caso estudio- PIPA NORTE EL Teniente

Ejemplos de operación equipos semi autonomos

Pipa Norte – El Teniente (Chile) Olimpic Dam– BHP Australia

Panel Caving Sub Level Stoping

PRODUCTIVITY AUTOMATED LHD

02040

6080

100120

140160180

to 15_Jun to 30 Jun to 15 Jul to 31 Jul to 15 Aug

time

tph

LHD's semiautomáticos Unidad Prom. Mín Máx

Tonnage/bucket ton 13,6 10,1 17,5Buckets/h. Nº 7 4 14Speed Km./h 7 0 13Tramming distance m 260 175 360

Ref: International Caving Study II

Sistema de restricción a sectores en producción

Electric Safety Lock

Zone Status Lights

Photocell

LHD eléctricos- protección de cables

Los cables eléctricos deben ser reparados y tienen una vida util de 375 horas (148-738).

La vida del cable depende de:

•Area de trabajo: protección del cable, agua, derrames de rocas.

•Mecanismo del carrete del cable

•Cables requieren de mantencion: recauchaje, testeo de corrientes, etc

Referencias

Laubscher 2000, Horizontal LHD layouts en Block Caving Manual, JKMRC, Universidad de Queensland.

LeFeaux, 1997. Apuntes de carguío y transporte. Universidad de Chile.

Jakola, R., Ward, R., Martin K. Rapid LHD advance using laser guidance and 3D vision systems for block-cave mining applications. MassMin2004, p. 665.

ICSII. International Caving Study

Cargadores frontales

•Los cargadores frontales son equipos de carguío diseñados para “cargar” material quebrado

•Son equipos que operan sobre neumáticos y son Diesel por lo que tienen autonomía y buen rendimiento.

•Sirven no solo para carguío sino para tareas de apoyo (servicios)

•No solo se ocupan en minería subterránea sino en minería a cielo abierto, canteras, forestal, construcción entre otros.

•Para subterránea estos equipos han sido diseñados mas bajos y con articulación central a fin de obtener menores radios de giro.

•Tienen la cabina del operador en el centro, y este opera mirando hacia el frente del equipo

•Son de menor costo de adquisición que el scoop pero tiene un menor rendimiento y requiere de mayores secciones en las labores.

CARGADORES FRONTALES

Cargadores frontales

Volvo L150E

New Holland W200

Cargadores frontalesVolvo L120E

Caterpillar 966H

Dimensiones de cargadores

L

D

Dt Da

A1A2

A3

45º

A6

Capacidad: Colmado 1-5,3 m3•Al ras 0,8-4,4 m3•A5 Ancho de cuchara 2,3-3,3 m•A3 Despejo de descarga a levante máximo 2,5-3,7 m•A6 Alcance a levante máximo 1-1,6 mAlcance con brazos horizontales y cuchara a nivel *-3,3 mProfundidad de excavación 0,9-1,4 m•L Largo total 5,9-9,6 m•A2 Alto total a levantamiento máximo 4,2-6,5 m•R Radio de giro medio 5,2-7,9 m•A1 Altura de viaje máxima 3-3,9 m•Altura al pasador con levante máximo 3,3-4,74 m• -Profundidad máxima de excavación 0,11-0,06 m•Dt Distancia centro de la máquina al eje trasero 1,17-1,77 m•Da Distancia centro de la máquina al eje delantero 1,17-1,76 m•D Distancia entre ejes 2,34-3,53 m

Cargadores Frontales- especificaciones y costos de adquisiciónCapacidades [Ton.] Medidas [mt.] Radios de giro [mt.] Motorizacion.

Alturas

Equipo Especificación Cuchara Carga útil Peso bruto Peso Máx. Largo Ancho MaximaCabina -piso Volteo Pasador Interior Exterior Cilindrada [L] Potencia [Hp] RPM USD sin IVA

VOLVO Cargador frontal 3,8 m3 dientes 7,7 17,43 25,13 8,87 2,95 5,94 3,58 4,8 4,34 3,8 7,37 12 384 1700 283.500

L150E brazo estandar. segmentados 6,46 (*)

VOLVO Cargador frontal 2,9 m3 roquera 6,4 14,3 20,7 8,38 2,68 5,7 3,36 4,61 4,11 3,06 6,45 7,1 241 1500 201.700

