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“Norte de la Universidad Peruana”

-

FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN SUPERFICIAL”

DOCENTE: Ing. WILDER CHUQUIRUNA CHÁVEZ

INTEGRANTES:

AYAY DONATO, Wilson HURTADO TARRILLO, Heiner Juanito ZAMBRANO CHILÓN, Christian ZUTA REQUEJO, Alexander

PROMOCIÓN: 2014

– 2018 pág. 1

INTRODUCCIÓN La minería juega un papel trascendental en nuestro país, por la riqueza que ha producido y por el gran potencial de recursos naturales y humanos que poseemos.

Nuestro país goza, además, de una paz social y un marco legal promocional, que permite la asociación de empresas nacionales con extranjeras para efectuar inversiones de riesgo compartido (Joint Venture).

El objetivo de esta presentación es permitir a los lectores conocer los conceptos básicos para el ejercicio de la actividad minera en el Perú.

pág. 2

MARCO TEÓRICO OBJETIVOS 

Aprender los conceptos de banco, berma, talud, rampa.



Comprender la relación de desbroce y el ciclo de minado en minas superficiales.

CONCEPTOS Y PARÁMETROS PRINCIPALES EN MINERÍA SUPERFICIAL I. BANCO, BERMA, TALUD FINAL, TALUD DE TRABAJO  BANCO En el minado a cielo abierto, cualquier material sobreyacente es descapotado y transportado hacia el vaciadero para que el depósito mineral quede descubierto. Ambos, descapote y minado son conducidos en una secuencia de bancos. Durante el desarrollo del método y los demás pisos de bancos de explotación debemos programar y planificar de forma eficiente las rampas de comunicación entre bancos. Un depósito de minerales metálicos de magnitud considerable requiere de muchos bancos, para después asemejarse a una pirámide circular invertida en la tierra; cada banco sucesivo es cortado a un radio más pequeño, impuesto por el ángulo de talud para las consideraciones de seguridad. Un banco sencillo es suficiente, si el depósito y el capote son relativamente delgados.

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Al tener bancos múltiples para el minado, se asegura suficiente longitud de cara expuesta para no permitir interrupciones en la producción. Después que el avance del descapote muestra el depósito, existe una coordinación entre el minado y el descapote, de tal manera que los ingresos por mineral reembolsarán los costos de remoción del material estéril, mientras se alcanza al mismo tiempo los objetivos a largo plazo con respecto a los límites del tajo. Los bancos individuales son diseñados para acomodar el equipo de manejo de materiales utilizado. La altura de los bancos es limitada por el alcance de la excavadora; una pala puede cortar un banco más alto que un cargador frontal o la excavadora hidráulica.

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El ancho debe ser suficiente para contener gran parte de la roca en vuelo de la voladura de un banco y proveer suficiente espacio de maniobrabilidad para la excavadora y las unidades de acarreo. El talud es la máxima preocupación en mecánica de suelos y de roca. El tajo se va construyendo en avances sucesivos, lateralmente y en profundidad. A medida que se va profundizando en la mina, se requiere ir ensanchándola para mantener la estabilidad de sus paredes. De este modo, se genera una especie de anfiteatro escalonado con caminos inclinados especialmente diseñados para el tránsito de los equipos, cuya forma es dinámica ya que va cambiando a medida que progresa la explotación. La estabilidad de los taludes de una mina es particularmente crítica, ya que de eso depende la seguridad de la operación, siendo además, parte importante de la rentabilidad del negocio. Para ello, se establecen los siguientes parámetros geométricos:    

Ancho del banco Largo del banco Altura del banco Angulo del banco

Además se debe considerar:  Parámetros de resistividad de la roca.  El diseño del banco considerando los equipos a utilizar.

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Ventajas según la altura de bancos Ventajas para alturas pequeñas:    

Mayor rapidez en la ejecución de rampas de acceso entre rampas. Menores niveles de vibraciones y ondas, al ser cargas operantes más pequeñas. Mejores condiciones para la restauración y tratamiento de los taludes finales. Mejores condiciones de seguridad para el personal y maquinaria, pues el alcance de las máquinas de carga permiten un mejor saneo y limpieza de los frentes cuando es necesario.  El control de las desviaciones de los barrenos es más efectivo para el martillo de cabeza.  Mayor control sobre la fragmentación de la roca en la tronadura. Ventajas para alturas grandes:  Mayor rendimiento dela perforación, al reducirse los tiempos muertos de cambios de posición.  Mejora de los rendimientos de los equipos de carga, al reducirse los tiempos muertos por cambio de rajo, así como por desplazamientos de equipos dentro de las minas.  Menor número de bancos y por lo tanto mayor concentración de eficiencia y maquinaria.  Infraestructura de acceso más económica por menor cantidad de bancos

