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MAQUINARIA MINERA
Definición
Se denomina así al conjunto de máquinas utilizadas en minería.
A su vez, MÁQUINA es el conjunto de mecanismos accionados por cualquier fuente de
energía, ya para aliviar al hombre o reemplazarlo en trabajos corporales (perforadora
neumática en reemplazo de la comba), ya para aumentar su rendimiento o precisión de
sus manos (pala mecánica, raise borer, etc.) y para transformarla (en la perforadora, la
energía neumática en percusión - rotación).
Al referirnos a MECANISMOS, queremos decir combinación de dispositivos que sirven
para producir un movimiento, transmitirlo o guiarlo, cuya acción conjugada permite
operar una máquina.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería D. S. No. 055-2010-EM del 22
de Agosto del 2010, en sus artículos: 363 a 369 menciona los relacionado a Maquinarias,
Equipos y Herramientas.
I.- PERFORACIÓN
1.1.- Definición
Es la acción de aperturar en el macizo rocoso huecos u orificios denominados taladros,
con una distribución adecuada, a fin de alojar la carga explosiva u otros fines
(sostenimiento, drenaje, etc.) con la ayuda de máquinas denominadas perforadores,
perforadoras o perforatrices.
En este caso, se combina el impacto, la fuerza de avance, la rotación y el barrido, como se
ve en el gráfico siguiente.
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De igual modo, es la acción de desarrollar chimeneas, túneles, tajeos, etc. con la ayuda de
equipos mecanizados (raise borer o perforadoras en elevación; cutter - heads o cabezas
cortadoras, etc.) sin requerir el uso de explosivos.
1.2.- Propiedades de las rocas que afectan a la perforación
La dureza, resistencia, elasticidad, plasticidad, abrasividad, textura, estructuras, etc., son
propiedades físicas de las rocas que influyen en los mecanismos de penetración.
Dureza
O resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro,
constituídos por la composición de los granos minerales, porosidad, humedad, etc. Se
valora la posibilidad de que un mineral pueda rayar a otros que tengan un valor inferior al
suyo. Existe cierta correlación entre la dureza y la resistencia a la compresión de las
rocas, como se muestra en el gráfico siguiente:
CLASIFICACION
DUREZA MOHS
RESISTENCIA A LA COMPRESION
(MPa)
Muy dura
7
200
Dura
6a7
120 a 200
Medio dura
4a6
60 a 120
Medio blanda
3a5
30 a 60
Blanda
2a3
10 a 30
Muy blanda
1a2
10
Resistencia
O propiedad de oponerse a su destrucción bajo una carga exterior, estática o dinámica.
Depende fundamentalmente de su composición mineralógica, es decir del tamaño de los
cristales y disminuye con el aumento de éstos. Esta influencia es significativa cuando el
tamaño de los cristales es inferior a 0.5 mm.
ROCA
Cuarzo
Silicatos,
ferromagnésicos
aluminosilicatos
Doleritas
Caliza
Andesitas, pizarras
Cuarcitas, areniscas
Mármoles
Arcillas
Carbón
Calcita
Abrasividad
y
RESISTENCIA (MPa)
500
200 a 500
400
200 a 250
200
50 a 300
50 a 150
50
25 a 50
10 a 20
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O capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más
duro, en el proceso de rozamiento durante la perforación, que influye mucho en la vida de
los barrenos. Esta capacidad abrasiva de las rocas se debe a la dureza de sus granos
constituyentes (contenido de cuarzo), la heterogeneidad, la porosidad, el tamaño de los
granos, entre otros.
TIPO DE ROCA
Cuarcita
Granito
Granito
Pizarra
Caliza
Mármol
CONTENIDO EN CUARZO ( % )
60 a 100
20 a 35
20 a 35
10 a 35
5
0
Textura
Referida a la estructura de los granos de minerales constituyentes de éste. Se manifiesta a
través del tamaño de los granos, la forma, la porosidad, etc. También influye el tipo de
material que constituye la matriz de una roca y que une los granos de mineral.