L120E brazo estandar. diente obtuso 4,93 (*)

N. Holland Cargador frontal 3,2 m3 5,88 10,97 16,85 7,71 3,01 5,26 3,32 4,4 3,9 NE 5,97 8,3 197 2200 155.250

W200 brazo estandar. de dientes rectos 5,44 (*)

Caterpillar Cargador frontal 3,5 m3 diente ? 23,69 9,2 3,3 6,1 3,6 4,8 4,2 NE NE 11,1 283 1700 302.000

966H brazo estandar. largo y segmento 5,95 (*)

JCB Cargador frontal 3,5 m3 dientes ? 20,3 8 2,9 5,3 3,4 4,3 3,8 3,18 6,55 8,3 161 2000 159.500

456 ZX brazo estandar. segmentados 5,95 (*)

John Deere Cargador frontal 3,5 m3 dientes ? 23,35 8,55 3,01 NE 3,5 4,8 4,2 NE NE 12,5 265 2000 254.100

744 J brazo estandar. segmentados 5,95 (*)

Rendimiento Cargador Frontal

4321

60

TTTTNc

Numero de ciclos por hora

Rendimiento horario

)1(

llbeffectivo

FCNcR

Ciclos/hora

Tonelada/hora

))(1( 4321)1( TTTTnNT camioncamionesnllenado

Se requiere saturar al cargador, por lo tanto:

1)(

)(

4321

arg

TTTTCc

TCn camionadorc

Este calculo es útil también cuando se calculan los camiones destinados a remover marina de los desarrollos

Costos Sistema Cargador Frontal o LHDCosto mano de obra

Costos operación

-Consumo combustible

-Consumo de insumos (cuchara, neumáticos)

Costos adquisición

•Equipo

•Vida útil

Costos mantención y reparación

Mantenciones menores

Mantenciones mayores

Costo operación = costo operación + costo mantención y reparación + costo mano de obra

Ejemplo de aplicación: determinación de flota y costos de operación cargador frontal

Se tiene una mina que sera explotada por medio de SLS a un ritmo de producción de 2000 tpd.

Determinar el equipo a utilizar y costos de carguío si la distancia media medida desde el caserón al punto de vaciado es de 50 metros. Realice un análisis para distintas opciones de capacidad de equipos de 3,8 , 3,5 y 3,9 m3 y concluya sobre la mejor opción tecnica-economica.

Hint: suponga que el layout considera superficie plana y utilize el principio de menor Costo Anual Equivalente CAUE para su elección

Solución

1. Determinar los tiempos de ciclo

2. Determinar la flota para cada opción

3. Determinar los costos de operación y adquisición

4. Determinar el CAUE para cada opción y elegir la que da un menor costo actualizado medio.

1. Determinar tiempos de ciclo, rendimientos y flota requerida

Estimación rendimiento cargador frontalEstimación Rendimiento Cargador 3.8 m3 Estimación Rendimiento Cargador 3.5 m3 Estimación Rendimiento Cargador 2.9 m3T Ciclo Cargador= T Carga + T acarreo + T Descarga + T retorno T Ciclo Cargador= T Carga + T acarreo + T Descarga + T retorno T Ciclo Cargador= T Carga + T acarreo + T Descarga + T retorno

T Carga 1,5 min T Carga 1,5 min T Carga 1,5 minT Descarga 0,5 min T Descarga 0,5 min T Descarga 0,5 min

Tiempo acarreo Tiempo acarreo Tiempo acarreovelocidad cargado 8 km/hr velocidad cargado 8 km/hr velocidad cargado 8 km/hrvelocidad retorno 12 km/hr velocidad retorno 12 km/hr velocidad retorno 12 km/hrdistancia media 50 m distancia media 50 m distancia media 50 mtiempo acarreo 0,375 min tiempo acarreo 0,375 min tiempo acarreo 0,375 mintiempo retorno 0,25 min tiempo retorno 0,25 min tiempo retorno 0,25 mintiempo viaje 0,625 min tiempo viaje 0,625 min tiempo viaje 0,625 mintiempo total 2,625 min tiempo total 2,625 min tiempo total 2,625 min