Ancho de los bancos Toda minería a cielo abierto requiere de vías acceso y de salida para camiones, transito de palas a distintos frentes de extracción en general para el desplazamientos de vehículos menores. El ancho de los bancos es la suma de los espacios necesarios para el movimiento de la maquinaria que trabaja en ellos simultáneamente. Siempre es necesario considerar una distancia de seguridad del orden de los 5 metros hasta el borde del banco. El ancho de los bancos queda definida por los siguientes factores. Comportamiento del parámetro quebradura. Técnicas de voladura amortiguadas empleadas. Normas de seguridad impuestas en la mina (vías de doble tránsito, derrame, etc.).

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 BERMA El término berma aplicado al diseño de un tajo puede definirse como área de retención para el material producto de deslizamientos en el proceso de estabilización de los cortes en las paredes del tajo.

a)

Berma de seguridad

Las bermas de seguridad o para la contención de derrames, se diseñan en función de la probabilidad de que ocurra algún siniestro geomecánico, como el desplazamiento de una cuña o volcamiento de roca (según sea el caso o la situación geomecánica), por lo que será de mucha importancia realizar un buen estudio de dicha probabilidad, ya que el ángulo de talud final de la zona estudiada depende de la longitud de berma recomendada. Debemos recordar que el ancho de bermas no necesariamente será uno en todo el rajo, sino que dependerá de las condiciones y características geomecánicas de cada sector.

Los deslizamientos mencionados pueden ser controlados mediante el diseño adecuado de bermas, así como de su espaciamiento, para lo cual se puede considerar los siguientes parámetros: -Altura del banco. -Talud de corte sobre la cara del banco. -Monto estimado. -Angulo de deslizamiento del material propenso a deslizarse.

a)

Berma de transporte

Debe tener un ancho tal que permita el cruce de dos camiones y el movimiento de las máquinas de carguío, se puede considerar que 4 veces el ancho del camión más grande utilizado en la explotación, es una vía de transporte adecuado.

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 TALUD Se entiende por talud a cualquier superficie inclinada respecto a la horizontal que hayan de adoptar permanentemente las estructuras de la tierra. No hay de que el talud constituye una estructura compleja de analizar, ya que en su estudio coinciden los problemas de mecánica de suelos y de mecánica de rocas, sin olvidar el papel básico que la geología aplicada desempeña en la formulación de cualquier criterio aplicable.

Sin duda uno de los parámetros geométricos más significativos en la explotación de un rajo son los ángulos de talud, ya que en la explotación misma una de las restricciones operacionales más relevantes es garantizar la estabilidad de cada uno de los sectores comprometidos, para lo cual se requiere mantener una geometría de diseño óptima, es decir que permita un máximo beneficio económico en función de un mínimo factor de riesgo de que ocurra algún siniestro geomecánico.

Ángulos de talud Los ángulos de talud con que se trabaja en una explotación pueden ser: – Ángulo de Talud de la pared del Banco: Representa la inclinación con que queda la pared del banco. Este ángulo se mide desde la pata del banco a su propia cresta. – Ángulo de Talud Inter rampas: Representa la inclinación con que queda el conjunto de bancos que se sitúan entre una rampa y la rampa consecutiva. Este ángulo se mide desde la pata del banco superior

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donde se encuentra una rampa hasta la cresta del banco donde se encuentra la otra rampa. – Ángulo de Talud de un conjunto de bancos: Representa la inclinación con que queda un grupo de bancos sin existir entre ellos alguna diferencia geométrica importante. Este ángulo se mide desde la pata del banco más profundo hasta la cresta del banco de cota mayor. – Ángulo de Talud Overall: Representa el ángulo de inclinación con que queda la pared final del rajo, incluyendo todas las singularidades geométricas existentes. Este ángulo se mide desde la pata del banco más profundo hasta la cresta del banco más alto de la explotación. Cabe destacar que existen dos formas distintas de medir los ángulos de talud. Una de ellas es la descrita en los casos anteriores (de pata a cresta) y la otra es medir desde pata a pata dichos ángulos. En geomecánica se utiliza la primera forma y en planificación se utiliza la segunda. Lo importante es que de una u otra forma con que sean medidos dichos ángulos, la información manejada de un punto a otro sea coherente y no se cometan errores que puedan significar la ocurrencia de algún incidente perjudicial para la operación, planificación y/o seguridad de la explotación. Debemos destacar que como el ángulo de talud restringe nuestra explotación, su variación (por pequeña que sea) generará dos efectos directos: 

Cambios en la estabilidad del talud y la explotación.