Estructura
Las propiedades tales como esquistocidad, planos de estratificación, juntas, diaclasas y
fallas, así como el rumbo y el buzamiento de éstas, afectan a la linealidad de los taladros,
a los rendimientos de peforación y a la estabilidad de las paredes de los taladros.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacial en Minería, en sus artículos 209, 210, 213,
214, 216, 217, 219 expresa lo relacionado a Ingeniería de la Masa Rococa en Minería; y en
su Art. 233, sobre Accesos y Escape.
1.3.- Clasificación de las perforadoras
Las máquinas perforadoras pueden clasificarse en:
1.3.1.- Por la fuente de energía requerida
a. Ignea o térmica, aquella que utiliza calor superior a 2,000 °C, combinado con chorros de agua fría y
rotación de la columna de perforación.
b. Eléctrica, que utiliza la energía eléctrica.
c. De carburación, porque utiliza combustible (generalmente gasolina combinada con aceite).
d. Neumática, porque utiliza aire comprimido.
e. Hidráulica, porque utiliza generalmente aceite a alta presión
f. Sónicos, porque utilizan vibraciones de alta frecuencia (a nivel experimental)
g. Iluminación, al utilizar luz concentrada (rayos laser, a nivel experimental)
h. Nuclear, por utilizar principios de reacción nuclear (a nivel experimental)
i. Otros, como químicos (proyectiles balísticos) a nivel experimental
1.3.2.- Por el trabajo del inserto
a. Fusión/rotación/enfriamiento (fundición)
b. Percusión (cincelado)
c. Percusión/rotación
Convencional (cincelado y corte)
Con ensanches escalonados (broca iniciadora y escariadoras)
d. Presión/rotación (peso y giro o presión de barra o columna de perforación
e. Presión/rotación/corte/desgaste de la roca (broca diamantina de corona)
1.3.3.- Por el apoyo con que cuentan
a.- Manuales
Sin apoyo (pick hammer, jack hammer)
Con apoyo o con empujador (jack leg, stoper)
b.- De avance automático
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Sobre brazos (drifter neumática e hidráulica)
En castillo o mástil (perforadora rotativa)
c.- Ancladas (Pack sac, raise borer)
1.3.4.- Por la ubicación del martillo
a.- En la máquina perforadora (jack leg, stoper, jack hammer, raise borer)
b.- Sobre la barra o en castillo (drifter, perforadora rotativa)
c.- En la punta del barreno o columna (down the hole)
1.3.5.- Otros
a.- Por el peso (livianas, pesadas, superpesadas)
b.- Por el tamaño
c.- Otros.
Una síntesis del trabajo del inserto es describe en el gráfico siguiente:
PERFORACION MECANICA DE ROCAS
TRABAJO DEL INSERTO
1.4.Descr
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ipción de perforadoras
1.4.1.- Perforadora Ignea o Térmica (Jet piercing, chorro taladrante).
a.- Características
Su origen se remonta a 1927 en que se aplicó en Alemania en una mina de vetas de
cuarzo; en 1947 con el empleo de quemadores de diseño especial, se utilizó a nivel
industrias yse ampió su suo en la URSS.
Se basa en la decrepitación de la roca gracias a los rápidos cambios de temperatura
producidos por chorros de gases de combustión de 2200 °C a 3000 °C y a una velocidad
supersónica de 1800 m/s, alternados con chorros de agua y por el giro de la columna de
perforación.
El agua de refrigeración alrededor del quemador evita su fusión y ayuda en su escape
como vapor
a aumentar la presion de evacuación de los detritus.
El proceso de penetración depende de la decrepitabilidad de la roca, que se basa en la
diferente capacidad de rotura de los cristales constituyentes de las rocas como
consecuencia de su poca o mucha conductibilidad, en que ciertas partes se calientan con
mayor rapidez que otras.
Las rocas con un contenido de cuarzo mayor a 30 % decrepitan bien y mejor cuanto
mayor cantidad de agua contengan.
