“AÑO DE LA INVERSION POR EL DESARROLLO RURAL Y LA SEGURIDAD ALIMENTARIA”

UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA

PROEDUNP - SULLANA

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

Tema:LHD – Perfil Bajo

Curso: Maquinaria y Transporte Minero

Docente: Ing. Glicérido Taype

Alumno:Katherine Panta Tello

Sullana, 05 de Diciembre del 2013.

Página 1

INDICE

RESUMEN 03

CAPITULO I 06

- Objetivos 06

- Justificación 07

CAPITULO II:

- Antecedentes 09

- Bases Teóricas o Bases Sustantivas 09

- Operaciones Unitarias de la Minería Subterránea 14

CAPITULO III

- Contenido del Trabajo 16

- Cargador De Bajo Perfil – Lhd 20

CAPITULO IV

- Conclusiones 35

- Recomendación 36

BIBLIOGRAFIA 37

ANEXOS 38

RESUMEN

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CRITERIOS DE SELECCIÓN DE MAQUINA PARA LA MINERIA

SUBTERRANEA

Luego de producido el arranque de la roca de la corteza terrestre en el interior

de la mina, sea esta destinada a la planta de tratamiento o al depósito de

desmonte se procede a la etapa de acarreo. Si bien hay minas subterráneas

que siguen utilizando equipos sobre rieles, el estándar actual en las

operaciones mineras que emplean tecnología de punta es el cargador frontal

de bajo perfil popularmente conocido como Scoop, Loader o LHD (Load, Haul,

Dump) ya sea solo o en combinación con camiones volquetes. A esta

tecnología se le conoce como “Minería sin rieles” o “Trackless Mining”.

Los primeros LHD que se utilizaron en el Perú fueron las llamadas palas Cavo

(autocargadoras) desarrolladas por Atlas Copco en la década de 1960. Eran

estas máquinas sobre llantas accionadas por aire comprimido que trabajaban

cautivas en los tajeos y poseían una cuchara y una tolva. Ya en la década de

1970 empezaron a popularizarse los scooptrams desarrollados por la firma

Wagner (posteriormente adquirida por Atlas Copco) introducidos en el país por

Sermac, empresa liderada por el Ing. Robert Dickson de los cuales se derivan

los actuales cargadores subterráneos. Además de Wagner, se tuvo la

presencia de otras importantes marcas como Jarvis Clark, Eimco, France

Loader, Toro, hoy todas ellas integradas y de propiedad del gigante sueco

Sandvik. En los últimos años ha aparecido con mucho éxito en el mercado

peruano la marca Elphinstone de procedencia australiana propiedad de

Caterpillar.

Hasta hace poco, el cargador subterráneo mas popular en el Perú era el de

3.5yd3, en la actualidad lo es el de 6yd3. Si bien se sigue utilizando en el medio

minero la capacidad estándar de cuchara para denominar a los diferentes

modelos de cargadores subterráneos, lo importante a la hora de seleccionar el

cargador subterráneo es la capacidad de acarreo (tramming capacity)

expresada en toneladas de roca que es capaz de transportar en un viaje y la

cuchara es diseñada para un volumen compatible con esta capacidad en

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función al peso específico de la roca, el esponjamiento de esta al ser

fragmentada y el factor de llenado de la cuchara que se espera obtener. La

experiencia demuestra que muchas veces estos tres factores no son bien

estimados y resultamos con máquinas que trabajan sobrecargadas con

detrimento en su vida operativa debido a desgaste prematuro y mayores costos

de mantenimiento, o bien operan por debajo de su capacidad de diseño

requiriendo de mas viajes para mover una determinada cantidad de roca y por

ende haciéndolo a un mayor costo.

Evolución Tecnológica

El rango actual de modelos varía entre 1yd3 y 15yd3 de capacidad y la

selección depende de la compatibilización entre la cantidad de frentes de

trabajos simultáneos que tengo y las dimensiones de las galerías y cruceros

que puedo excavar económicamente. Así, en minería de veta angosta no es

posible por razones económicas contar con excavaciones de mas de 10m2 de

sección y se utilizan equipos de pequeña dimensión, en tanto en la gran

minería subterránea (caso de Cobriza por ejemplo) es posible superar los 20

m2 y utilizar máquinas de gran capacidad. En la mediana minería es común

encontrar galerías y cruceros de 4x4 m que permiten el uso de cargadores

subterráneos de tamaño intermedio. Otra diferencia estriba en el uso de

máquinas accionadas por motores diesel o por motores eléctricos. En la

actualidad predominan los equipos accionados por motores diesel debido a la

mayor flexibilidad que tienen para desplazarse, pero por razones tanto

ambientales como de costo operativo la tendencia a futuro parece ser hacia

equipos eléctricos o híbridos o bien operados con hidrógeno.

