10.8.- Cálculos para Scooptram 1. Capacidad real de cuchara CRC = (volumen cuchara * p.e. * fll)/fe Dónde: CRC = Capacidad real de la cuchara; TMS Volumen cuchara = Volumen o capacidad de la cuchara, dado por el fabricante; m3 p.e. = Peso específico del mineral; adimensional fll = Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de la máquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0,5 a 0,8 fe = Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios vacíos entre trozos; está dado por el p.e., grado de fragmentación, humedad, etc. Oscila entre 1,1 a 2,5. 2. Eficiencia mecánica EM = (h.p. - (M + R)) * 100/(h.p. - M) Dónde: EM = Porcentaje de tiempo que toma en brindarle mantenimiento y/o reparación al equipo durante las horas programadas. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización de tiempo para el mantenimiento y/o reparaciónmecánico y/o eléctrico. h.p. = Horas programadas para el trabajo del equipo. Sde obtioene del Reprte del Operador. M = Mantenimiento o tiempo de reajustes en general del equipo. Se obtiene del reporte del operador adjunto. R = Reparación o tiempo de reparaciones en general, tanto mecánica como eléctricamente. Se obtiene del reporte del operador. 3. Disponibilidad física DF = (h.n.o. * 100)/h.p. Dónde: DF = Porcentaje de tiempo de real producción en las horas programadas por el uso físico del equipo. h.n.o. = Horas netas de operación (horas en producción del reporte del operador), que resulta de dismninuirle los tiempos de mantenimiento, reparación, servicios y refrigerio.. 4. Eficiencia de operación EO = (h.p. - (S + r + M + R)) * 100/ (h.p. - (S + r) Dónde: EO = Porcentaje de utilización durante las horas programadas por los tiempos indicados y que se obtiene del reporte del operador. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización del equipo considerando los tiempos de servicios, refrigerio, mantenimiento y reparación. S = Servicios r = Refrigerio M = Mantenimiento
R = Reparación 5. Fuerza de tracción necesaria FTN = (Rg + Rr) * (Wv + Wm) Dónde: FTN = Fuerza de tracción necesaria o fuerza que debe desarrollar un vehículo para realizar determinado trabajo en gradiente positiva y con su carga; kg Rg = Resistencia de la gradiente, que por convención es 10 kg/ton por cada 1% de pendiente de la rampa. Rr = Resistencia de la vía o de la rodadura, que depende del estado de conservación de la vía. Buena 30 kg/ton Aceptable 40 kg/ton 6. Viajes por hora NV/hora = (60 min/hora * DF)/min/ciclo 7. Producción por hora Prod/hora = (CRC * NV/hora) * DF; TM 8. Producción por mes Prod/mes = Prod/hora * h.n.o. * gdia/día * días/mes; TM
Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Volumen de la cuchara LHD 1,68m3 Peso específico de mineral 1,85 Factor de llenado 0,9 Factor de esponjamiento 1,3 Horas programadas 8 * Mantenimiento 0,5 * Reparación 1,75 horas * Horas netas de operación (horas de producción) 3,33 * Gradiente 1,5% Resistencia de la vía o rodadura, Aceptable Peso del vehículo (volquete) 10 Ton Peso del material cargado por volquete 13 Ton Tipo de piso, Tierra compacta Ciclo del LHD, 4 minutos Hallar los 13 datos desarrollados. * Tomados del Reporte del Operador Solución: 1. CRC = (1,68 * 1,85 * 0,9)/1,3 2. EM = (8 - (0,50 + 1,75) * 100/(8 - 0,50) 3. DF = 3,33 * 100/8
= 2,15 TMS = 76,67% = 41,63%
Es necesario poner atención al hecho real que las horas netas de operación (h.n.o) son muy reducidas dentro de la guardia, por el tiempo que tomó efectuar las reparación y la falta de mineral. 4. EO = (8-(0.24 + 0,67 + 0,50 + 1,75) * 100/(8 - (0.24 + 0,67) 5. FTN = ((10 * 1,5) + 40) * (10 + 13) 6. NV/hora = (60 * 0.4163)/4 7. Prod/hora = 2,15 * 6,25 8. Prod/mes = 13,44 * 3,33 * 2 * 26
= 68,27 % = 1 265 kg = 6,25 = 13, 44 TMS/hora = 2 327 TMS
9.- Tiempo de transporte con carga o vacío = Distancia de recorrido/velocidad media; m/min Dónde : Distancia de recorrido = Es la distancia física de recorrido por el LHD desde la zona de carguío hasta la de descarguío. Esta distancia puede variar de una guardia a otra y aún en la misma guardia; m Velocidad media = La que desarrolla el LHD durante el transporte del material fragmentado. Los fabricantes fijan las velocidades de los LHD teniendo en cuenta la gradiente, el