La perforadora está equipada con sistemas automáticos que mantienen la distancia
óptima entre el mechero de reacción y el fondo del taladro y regulan la proporción de
combustible.
Se han logrado aperturar taladros de 18 a 22 cm de diámetro y hasta 20 m de longitud.
Las velocidades normales de perforación llegan de 3 a 12 m/h y en casos favorables hasta
20 m/h.
En escala industrial sólo fue utilizada en explotación a Cielo Abierto y actualmente ha
perdido su campo de aplicación.
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b.- Requerimientos
Kerosene o petróleo (consumo de 150 gl/hora)
Oxígeno (consumo de 350 m3/hora) o aire comprimido
Agua (consumo de 3 m3/hora)
Existen perforadoras que utilizan ácido nítrico, aire comprimido y oxígeno.
c.- Componentes
Ver gráficos
d.- Funcionamiento
El kerosene y oxígeno gaseoso son aportados por conductos de la columna de
perforación a la cámara de combustión del mechero de reacción, donde se atomiza el
combustible y se mezcla con el oxígeno alcanzando altas temperaturas y estos productos
de combustión son proyectados desde las boquillas del mechero de reacción con una
velocidad supersónica y funden la roca, para luego recibir una inyección de agua fría, que
también se transporta por el interior de la columna de perforación, que agrietan la roca.
Los productos de combustión y el vapor de agua engendrados durante la perforación van
evacuando la roca desintegrada del fondo del taladro a superficie, con la ayuda de 02
ventiladores aspiradores a través de una Trompa Aspiradora y Conducto sujeto al mástil.
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1.4.2.- Perforadora eléctrica
a.- Características
Utiliza perforadoras rotativas manuales y de columna con motor eléctrico de 220 voltios,
profundizando el barreno helicoidal de 36 a 42 mm de diámetro y hasta 1 metro de avance
del taladro.
Es aplicado en rocas calizas, pizarras, areniscas, cascajo, arcilla compacta; es decir en
rocas de resistencia mecánica resistentes, medianas y terrosas según M. Protodiakonov.
La perforación y el barrido de los detritus es en seco.
Las ventajas están representadas por el uso de energía eléctrica cuya transmisión es fácil
y no existe pérdidas de potencia; ausencia de sacudidas por la no existencia de vibración;
menos producción de polvo.
Las desventajas están representadas por el mayor desgaste de la barrena; poca
profundidad del taladro y riesgo de descargas eléctricas.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica.
c.- Componentes
Ver gráfico
d.- Funcionamiento
Se oprime el botón de accionamiento, iniciándose la rotación del motor que es transmitido
por medio del reductor, al barreno; la presión es ejercida por el perforista o por el pistón
de avance.
El detritus es evacuado sacando e introduciendo alternativamente la varilla helicoidal, sin
detener la perforación.
Oprimiendo el botón de parada, se detiene su funcionamiento.
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1.4.3.- Perforadora de Carburación o Motoperforadora/rompedora Pionjar de Atlas Copco
a.- Características
Son perforadoras manuales (jack hammer) de percusión y/o rotación con otor a gasolina,
ideal para pequeñas tareas de perforación (motoperforadora) y rompimiento de hormigón
y compactadora (rompedora), en todo caso hacia abajo.
El encendido es electrónico mediasnte un dispositivo de arranque (empuñadura, muelle,
polea, toma de fuerza y cuerda).
Cuando la rotación no sea requerida, se desconecta por medio de un selector.
Cuenta con 4 modelos básicos: motoperforadora/rompedora (Pionjar 120 y 140) y
rompedoras (Pionjar 130 y 150 con empuñaduras antivibraciones).
Modelo de Pionjar
Peso, kg
Impactos/minuto
Avance de perforación en granito con
barreno
de 34 mm; mm/min
Profundidad de perforación máxima
En Granito, barreno de 34 mm; m
Mezcla de combustible
Capacidad de depósito de combustible; lts
Consumo de combustible promedio; lts/hora
Combustible recomendado
Aceite recomendado
120
27
2600
300
130
25
2600
140
25
2600
150
23
2600
300
6
1:12
6
1:12
1:20
1:20
1.5
1.4
90 octanos (con o sin plomo)
b.- Requerimientos
Como combustible usa gasolina mezclada con aceite grado 40 en una proporción 12:1 ó
20:1.