Las últimas innovaciones tecnológicas que encontramos en el mercado son las

de los equipos teleoperados, caso de la mina “El Teniente” en Chile por

ejemplo, en la cual las máquinas son operadas desde la superficie. Se ha

mejorado mucho la ergonomía en los modelos recientes que no son

teleoperados, las máquinas que pudimos observar en la reciente exposición

minera de las Vegas mostraban espaciosas cabinas, ya no solo techos

protectores, y con excelente visibilidad hacia delante y hacia atrás, protección

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contra el polvo y el ruido excesivo y muy buena iluminación, sistema

automático de cambios para facilitar al operador el concentrase en la carga o

descarga y en la conducción del vehículo. Los nuevos sistemas hidráulicos son

del tipo sensible a la carga que mediante dos bombas del tipo variable

trabajando al unísono, proveen el flujo y la presión exactos requeridos con el

consiguiente ahorro en energía y menor desgaste de los componentes

hidráulicos. Las distancias típicas de acarreo varían entre los 50 y los 400m

cuando la descarga es en echaderos en tanto para descargar en camiones

volquetes, es usual una distancia de alrededor de 100m. Otro factor importante

en el diseño de los cargadores subterráneos es la fuerza de rompimiento o

“breakout force”, esta es la que le permite ingresar en la ruma de roca y llenar

la cuchara de una sola vez sin esfuerzo excesivo. También es importante

compatibilizar la capacidad del cargador subterráneo con la de los camiones

volquetes con los que ha de trabajar, lo usual es que pueda llenar la tolva de

estos en tres o cuatro pases. Finalmente debemos considerar el factor altura,

cuanto mayor sea esta, mayor será la perdida de potencia del motor diesel, por

lo que en la mayoría de minas peruanas se emplean motores de mayor

capacidad al del modelo estándar diseñado por el fabricante.

1.CAPITULO I:

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1.1.Objetivos

El principal objetivo que se persigue con este proyecto es ofrecer una

síntesis lo más científica posible sobre la minería, que es el ámbito

geográfico donde se encuentran desde la antigüedad hasta nuestros

días. Esto supone contar con diversos especialistas, desde la

prehistoria hasta la historia contemporánea, a fin de poder abarcar

todos los períodos.

Un segundo objetivo que nos planteamos con este trabajo será la

realización de una gran carta o mapa arqueológico donde aparezcan

reflejadas todas las huellas que la minería ha dejado en nuestra tierra.

Para ello se aprovecharan los datos obtenidos por el Proyecto

Peñalosa y los datos publicados y otros autores para la minería

industrial.

Otro dato importante, sobre todo para épocas antiguas, que queremos

valorar es el papel de la mujer en las explotaciones no solo mineras

sino sobre todo metalúrgicas. Desde una perspectiva de la

arqueología de género intentaremos analizar no solo el rol femenino

sino también, por ejemplo, el papel desempeñado por los niños en

estos trabajos mineros.

En paralelo con la investigación de la minería extractiva otro objetivo

de este proyecto será estudiar todo el proceso de manufactura

metalúrgica posterior a la obtención del mineral.

Por último, es nuestra intención transformar todo el conjunto de datos

obtenidos en este proyecto en una monografía que refleje el papel de

la minería y de las tierras giennenses en el desarrollo histórico del sur

peninsular.

1.2.Justificaciones de la Investigación

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En las minas de roca dura, la extracción se realiza mediante

perforación y voladura. Primero se realizan orificios con perforadoras

de aire comprimido o hidráulicas. Luego se insertan barrenos en los orificios

y se provoca una explosión para fracturar la roca. Se carga la roca volada

hasta galerías de gran inclinación, por que la roca cae hacia un pozo de

acceso. Se la carga en unos contenedores llamados cucharones y se la

retira de la mina.

Distintos elementos constitutivos de una mina subterránea.

Si la explotación se va a realizar a cotas inferiores del terreno base,

entonces el acceso a las labores se realizará por un pozo (shaft) o

una rampa (decline spiral, decline). Los pozos cumplen

diversas funciones, entre otras permitir el acceso

y salida del personal de mina, la ventilación de las labores

mediante inyección de aire desde la superficie, y por supuesto,

el transporte del material extraído a la superficie. Las rampas por

su parte han ido ganando adeptos con gran velocidad en

la minería moderna. Estas permiten el acceso directo a la mina de

material rodado, lo que facilita las labores de transporte de mineral.