Cambios en los beneficios económicos de la explotación. Al aumentar el ángulo de talud se disminuye la cantidad de estéril a remover para la extracción de la misma cantidad de mineral, e incluso se podría acceder a la extracción de otras reservas minerales las que antes no era posible extraer. Esto genera un aumento en los beneficios económicos de la explotación. Ahora bien, este incremento del ángulo de talud solamente será viable en el caso que las condiciones geomecánicas lo permitan.

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Puede darse el caso contrario, que debido a nueva información geomecánica sea necesario bajar el ángulo de talud, generándose una mayor cantidad de estéril a remover y una menor cantidad de mineral a extraer.

En resumen, los efectos del cambio en el ángulo de talud, se ven claramente reflejados en la relación Estéril – Mineral de la explotación, y puede significar la no viabilidad del proyecto, por lo que la información relacionada con nuestro ángulo de talud debe ser lo más confiable posible. No necesariamente tendrá que existir un ángulo de talud único, sino que dependiendo de las rocas presentes, estructuras, orientaciones, etc., podrá existir más de un ángulo de talud óptimo en distintos sectores de la mina.

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II. RAMPAS  RAMPA Es el camino en pendiente que permite el tránsito de equipos desde la superficie a los diferentes bancos en extracción. Tiene un ancho útil de 25 m, de manera de permitir la circulación segura de camiones de gran tonelaje en ambos sentidos. Asimismo, se determinan los lugares donde se ubicarán los botaderos de material estéril, las instalaciones eléctricas, los puntos de suministro de petróleo y agua, las plantas de beneficio, los talleres y las dependencias administrativas, de manera que no sean afectadas por los avances del rajo en un tiempo considerable.

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pág. 12

III. RELACION DE DESBROCE: STRIPPINS RATIO  RELACIÓN DE DESBROCE Desbroce: es la etapa en la que se extrae el material estéril que recubre el mineral, es la primera etapa de ejecución del proyecto y obedece un planeamiento propio de la etapa. Primero el desbroce empieza por aquella parte del terreno que ofrece dificultad. Y por la parte que nos permita el más rápido acceso a la zona mineralizada y aun sea un lugar operativo y económicamente óptimo para desencapar o descubrir el yacimiento. Plan de desbroce: 1. Punto de inicio: se tiene en cuenta  Condiciones de terreno  Cercanía de la zona de mayor valor económico  Cercanía a la zona mineral  Se realiza perforaciones diamantinas 2. Volumen de desbroce (cronograma por día, mes y año)  Equipamiento adecuado  Sistema de excavación  Tiempo total PARÁMETROS PARA EL PLAN DE DESBROCE.  la geografía del yacimiento.  Características de la roca.  La topografía superficial y subterránea del yacimiento.  Condiciones topográficas, geomorfológicos, ambientales y geográficas (ríos, lagos)  El diseño económico financiero del proyecto en general.  Equipos necesarios y disponibles.  Curvas isovaloricas del yacimiento.  Potencia de recubrimiento.  Volumen de remoción. MÉTODOS DE DESBROCE para seleccionar el método de desbroce el criterio es remover la mayor cantidad de mineral al menor costo y menor tiempo. Para seleccionar el método hay que tener en cuenta lo siguiente. 1. Tamaño de depósito (estabilidad del terreno) 2. Distribución de los valores 3. Potencia de recubrimiento pág. 13

4. Características del terreno 5. Forma de yacer del mineral (filones, cuerpos, pórfidos, profundidad) 6. Estructuras geológicas existentes en el recubrimiento 7.