Usa barrenos integrales convencionales y puntas.
c.- Componentes
Ver gráfico
d- Funcionamiento
La máquina funciona bajo el principio de pistones opuestos que se desplazan en un
mismo cilindro.
El pistón del motor B va conectado por medio de una biela al cigüeñal del motor.
El pistón del martillo A se desplaza libremente en el cilindro y su ciclo de trabajo se
sincroniza de manera automática (impacto, barrido, rotación).
Funcionamiento de los pistones: Durante la carrera de trabajo, el pistón de percusión A es
impulsado por la presión de la combustión y transmite su energía al barreno. Al mismo
tiempo, el pistón del motor B se acciona hacia arriba, con lo que descubre el conducto de
gas C situado en la pared del cilindro.
Los gases procedentes de la combustión, pasan desde este conducto C al interior de la
cámara situada por debajo del pistón de percusión, a través de la válvula D.
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Esta presión del gas actúa entonces por
debajo del pistón del martillo, ayudando al
retroceso del pistón a su posición superior.
La válvula D de no retorno, evita que estos
gases regresen a la cámara de compresión y
combustión. Por lo tanto, la presión del gas
actúa desde abajo sobre l pistón de
percusión, agregándose a la fuerza de
retorno en su regreso a la posición inicial.
Soplado o barrido: El aire de soplado es
aspirado durante el movimiento descendente del
pistón de percusión A, vía válvula de admisión
E, a la cámara de compresión, por encima de la
brida del pistón de percusión. Cuando éste es
empujado hacia arriba, el aire es comprimido y
forzado a salir a través de la válvula de presión
F al barreno y continuando por el agujero axial
del barreno hasta el gavilán. Esta corriente de
aire manteniene este ajugero axial limpio hasta
una profundidad de 6 metros.
Rotación: La rotación del barreno es producido por el movimiento del pistón de
percusión. Las ranuras rectas y helicoidales practicadas en el eje de este pistón, se
emparejan con las estrías de la rueda de trinquetes.
Durante el movimiento descendente, gira el pistón de percusión y produce el giro del
barreno.
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1.4.4.-Perforadora Neumática
a.- Características
Utiliza aire comprimido para accionar a la perforadora.
Requiere un caudal de aire de 0.20 a más de 6 m3/min y requiere presiones de aire de 15 a
más de 90 lb/pulg2.
b.- Tipos de perforadoras convencionales (taladros menores de 1 ½ pulgadas de diámetro)
Pick hammer (Martillo picador, rompedor), son manuales; es decir el operario dirige la
herramienta sirviendo de freno a los movimientos de retroceso; percutan (cuyo uso es en
cinceldo o desbastado) y excepcionalmente rotan.
Frecuencia de impactos
Consumo de aire
Peso
1000 a 4080 golpes/minuto
7 a 20 litros/minuto
3 a 6 kgs
Jack hammer (Perforadora manual) o Sinker (plomada), sin pistón de avance, percusivas
y/o rotativas; cuentan con una empuñadura en T para ambas manos.
Se utilizan mayormente en perforaciones verticales o muy cerca a la vertical. En caso de
ser sólo percusivas, se les conoce como pavin breaker (rompe pavimentos).
Frecuencia de impactos 1110 a 1470 golpes/minuto
Consumo de aire
25 a 2700 litros/minuto
Peso
15 a 42 kgs
Jack leg (Pata plegable), que cuenta con un dispositivo de avance plegable y acoplable
(pata, barra, pie de avance, empujador, etc.).
Son roto - percusivas. Se usan para perforaciones horizontales o cercanas a la vertical.
Se describe más adelante.
Stoper (Tapón), que cuenta con una barra neumática acoplada fijamente y en un mismos
eje axial, constituyendo un conjunto.