Dentro de la mina tenemos las galerías, que pueden ser en

dirección (de la masa mineralizada; drifts) o perpendiculares a

ésta, esto es, transversales (cross-cuts).

La conexión entre los distintos niveles de una mina se realiza por

pozos inclinados (raise, hacia arriba; winze, hacia abajo), que

sirven para el trasvase de mineral y movimiento del personal.

Tendremos niveles de producción, y por debajo de éstos, de

transporte de mineral.

Entre los equipos más comunes están los minadores (miners), las

perforadoras tipo Jumbo, los equipos de transporte tipo LHD (load-

haul-dump: carga-transporte-descarga), etc.

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Distintos elementos constitutivos de una mina subterránea.

 Métodos más comunes de minería subterránea

o Hundimiento por subniveles (sublevel stoping) es

el método indicado para cuerpos mineralizados con fuerte

buzamiento (normalmente filones). El ancho de galería puede o

no coincidir con el del cuerpo mineralizado. El disparo (pega) se

prepara mediante perforaciones verticales en malla.

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CAPITULO II:

2.1. ANTECEDENTES:

Un LHD (por el ingles Load Haul Dump) es una de las

maquinarias mas usada en la mineria subterranea, ya que es parte

integral del proceso productivo de una mina, porque se encarga de

transportar el material recién dinamitado a los buzones de vaciado. Los

principales fabricantes de estas maquinas son CAT, SANDVIK y Atlas

Copco.

Además, es una de las máquinas de minería que se simulan en

empresas como Simumak y que sirven para practicar la conducción

antes de enfrentarse a la inseguridad del ambiente de la mina.

2.2. BASES TEORICAS O TEORIA SUSTANTIVAS:

o Hundimiento por subniveles (sublevel stoping). La última

voladura de roca se realizó en el subnivel superior. La

próxima será en el inferior. Note el diagrama radial de

disparo.

La mejora en los sistemas de perforación permitió alcanzar

distancias cada vez mayores (30 o más metros), lo que a su vez

posibilitó la implementación del método longhole stoping, para

cuerpos mineralizados de gran potencia y fuerte buzamiento. Este

método permite generar cámaras de hasta 50 m de altura (más

que la altura de la Facultad de Ciencias Geológicas: UCM). A

diferencia del método de hundimiento por subniveles, aquí se

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saca una tajada completa del cuerpo a la vez. El disparo se

realiza perforando desde varios subniveles, en abanico o en

diagrama radial.

o Longhole stoping. Note el diagrama de disparo en abanico

desde dos galerías.

Cámaras y pilares (room and pillar) se utiliza en cuerpos

horizontales o con poco buzamiento (mantos). Se dejan pilares de

roca para sostener el techo de la cámara. Estos pueden disponerse

de una manera regular (room and pillar s.s.) o irregular (casual

pillars, o room and pillar s.l.).

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o Método de cámaras y pilares (room and pillar). En este caso

los pilares siguen un espaciado regular.

Almacenamiento de zafras (shrinkage stoping) se utiliza

en cuerpos con fuerte buzamiento (filones), que presentan un

encajante que necesita soporte. A medida que

avanza el stoping hacia arriba se va sacando material por debajo.

o Almacenamiento de zafras (shrinkage stoping). A medida que

se avanza hacia arriba, se va extrayendo el mineral arrancado

por abajo.

Cámaras con relleno (cut and fill) opera con

un sistema similar al de almacenamiento de zafras, con la

diferencia substancial que el relleno no se realiza con el mismo

mineral arrancado, sino con materiales que son traídos desde

afuera, por ejemplo, limos o arenas. También pueden utilizarse a

estos efectos los estériles de la planta de flotación, lo cual tiene

innumerables ventajas ambientales. El método de entibación

cuadrada (square set stoping) es muy laborioso y hoy en día

prácticamente no se emplea. Es similar al proceso de cámaras

con relleno, pero además utiliza un esqueleto (entramado) de

cuadros rectangulares.

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o Cámaras con relleno (cut and fill). A diferencia del método

anterior, el relleno se Hundimiento de bloques (block caving)

resulta ideal en cuerpos irregulares de grandes dimensiones

como son los yacimientos tipo pórfido cuprífero. El requisito

técnico es que la roca a hundir sea fácilmente fragmentable.