Condiciones hidrogeológicas, geotécnicas y geológicas

8. Vida de la mina 9. Requerimiento de operaciones, desbroce y producción 10. Distancias de área de deposición de material 11. Necesidades de equipos en el futuro 12. Clases de materiales de recubrimiento (ígneos, sedimentarios o metamórficos) 13. Sus condiciones tecnológicas 14. Su relación con el mineral 15. Efecto combinado de desbroce y minado 16. La producción diaria de la mina

EQUIPOS DE DESBROCE -

PALAS CARGADOR FRONTAL DRAGALINAS RASTRILLO O SCRAPER RODILLO DRAGA DE CANGILONES BULLDOZER CAMIONES TRENES FAJAS

LA RELACIÓN DE DESBROCE O STRIPPING RATIO “SR” Es la relación o cociente de dividir el número de toneladas de desmonte que se extraen para minar una tonelada de mineral. 𝑁° 𝑑𝑒 𝑇𝑜𝑛. 𝐷𝑒𝑠𝑚𝑜𝑛𝑡𝑒 𝑅. 𝐷 = 𝑁° 𝑑𝑒 𝑇𝑜𝑛. 𝑀𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 La relación de desbroce se divide en 2: 1. Relación critica de desbroce (RCD). pág. 14

Indica el punto de equilibrio económico de minado entre tajo abierto y subterráneo

Luego: Si R.C.D > Se opta por cielo abierto Si R.C.D < Se opta por subterráneo 2. Relación límite de desbroce (R.L.D) Esta relación se aplica tan solo a la superficie última del Pit. Es decir la relación que debe haber entre el desmonte y mineral al final de la explotación o cuando alguna zona del tajo está siendo agotada.

RELACION FINAL DE DESBROCE (R.F.D) El costo de producción incluye todos los costos hasta la obtención del metal refinador menos el costo

IV. CICLO DE MINADO EN MINAS SUPERFICIALES  CICLO DE MINADO Inicia describiendo en forma breve el ciclo de minado que consta básicamente de cuatro etapas (perforación, voladura, carguío, transporte). La explotación de los yacimientos minerales por el método de explotación a Cielo abierto tiene muchas ventajas en relación a la explotación Subterránea, tales como: 

Mejor Recuperación de reservas. pág. 15



Flexibilidad en la Operación.



Menor Costo de operación por tonelada extraída.



Mayor producción por hombre guardia.



Mejor control de leyes.



Seguridad para el personal y los equipos

1.-PERFORACIÓN La perforación es la primera etapa del ciclo de operación, en donde se relaciona íntimamente con la voladura para obtener una buena fragmentación la cual influye en los costos de carguío y acarreo. Se define como el proceso empleado para lograr la penetración a una roca mediante el cual se forman aberturas o taladros, la penetración de la roca se obtiene básicamente por el fracturamiento del material y expulsión de detritus. 1.1 PRINCIPIOS DE LA PERFORACIÓN La perforación consiste en la realización de taladros en el macizo rocoso. Para colocar explosivo en la etapa de la voladura, la perforación depende de:  De las propiedades físicos mecánicas de la roca.  Esfuerzo a la compresión de las rocas.  Resistencia de la roca a la penetración.  Ocurrencias geológicas, para determinar si se necesita perforar o no; hay rocas que no necesitan perforar si no excavar.

1.2 METODOS DE PERFORACIÓN La perforación en minería superficial es tomada sobre diversas bases esto incluye:  Tamaño del taladro.  Modelo de montaje (sobre orugas y neumática).  Tipo de potencia, energía, etc.

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a) Perforación a percusión.-Es el método más común, en donde la energía del sistema es transmitida desde la perforadora, a través de la barra hasta el inserto, y de esta hasta la roca. b) Perforación por rotación.-La energía que se aplica en este método es suministrada por dos fuerzas una axial que presiona constantemente la broca con la roca y la otra rotacional. c) Perforación por roto percusión.-El submétodo que combina separadamente la acción percusiva y rotacional. Las acciones en la perforación rotopercutiva son:  Percusión, Rotación, Empuje, Barrido. 1.3 EQUIPOS DE PERFORACIÓN CON TRICONO. Estos equipos están constituidos básicamente de:  Fuente de energía.  Baterías de barras o tubos, conectadas en una serie que transmitan el peso, la rotación y el aire de barrido.  Broca con dientes de acero o de inserto de carburo de tungsteno. La parte de montaje y sistema de propulsión generalmente los hay de dos sistemas:  Sobre orugas  Sobre neumáticos

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NOMENCLATURA DE LOS COMPONENTES DE UNA BROCA TRICONICA

1.4 PARAMETROS DE PERFORACIÓN. a.- Velocidad de Penetración (Penetratión Rate)

Esta depende de muchos factores externos: Características geológicas, propiedades físicas de las rocas, distribución de tensiones, estructura interna, entre otros. La velocidad se expresa en metros por hora (m/hr) y/o pies por hora (pies/hr). Con la siguiente formula empírica (Bauer -1971) se puede estimar la velocidad de penetración.