Capacidad 3,80 m3 Capacidad 3,50 m3 Capacidad 2,90 m3densidad 1,7 T/m3 densidad 1,7 T/m3 densidad 1,7 T/m3factor de llenado 0,85 factor de llenado 0,85 factor de llenado 0,90Carga Cargador / ciclo 5,49 Ton/Ciclo Carga Cargador / ciclo 5,06 Ton/Ciclo Carga Cargador / ciclo 4,44 Ton/CicloRendimiento Efectivo 126 Ton/hr Rendimiento Efectivo 116 Ton/hr Rendimiento Efectivo 101 Ton/hrUtilización 0,9 Utilización 0,9 Utilización 0,9Factor operacional 0,8 Factor operacional 0,8 Factor operacional 0,8Rendimiento Cargador 90 Tons/Hr Rendimiento Cargador 83 Tons/dia Rendimiento Cargador 73 Tons/diaNumero de equipos 0,92 Numero de equipos 1,001 Numero de equipos 1,14Numero practico de equipos 1 Numero practico de equipos 2 Numero practico de equipos 2

2. Determinar costos de operaciónCosto Operación Equipo de Carguío US$/hr 3,8 m3 3,5 m3 2,9 m3Combustible US$/hr 22,4 17,6 14,4Lubricantes US$/hr 0,41 0,4 0,41Neumaticos US$/hr 6,0 6,0 6,0Mantencion/ Reparación US$/hr 8,9 8,9 8,9Subtotal Costo Operación US$/hr 37,7 32,9 29,7

Valor Equipo CIF US$ 283.500 250000 202.000Vida horas 21600 21600,0 21600Valor Inversion US$/hr 13,13 11,6 9,35Intereses US$/hr 0,13 0,1 0,09Costos de Adquisicion US$/hr 13,26 11,7 9,45

ResumenSubtotal Costo operación US/hr 37,7 32,9 29,7Total Costo Operación Equipo US$/hr 37,7 44,6 39,2Rendimiento Equipo Carguio Ton/hr 125,5 115,6 101,4Total Costo Equipo US$/ton 0,30 0,4 0,39

Operadores 3 1 1Costo Por Operador US$/mes 900 900,0 900Producción Ton/mes 50000 50000 50000Mano de Obra US$/ton 0,05 0,02 0,02

Total Costo Operación Cargador Frontal US$/ton 0,35 0,40 0,40

Precio combustible = 0,8 US$/l

3. Determinar CAUE para cada opción

Donde Van es el van de costos de la alternativa

CAUE = VANCAUE = VANCOSTOSCOSTOS(N, 1) (N, 1) r (1+r)r (1+r)NN

(1+r)(1+r)N N -1-1

Calculo de CAUECosto anual uniforme equivalente (CAUE) 3.8 yd3

0 1 2 3año 0 2008 2009 2010Producción 0 600000 600000 600000Costo operación 0 212677 212677 212677Depreciación 0 94500 94500 94500Flujo costos antes de impuestos 0 307177 307177 307177Impuesto 0 46076 46076 46076Flujo Costos despues de impuestos 0 355600 355600 355600Inversion 283500 0 0 0Flujo Costos 283500 355600 355600 355600tasa de descuento 11%n 3 añosVAN Costos 1.350.300,16 US$CAUE 552.560 US$

Costo anual uniforme equivalente (CAUE) 3.5 yd3

0 1 2 3año 0 2008 2009 2010Producción 0 600000 600000 600000Costo operación 0 242289 242289 242289Depreciación 0 166667 166667 166667Flujo costos antes de impuestos 0 408956 408956 408956Impuesto 0 61343 61343 61343Flujo Costos despues de impuestos 0 514279 514279 514279Inversion 500000 0 0 0Flujo Costos 500000 514279 514279 514279tasa de descuento 11%n 3 añosVAN Costos 2.042.837,18 US$CAUE 835.956 US$

Costo anual uniforme equivalente (CAUE) 2.9 yd3

0 1 2 3año 0 2008 2009 2010Producción 0 600000 600000 600000Costo operación 0 242452 242452 242452Depreciación 0 134667 166667 166667Flujo costos antes de impuestos 0 377119 409119 409119Impuesto 0 56568 61368 61368Flujo Costos despues de impuestos 0 455217 514417 514417Inversion 404000 0 0 0Flujo Costos 404000 455217 514417 514417tasa de descuento 11%n 3 añosVAN Costos 1.888.052,30 US$CAUE 772616 US$