Existen tres niveles principales: de hundimiento, de troceo

(grizzlies) y de transporte.

o Hundimiento de bloques (block caving), diagrama 3D. Cada

bloque puede tener dimensiones en el orden de 20 a 50 m de

lado en la base y más de 80 en la vertical.

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Hundimiento por pisos (sublevel caving) es utilizado

cuando la roca no es fácilmente fragmentable. En cierta manera

recuerda al método de sublevel stoping con la salvedad de que

las paredes son el mismo cuerpo mineralizado, y éstas se hacen

colapsar.

o Pisos de hundimiento (sublevel caving), esquema general.

Un túnel es una obra subterránea de carácter lineal cuyo

objeto es la comunicación de dos puntos, para realizar el transporte

de personas, materiales entre otras cosas. Normalmente es artificial.

Los túneles se construyen excavando en el terreno,

manualmente o con máquinas. Los sistemas habituales de

excavación subterránea son medios mecánicos, voladuras y manual:

Los medios mecánicos mediante minador puntual (rozadora),

minador a Seccion completa o TBM (Tunnel Boring Machine) o

con maquinaria convencional (martillo picador, excavadora...)

Perforación y voladura mediante explosivsos.

Manual, método derivado de la minería clásica del carbón de las

cuencas asturianas, en el que los operarios pican con martillo

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neumático la sección a excavar y otra partida de obreros

desescombran manual o semi-manualmente.

Un pozo es un orificio o túnel vertical perforado en la tierra,

hasta una profundidad suficiente para alcanzar lo que se busca,

normalmente una reserva de agua subterránea (originalmente)

del nivel freático o materias como el petróleo (pozo petrolífero).

Generalmente de forma cilíndrica, se suele tomar la precaución

de asegurar sus paredes con piedra, cemento o madera para

evitar su derrumbe.

2.3.OPERACIONES UNITARIAS DE LA

MINERÍA SUBETRRÁNEA

Las operaciones unitarias que se realizan durante la

extracción del mineral son: arranque, cargue, sostenimiento,

transporte y descargue. Enseguida se ofrece una

breve descripción de cada una de ellas.

OPERACIÓN DESCRIPCIÓN

ARRANQUE

Se utilizan métodos como el barreteo, la perforación y

voladura, y las máquinas cortadoras.

El barreteo es un método manual en el que un trabajador

extrae el carbón con la ayuda de un pico o barreta, con un

rendimiento muy bajo y muy costoso.

Las perforaciones se realizan a 1m o 1.5 m, distribuidas

de acuerdo con un patrón definido y se cargan los

explosivos para detonarlos posteriomente con una

secuencia predeterminada. De esta manera se arranca el

carbón o se afloja para extraerlo con mayor facilidad.

El método de máquinas cortadoras no se utiliza en el pais

por los elevados costos de inversión pero es conveniente

cuando se requiere mantener altos volumenes

de producción.

CARGUE Se efectúa manualmente con palas, o con máquinas cargo-

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transportadoras como la "Shutle Car".

SOSTENIMIENTO

Tiene como propósito evitar que las excavaciones se

derrumben o se cierren por efecto de las presiones internas

del macizo rocoso. Se puede utilizar madera, para el

entibamiento, o soportes mecánicos o hidráulicos.

TRANSPORTE

El transporte consiste en la movilización del mineral desde

el frente de trabajo hasta la superficie para lo cual se

emplean métodos manuales: cubetas empujadas,

malacates o métodos más eficientes como pequeños trenes.

DESCARGUE

Una vez el carbón llega a superficie es necesario

descargarlo, usualmente en una tolva acondicionada para

transferirlo a las volquetas, o vehículos similares, que lo

llevarán a su destino.

 

CAPITULO III:

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3.1 CONTENIDO DEL TRABAJO:

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

• Cargar camiones, piques y piso

• Existen LHD Diesel y eléctricos

Estructura

Motor : potencia

Convertidor de torque

Transmisión

Frenos

Dirección

Servicios hidráulicos

Sistema hidráulico general

Cabina del operador

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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 mar

Temperatura

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

Tipo: eléctrico o diesel?.

Depende de los requerimientos y experiencia práctica

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Especificaciones de equipos LHD

LHD: eléctrico o Diesel?