Donde: Sc: Resistencia a la comprensión uníaxial (en miles de psi). W/Ø = Peso (Pulldow) sobre broca (en miles de lb) RPM = Revoluciones por minuto. pág. 18

VP = Velocidad de penetración en (pies/hora). b.- Presión Hidráulica o Empuje (Pulldown) Cuando la perforación es llevada por el método de rotación y trituración, la fuerza de avance es utilizada para presionar constantemente los insertos contra la roca. c.- Velocidad del barrido (Bailing Velocity)

En el principio, la remoción del detritus en la perforación con rotación y trituración, se lleva a cabo en la misma forma que en los otros métodos de perforación. Con aire de barrido a veces conjuntamente con agua, es inyectado a través de los tubos de perforación, las partículas son sopladas para fuera por entre los tubos y la pared.

Donde: Va = Velocidad ascensional mínima (m/min). ρr = Densidad de la roca (g/cm 3). dp =Diámetro de la partícula(mm). d.- Velocidad Anular

Donde: Vm = Velocidad anular (ft / min). ρ = Densidad del detritus en lb/ft3 d = diámetro del detritus en pulgadas. Una velocidad anular de 6000 pies por minuto es normalmente adecuada para suspender detritus de ½ pulgada de diámetro. e.- Eficiencia, disponibilidad y utilización de las perforadoras

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Donde:

PTD = Posible tiempo disponible. DM = Demoras mecánicas. TOD = Tiempo operativo disponible. RO = Restricciones operativas. MP = Movimiento de la perforadora. DP = Demoras Personales. O = Otros.

1.5 DISEÑO DE MALLAS. La malla de perforación más adecuada solo se obtiene realizando cantidades de pruebas en el campo hasta lograr una que nos de los mejores resultados. Primero se ubicara el área de perforación, donde se mide la altura de banco, luego se determinara, el tipo de roca a perforar, con estas características se obtienen los parámetros con los que se tendrán

tales como espaciamiento, burden, sobre

perforación y número de taladros.

1.6 DETERMINACIÓN DEL COSTO DE PERFORACION.

Donde: CTP: costo por metro de avance ($/m). B: Costo de Broca ($). D: Costo horario de equipo ($/m). VP: Velocidad de penetración en metros/hora. pág. 20

M: Vida de la broca en metros. 2. VOLADURA La teoría de voladura envuelve diferentes disciplinas científicas como: físicas, termodinámicas, interacción de onda de choque y mecánica de rocas, dicho de otro modo la fragmentación de roca involucra la acción de un explosivo y la respuesta de la masa de la roca circundante en los aspectos de energía, tiempo y masa. Las teorías generales se han basado en: 

Energía de los frentes de onda comprensiva y de tracción.



Reflexión de ondas de choque en una cara libre.



Comprensión de gases en la masa de roca circundante.



Ruptura por flexión.



Ondas de cizalle.



Liberación de carga.



Enucleación de fracturas en fallas y discontinuidades.



Colisión en vuelo de partículas.

a.- DETERMINACIÓN DE PARAMETROS DE VOLADURA. El objetivo de una buena voladura es fragmentar la roca de forma que satisfaga para los requerimientos del resto del ciclo de minado (carga, transporte, trituración). Su performance depende de varios factores entre ellos podemos citar.

b.-



Tipo de material a fragmentar.



Estructuras geológicas existentes.



Relación burden / espaciamiento definido por la secuencia de encendido.



Tipo de explosivo utilizado.



Tiempo de retardos utilizados.



Sobre perforación y longitud de atacado. PRINCIPALES

MODELOS

MATEMÁTICOS

PARA

CALCULAR

EL

BURDEN (B).  MODELO DE R.L.ASH (1963). pág. 21

B:

Burden (pies).

De: Kb:

Diámetro de explosivo (pulg.)

Constante que dependerá del tipo de roca del explosivo a ser usado.

C.- MALLAS TIPICAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA. En la actualidad las mallas de perforación y voladura más comúnmente usadas en Minería a tajo abierto son las siguientes: 

Cuadrada (ejemplo: B X S = 6.0 x 6.0 m).