traslado con carga o vacío, etc. Generalmente, para gradiente positiva estas velocidades oscilan entre 70 y 150 m/min y para gradiente negativa entre 100 y 180 m/min. En cada mina y aún en cada labor debe determinarse las velocidades medias de estos vehiculos. 10.- Tiempo por ciclo = Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga, descarga, transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar) 11.- Tiempo de limpieza por guardia = TM a extraer/producción por hora neta; horas Ejercicio: Un LHD de 2.50 yd³ debe cargar, transportar y descargar el material de un frente de rampa que inició su avance, durante 2.00 horas programadas, con los siguientes parámetros: Distancia de recorrido 32.16 m (2.16 m de avance real de perforación/disparo y 30 m de distancia del frente de limpieza al botadero) Tiempo de carguío 0.42 min Tiempo de descarguío 0.18 min Velocidad con carga 133 m/min Velocidad sin carga 167 m/min Tiempo de estacionamientos 1 min/ciclo Disponibilidad Física (DF) 72 % y datos de REPORTE DE OPERADOR Factor de llenado 0.8 Factor de esponjamiento 1.6 Peso específico 2.4 Tonelaje a limpiar por guardia 78.80 TM Hallar TIEMPO DE LIMPIEZA POR GUARDIA y analizar sus resultados, considerando que se trabajará en 2 guardias por día, con un avance efectivo de 2.16 metros por disparo y por guardia y que la rampa tendrá una longitud final de 452 metros efectivos (no se considera los cruceros a preparar para el almacenamiento provisional, si fuera necesario). Solución: Tiempo de transporte con carga = 32.16 m/133 m/min Tiempo de transporte sin carga = 32.16 m/167 m/min Capacidad real de la cuchara = (2.5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.4 * 0.80)/1.6 Tiempo por ciclo = 0.42 + 0.24 + 1.00 + 0.18 + 0.19 NV/hora = (60 min/hora/ 2.03 min/ciclo) * 0.72 Producción/hora = 2.29 TM/cuchara * 21.28 viajes/hora Tiempo de limpieza = 78.80 TM/gdia/48.73 TM/hora
= 0.24 min = 0.19 min = 2.29 TM/cuchara = 2.03 min/ciclo = 21.28 viajes/hora = 48.73 TM/hora = 1.61 horas
Como quiera que se ha programado 2 horas para la limpieza del mineral roto del frente disparado, y que el tiempo de limpieza es de 1.16 horas, se requiere sólo del 58 % del tiempo programado. Siguiendo este procedimiento, se adjunta un Cuadro de Cálculos para diferentes distancias, hasta 452 m de avance de la rampa (482 metros incluyendo distancia frente de limpieza-botadero) CALCULOS DE LIMPIEZA – TRANSPORTE DEL FRENTE DE RAMPA Distancia frente limpieza-bocamina; m 2.16 40 90 200 300 400 452 Distancia frente limpieza a botadero; m 32.16 70 120 230 330 430 482 Velocidad con carga; m/min 133 133 133 133 133 133 133 Tiempo de transporte con carga; min 0.24 0.53 0.90 1.73 2.48 3.23 3.62 Velocidad sin carga; m/min 167 167 167 167 167 167 167 Tiempo de transporte sin carga; min 0.19 0.42 0.72 1.38 1.98 2.58 2.89 Tiempo/ciclo; min/ciclo 2.03 2.55 3.22 4.71 6.06 7.41 8.11 Viaje/hora 21.28 16.94 13.42 9.18 7.13 5.82 5.33 Producción/hora; TM 48.73 38.79 30.73 21.02 16.33 13.33 12.21 Tiempo de limpieza por disparo; hora 1.61 2.03 2.56 3.75 4.83 5.91 6.45 . Comentario: Al haberse programado 2 horas de limpieza-transporte, este LHD cumplirá su objetivo hasta un avance de rampa de 110 metros desde el frente de disparo hasta el botadero. En tiempo significa: 110 m/4.32 m/dia de avance real = 25.46 días efectivos de trabajo. A partir de esta longitud de avance de rampa (110 metros) o después del 25.46 avo dia de trabajo efectivo, se deberá optar por: 1) Incrementar (duplicar) el tiempo de trabajo del LHD trabajando inclusive por etapas a fin de no retrazar los períodos de perforación-voladura. Esta alternativa podría ser viable hasta un avance aproximado de 350 metros de avance de rampa. Considerar necesariamente los problemas de ventilación que ello ocasionaría. 2) Incrementar el número de LHD de igual capacidad, haciéndolos trabajar por etapas (en serie) y aún en sobretiempos. Considerar los problemas de ventilación que conllevaría esta alternativa. 3) Cambiar por un LHD de mayor capacidad (yd3), lo que conllevaría a efectuar nuevos cálculos. 4) Otras alternativas, inherentes.