ITEM LHD Diesel LHD eléctrico

Flexibilidad Flexibles y fáciles 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 producción

Limita el acceso a las zonas de trabajo

Se limita el uso de las unidades a otras tareas lo que es bueno

Reducción secundaria

Se puede realizar reducción secundaria detrás de

Se debe tener cuidado con los cables eléctricos

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

Página 18

las maquinas

Ventilación Requieren de aire fresco en la frente

Operan bajo mínimos requerimientos de aire

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 de poder posibilitando el apagado del equipo en condiciones de emergencia.

Otros  䦋㌌㏒㧀좈琰茞 ᓀ㵂 Ü

Carga mejor

Alta disponibilidad

Menor costo capital

Silencioso

Mas frió

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)

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3.1.1. CARGADOR DE BAJO PERFIL – LHD R1300G

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ITEM ELEMENTOA Bastidor.B Neumático delantero izquierdo.C Luces delanterasD Cucharón y varillajeE Neumático delantero derecho.F Cilindro de la dirección.G Botella de lava parabrisas.H Tanque hidráulicoI Traba del bastidor de la dirección.J Neumático trasero derechoK Filtro de aíre.L Motor.M Tanque de combustible.N Depósito de lubricación automática.O Controles a nivel del sueloP Radiador.Q Luces traseras.R Tren de fuerza.S Neumático trasero izquierdo.T Ventanas.

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ITEM DESCRIPCIÓN

1 Respiradero del eje delantero 2 Rejilla del tubo de llenado de aceite

hidráulico 3 Filtros de aceite hidráulico 4 Rejilla magnética de la transmisión 5 Rejilla de succión eje posterior 6 Respiradero del eje trasero 7 Rejilla de succión del convertidor de

torque 8 Filtro secundario de combustible 9 Respiradero del cárter del motor 10 Filtro de llenado sistema de lubricación

automática 11 Filtro del sistema de lubricación

automática 12 Rejilla del tubo de llenado del tanque

de combustible 13 Filtro primario de combustible 14 Filtro de aceite del motor 15 Rejilla de succión eje delantero 16 Filtro del presurizador de la cabina 17 Filtro aire de retorno de la cabina 18 Filtro de aceite eje posterior 19 Filtro de aceite de la transmisión 20 Filtro de aceite eje delantero 21 Filtros de aire del motor

TREN DE POTENCIA:

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MOTOR

Modelo 3306 Cat DITA (SWIRL)

Vueltas del motor 2.200 rpm

Potencia bruta SAE J1995 182 hp / 136 kW

Potencia neta SAE J1349 160 hp / 119 kW

Calibre 105 mm

Carrera 127 mm

Cilindrada 6.600 cm3

ESPECIFICACIONES EN ORDEN DE TRABAJO

Carga útil nominal 6.800 kgPeso en orden de trabajo 27.750 kg

Carga límite en equilibrio estático 20.575 kgFuerza de desprendimiento 12.020 kg

PESOS

Vacío 20.950 kgEje delantero 8.160 kg

Eje trasero 12.970 kgCon carga 27.750 kg

Eje delantero 18.634 kgEje trasero 9.116 kg

CAPACIDADES DE LOS BALDES (CUCHARONES)

Capacidad del balde estándar 3.1 m3Ancho del balde 2.200 mm

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Capacidad de balde - Opción 1 2.4 m3Capacidad de balde - Opción 2 2.5 m3Capacidad de balde - Opción 3 2.8 m3Capacidad de balde - Opción 4 3.4 m3

TIEMPO DE CICLO HIDRAULICO

Subida 5.0 segundosDecarga 2.0 segundos

Bajada libre 2.3 segundosTiempo total 9.3 segundos

DIMENSIONES DE GIRO

Radio de giro exterior 5.741 mmOscilación del eje 10º

Angulo de articulación 42.5º

 TRANSMISION

Avance 1 5.3 km / hora

Avance 2 10.1 km / hora

Avance 3 18.1 km / hora

Avance 4 26.1 km / hora

Retroceso 1 4.9 km / hora

Retroceso 2 9.2 km / hora

Retroceso 3 16.4 km / hora

Retroceso 4 25.9 km / hora

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Disposición general LHD

Disposición del LHD en el diseño y ángulo de la estocada

Página 25

Dimensiones típicas LHD

Dimensiones para distintos tamaños de equipos Largo Estocada

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

0 5 10 15 20 25 30

Capacidad del LHD (toneladas)

Min

imo

la

rgo

de

es

toc

ad

a (

m)

Página 26

Ancho/alto

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)

Página 27

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.