Son roto - percusivas. Se usa para perforaciones verticales o muy cercanas a la vertical.
Se describe má adelante.
Drifter (Llevado por algo, móvil, a la deriva), que se moviliza sobre un brazo alimentador
montado sobre una plataforma de perforación. Son roto-percusivas y propios de Jumbos
(de mucho volumen) y sus características son variadas, dependiendo principalmente de
los requerimientos de perforación (diámetros, longitudes, velocidades, etc.).
Se describe más adelante.
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c.- Principios de perforación neumática
c.1.- Percusión:
En la perforación por percusión o impacto y fuerza de avance, la energía cinética se
trasmite desde un pistón a la culata del barreno e inserto en forma de Onda de Choque.
Esta onda de choque viene determinada por:
La forma geométrica del pistón y su diámetro
El material del pistón y su peso
El rozamientodel pistón con el cilindro
La longitud de carrera
La onda de choque se desplaza a lo largo del barreno a una velocidad de 5000
mseg, conocida como Velocidad de Impacto de Pistón.
En este caso, no necesariamente el cincel cuenta con orificio axial para el agua, ni existe
barrido por el aire comprimido.
Actualmente se utilizan 2 sistemas de percusión:
c.1.1.- De Válvula Oscilante o de Chapaleta.
A
B
C
D
El aire comprimido ingresa en la perforadora a través de la Válvula de entrada de aire,
corre por los conductos pasando la válvula oscilante en forma de disco y llegando a
la cámara posterior del cilindro, accionando al émbolo hacia adelante.
Al avanzar el émbolo hacia adelante, deja al descubierto el orificio de salida que deja
escapar el aire libremente.
El émbolo impacta sobre la culata del barreno.
Al escapar el aire al exterior, la corriente de aire comprimido invierte la posición de la
válvula e ingresa a la cámara delantera del cilindro.
El ciclo se invierte, obligando a retroceder al émbolo.
Al retroceso el émbolo, el orificio de salida queda al descubierto escapando el aire
libremente. La corriente de aire comprimido vuelve a invertir la posición de la válvula,
repitiéndose el ciclo.
c.1.2.- De Válvula Tubular
Utiliza una válvula en forma de tubo, cuyo funcionamiento es similar al anterior. Es
utilizado en máquinas de mayores dimensiones.
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c.2. Percusión - Rotación
El inserto gira entre impactos sucesivos actuando siempre sobre puntos distintos de la
roca en el fondo del taladro.
El número de golpes por revolución (giro completo) está supeditado al número de dientes
de la caja de trinquetes.
Como quiera que generalmente cuenta con 36 dientes, significará 36 golpes por giro y 10
grados el ángulo entre golpe y golpe.
La velocidad de rotación oscila entre 40 y 100 RPM, determinando el número de golpes.
La rotación del inserto se consigue por barra estriada y por rueda de trinquete.
c.2.1.- Rotación por Barra Estriada
E
F
En su movimiento de retroceso, el émbolo es rotado mediante una tuerca estriada de
bronce encajada en el émbolo, la cual corre con sus ranuras inclinadas entre las
acanaladuras espirales de la barra estriada, que se mantiene fija gracias a la uñas
engarzadas en los dientes de la caja de trinquetes.
Cuando el cuello del émbolo pasa a través de la tuerca del mandril que cuenta con
ranuras rectas, la rotación se transmite al Mandril de rotación y al casquillo del mandril,
dentro del cual va introducida la culata del barreno.
En su movimiento de impacto del émbolo, al desplazarse por las ranuras inclinadas de
su tuerca estriada acciona rotacionalmente la barra estriada, haciendo que las uñas
resbalen sobre los dientes de la caja de trinquetes.
c.2.2.- Rotación por Rueda de Trinquetes
Es utilizado en máquinas de mayores dimensiones.
G
H
En su movimiento de retroceso del pistón, el mandril de rotación girará u determinado
ángulo y por lo mismo, el barreno.