10.9.- Cálculos para combinación LHD/VOLQUETE DE BAJO PERFIL 1.- Capacidad real de la tolva del volquete (CRT) CRT = (Capacidad tolva * fll)/fe; TM 2.- Número de cucharas por tolva = CRT/CRC 3.- Tiempo por ciclo de volquete = Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga, descarga, transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar). Ejercicio: El trabajo de un LHD de 5 yd3 que carga en la labor mineral fragmentado hacia un Volquete de bajo perfil de 13 toneladas de capacidad teórica para su transporte hasta una distancia de 250 metros, se basa en los siguientes parámetros: LHD: Tiempo de carguío cuchara 0.45 min/ciclo Tiempo de transporte con carga 0.15 min/ciclo Tiempo descarguío cuchara 0.30 min/ciclo Tiempo de transporte sin carga 0.12 min/ciclo Tiempo de estacionamientos 0.40 min/ciclo Distancia de acarreo carga zona carguío-volquete 8 metros VOLQUETE DE BAJO PERFIL: Velocidad con carga 160 m/min Velocidad sin carga 180 m/min Tiempo carguío 5 min/ciclo Tiempo descarguío 3 min/ciclo Tiempo estacionamientos 2 min/ciclo Tiempo refrigerio 0 horas Tiempo mantenimiento 0.50 horas Tiempo reparación 0 horas Horas programadas 2 horas Horas netas en operación 1.43 horas Peso vehiculo 22,000 kg Gradiente de la vía 12 % Factor esponjamiento 1.3
Factor de llenado 0.9 Solución: LHD CRC = (5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.8 * 0.9)/1.3 Tiempo/ciclo = 0.45 + 0.15 + 0.30 + 0.12 + 0.40 0
= 7.41 TM = 1.42 min/ciclo
Volquete de bajo perfil CRT = (13 TM * 0.9)/1.2 Número de cucharas/tolva = 9 TM volquete/7.41 TM LHD Tiempo transporte con carga = 250 m/160 m/min Tiempo transporte sin carga = 250 m/180 m/min Tiempo/ciclo = (5 + 1.56 + 3 + 1.39 + 2 min) DM = ((2 – (0.40 + 0) * 100)/2 DF = (1.43 *100)/2 EO = ((2 – (1 + 0 + 0.5 + 0) * 100)/(2 – (1 + 0)) FTN = ((10 kg/ton * 12 %) + 30 kg/ton) * (22 + 9) NV/hora = 60 min/hora/12.95 min/ciclo Produción/hora = 9 TM * 4.63 viaje/hora Producción/hora neta de trabajo = 41.67 TM/hora * 1.43 horas netas
= 9 TM = 1.22 cucharas = 1.56 min/ciclo = 1.39 min/ciclo = 12.95 min/ciclo = 80 % = 71.5 % = 50 % = 4650 kg = 4.63 viaje/hora = 41.67 TM/hora = 59.59 TM
10.10.- Cálculo de costos en minería sin rieles Se considera: Amortización, depreciación, mantenimiento, combustible o energía eléctrica (precio/gln * gln/hora y costo/kw * kw/hora respectivamente), salarios, neumáticos (costo de adquisición/vida útil en horas), mantenimiento de neumáticos (10% del costo horario del mismo) y otros. Ejercicio: Determinar el costo de producción del Jarcoscoop JP-100E cuyos parámetros son: Precio de adquisición (sin neumáticos) $ 79 560 Vida útil 8 años (24 000 horas) Horas netas de operación: 10 hora/día = 3 000 hora/año Tasa de interés anual 18% Precio de adquisición de neumáticos (juego) $ 510 Vida útil de los neumáticos 3 meses (750 horas netas) Consumo de energía eléctrica 65 kw/hora Costo de energía eléctrica 0,35 $/kw Producción por hora 18 TMS Salario del operador 1 $/hora Solución: Amortización Depreciación
= 79 560[((1,18)8 * 0,18)/(1,18)8 - 1)] = 19 511,64 $/año/3 000 horas = (79 560 * 0,80)/24 000 horas
= 6,50 $/hora = 2,65 $/hora
Mantenimiento = 79 560/24 000 Energía eléctrica = 65 kw/hora * 0,35 $/kw Salario operador = 1 * 1,8226 Neumáticos = 510 $/750 hora Mantenimiento neumáticos = 10% costo neumáticos SUBTOTAL Otros = 10% de costos anteriores TOTAL
= 3,32 $/hora = 22,75 $/hora = 1,82 $/hora = 0,68 $/hora = 0,07 $/hora = 37,79 $/hora = 3,78 $/hora = 41,47 $/hora
COSTO/TON = (41,57 $/hora)/ (18 ton/hora) = 2,31 $/ton