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• Calculo de rendimiento Equipos LHD

Datos de entrada:

• Capacidad del balde, Cb: depende del equipo

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

• Esponjamiento e (depende de la fragmentación)

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

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

producción

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

• Velocidad equipo vacío, Vc: equipo

• 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

o Rendimiento LHD

o Numero de ciclos por hora

Ciclos/hora

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Nc=60T 1+T 2+T 3+T 4

Rendimiento horario

o Tonelada/hora

• Rendimiento LHD-camión

Datos de entrada:

• Capacidad del balde, Cb

• Capacidad del camión, Cc

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

• Esponjamiento e

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

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

• Velocidad cargado,Vc

• Velocidad equipo vacío, Vc

• Tiempo de carga, T1 (min.)

• Tiempo de descarga, T2 (min.)

• Tiempo viaje equipo, T3 (min.)

• Tiempo de maniobras T4, (min.)

Rendimiento LHD-camión

Capacidad LHD

Numero de ciclos para llenar el camión

Numero de paladas

Factor llenado camión

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Reffectivo=Nc⋅Cb⋅Fll⋅ρ

(1+ε )

CLHD=CbF ll ρ

(1+ε )

Ncamion=CcC LHD

NP=entero (CcC LHD )F ll=

NP⋅CLHDCC

Rendimiento LHD-n camiones

Se requiere saturar al LHD, por lo tanto:

• n = numero de camiones para saturar al equipo

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

carga.

Costos Sistema LHD

Costo mano de obra

Costos operación

o Consumo combustible

-Consumo de insumos (cuchara, neumáticos, lubricantes)

Costos adquisición

o Equipo

o Vida útil

Costos mantención y reparación

Mantenciones menores

Mantenciones mayores

Costo operación = costo operación + costo mantención y reparación +

costo mano de obra

Página 31

T llenado−camion=Ncamion (T1+T2+T3+T 4 )

T llenado(n−1)camiones=N camion(n−1)(T 1+T 2+T 3+T 4 )

n≥C LHD(T camion )

Cc (T1+T2+T3+T 4 )+1

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 LHD

• 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 obtenida

en otras áreas de la ingeniería (robótica) para aquellas tareas más

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 Dump (Australia), LKAB (Suecia)

Automatización de LHD

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

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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-

autónomos

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• 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.

• Sistema de Conducción: controla los movimientos del equipo

• Sistema de navegación: hace un profile de la galería para crear

un cuerpo en tres dimensiones

Caso estudio- PIPA NORTE EL Teniente

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CAPITULO IV:

4.1. CONCLUCIONES:

En conclusión podemos obtener que los equipos LHD. Son muy necesario en el ámbito de minería subterránea por que nos brinda más de lo demostrado en el trabajo si no que también debe tener y cumplir con los requerimientos como son:

o Iluminación.

o Estado de las pistas de rodado (derrame de carga, impacto en

componentes mecánicos, impacto sobre el operador, disminución de velocidad, desgaste de neumáticos que deberían durar 2000-2500 horas según catálogo 3000 horas y puede bajar a 1800 horas).

o Área de carguío (debe tener piso firme para que no se entierre el

balde y no genere esfuerzos que puedan dañar el equipo, por ejemplo al cilindro central de volteo).

o Granulometría del material a cargar (colpas muy grandes

disminuyen factor de llenado).

o Vías de tránsito y tráfico.

o Áreas de carga y descarga.

o Ventilación (polvo y falta de oxígeno).

o Altura sobre el nivel del mar (se pierde 1% de potencia cada 100

metros a partir de los 300 metros sobre el nivel del mar. Para alturas superiores a 1.500 msnm se adicionan turbos).

o Temperatura (cada 2 °C en ascenso se pierde 1% de potencia a

partir de los 20 °C).

o Interferencias con otras operaciones mineras, tales como

largadura y tronadura secundaria.

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4.2. RECOMENDACIONES

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

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)

Índices Operacionales.

Disponibilidad Física deberá ser superioral 85%.

Utilización no deberá bajar del 50%, entre 50 y 60% es aceptable, sobre el 60% es ideal.

Datos Operacionales Un LHDde8yd3cuestaalrededordelosUS$270.000, lo que significa un

costo deposición de 80545 US$/año, su vida útil se estima en 5años, el costo horario fluctúa entre los 35a50US$/hora.

Un equipo Toro 400D, obtuvo valores de disponibilidad física superiores al 90% en el primer año de operación, su vida útil se estima en 20000 horas considerando un Over haul realizado a las 15000 horas de operación.

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BIBLIOGRAFIA

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

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ANEXOS

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