Rectangular (ejemplo: B X S = 5.0 X 6.0 m).



Alternada (al tres bolillo) (ejemplo: B X S = 6.0 X 8.0 m).

El uso de estas mallas de perforación y voladura dependerá de los factores siguientes: 

Tipo de roca.



Labor minera a dispararse (si esta tiene una o más caras libres).



Tipo de explosivo a usarse.



Fragmentación requerida.



Secuencia de salida de los taladros, etc.

D.- SECUENCIA DE SALIDA. Es bien conocido que los accesorios de voladura, retardadores.

pág. 22

E.- TECNICAS DE CEBADO. Aparte de los parámetros citados, los cebos o primeras son los que inician la explosión de la columna explosiva, es decir inducen una velocidad de detonación superior a la máxima establecida que la carga explosiva de la columna.

F.- PROPIEDADES MAS IMPORTANTES DE LOS EXPLOSIVOS Dentro de las propiedades del explosivo y agentes de voladura más usadas en la minería superficial podemos indicar: i.

Agente de Voladura Seco (ANFO).- Es el agente de Voladuras de tipo Nitro carbonato.

pág. 23

ii.

Calculo de los Parámetros del estado de Detonación.- En esta parte, se efectúa el cálculo para el ANFO, y su preparación en las Minas “Superficiales”.

iii.

Balance de Oxigeno (BO).- La mayoría de los explosivos comerciales están formuladas para tener un balance de oxigeno aproximadamente igual a cero. 3.- CARGUIO

El Carguío de los materiales producto de los disparos es otra de las etapas importantes en la producción necesaria, las cuales se realizan con equipos como, excavadoras hidráulicas (de carga frontal y las retros), palas cargadoras, etc. En esta operación se

relacionan: Pala-Camión, Cargador Frontal-Camión,

RetroExcavadora-Camión, y equipos de apoyo.

El tiempo de ciclo de una excavadora y pala cargadora depende del tamaño de la máquina, y de las condiciones de trabajo. a.- CICLO DE CARGUÍO CON PALAS CARGADORAS.

El ciclo de carga de estos equipos depende de de los siguientes factores:  Tipo de material. pág. 24

 Alcance máximo del equipo.  Altura de carga y descarga.  Capacidad de la cuchara. * PRODUCCIÓN DEL EQUIPO

Donde: CC =Capacidad de Cuchara (Yd3) E =Factor de eficiencia (eff.de tiempo). FC =Factor de carguío (eff.de cuchara). Sf =Factor d expansión (Swell factor). D =Corrección por altura de carguío (altura de corte y la altura óptima del banco). A =Corrección por el ángulo de giro (90º es estándar, 75º es el óptimo). T = Tiempo de ciclo de carguío. 4.- TRANSPORTE Es la operación unitaria que consiste en trasladar el material, desde el frente de carguío a los sitios correspondientes de acuerdo al mineral. Cuando el mineral a acarrear tiene una densidad baja se elegirán equipos de mayor volumen. El ciclo de Acarreo depende de muchos factores, dentro de ellas podemos indicar: 

Tipo y tamaño de material.



Distancia de transporte.



Pendiente máxima adversa.



Condiciones de la pista.



Capacidad de producción.



Flexibilidad del sistema.

El ciclo del equipo de carguío y acarreo consta en sí de los tiempos fijos y variables.  Tiempos fijos.- Los tiempos fijos se determinan según estudios estadísticos tomados en el lugar de trabajo, estos son: 

Tiempo de carga del volquete. pág. 25



Maniobras del volquete en la zona de carga (cambio de unidad).



Maniobras en la descarga.



Tiempo de descarga (incluyendo bajar la caja).

 Tiempos variables.- Depende de la distancia a donde se deposita el material, así mismo la velocidad del equipo y las condiciones de la vía de acarreo. El ciclo total del equipo consta de:

a.- FACTORES QUE AFECTAN EN LA PRODUCTIVIDAD DEL EQUIPO DE TRANSPORTE. Dentro de los otros factores que afectan la performance de los equipos de acarreo, las principales a considerar son: 

Propiedades del material y de la pista.



Fuerza de Jale o tiro del equipo. o Drawbar Pull - Sobre Orugas. o Rim Pull - Sobre ruedas.



Resistencia a la rodadura y a la gradiente.



Tracción.



Corrección por altura y temperatura, etc.

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