En el movimiento de impacto del émbolo, al despalzarse éste por las ranuras
inclinadas de su cuello y de la tuerca estriada de bronce, gira la rueda de trinquete un
determinado ángulo, siendo inmediatamente asegurado por las uñas o aletas.
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c.2.3.- Fundamentos de la Perforación roto-percusiva
Se basa en la combinación de 4 acciones:
c.2.3.1.- Percusión
Los impactos producidos por el golpe del pistón sobre la culata del barreno, originan
unas ondas de choque (Energía cinética) que se transmiten al inserto a través del barreno.
El desplazamiento de esta onda se realiza a alta velocidad.
Cuando la onda de choque alcanza el fondo del taladro, una parte se transforma en trabajo
haciendo penetrar el inserto y el resto se refleja y retrocede a través del varillaje.
La eficiencia de esta transmisión se difícil de evaluar, ya que depende de factores como el
tipo de roca, dimensión del pistón, características del varillaje y la ubicación del martillo,
etc.
La energía liberada por el golpe de un pistón puede calcularse con las siguientes
relaciones:
Ec = (mp * V2p)/2
Ec = Pm * Ap * Lp
Donde:
mp = Masa del pistón
Vp = Velocidad máxima del pistón
Pm = Presión del fluido de trabajo (aceite o aire) dentro del cilindro
Ap = Superficie de la cara del pistón
Lp = Carrera del pistón.
La potencia de un martillo se puede hallar aplicando la siguiente relación:
PM = Ec * ng
Donde:
ng = Frecuencia de impactos = K * (P m * Ap/mp * Lp)1/2
El mecanismo de percusión consume entre el 80 a un 85 % de la potencia total del
equipos.
Fases de formación de una Indentación (Fractura)
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El proceso de formación de las indentaciones (fracturas), con el que se consigue el
avance en este sistema de perfortación, se divide en 5 instantes, tal como se refleja en el
siguiente cuadro:
Esta secuencia se repite con la misma cadencia de impactos del pistón sobre el sistema
de transmisión de energía hasta la roca.
c.2.3.2.- Rotación
La rotación hace girar al barreno entre impactos sucesivos y tiene como misión hacer que
el inserto impacte sobre lugares distintos de la roca en el fondo del taladro.
c.2.3.3.- Empuje
Es necesario que el inserto se encuentra en contacto permanente con el fondo del taladro
a fin que la energía cinética se transmita a la roca. Los extremos del empuje tienen las
caractrísticas:
EMPUJE SUFICIENTE
Reduce
la
velocidad
de
penetración
Produce mayor desgaste del
inserto
Produce calentamiento del inserto,
varillaje, acoplamientos
c.2.3.4.- Barrido
EMPUJE EXCESIVO
Disminuye también la velocidad de
penetración
Aumenta también el desgaste del
inserto
Produce vibración, desviación de los
taladros
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Para una perforación efectiva, es necesario que el fondo del taladro se encuentre libre de
los detritus producidos justo después de su formación. Evita la retrituración, el sobre
consumo de energía, el desgaste del inserto sin beneficio y el riesgo de atascos (plantado
del barreno).
Este barrido se realiza con agua y con una presión de inyección de 3 kg/cm 2 a través del
orificio axial del barreno y la abertura lateral practicada en el cabezal, que además sirve
para suprimir el polvo y como refrigerante. También se puede utilizar aire comprimido y
espuma que ejerce un efecto de sellado sobre las paredes cuando se atraviesan
materiales sueltos. Las partículas se evacúan por el hueco anular comprendido ente el
varillaje y la pared del taladro.
La velocidad ascensional mínima cuando se emplea aire comprimido pueden estimarse a
partir de la expresión:
Va = 9.55 * Pr/(Pr + 1) * Dp ; m/s
Donde:
Va = Velocidad ascensional mínima; m/s
Pr = Densidad de la roca; gr/cm3
Dp = Diámetro medio de partículas; mm
Cuando se emplea agua, la velocidad ascensional debe estar comprendida entre 0.4 y 1.00
m/s
c.3.- Perforadora de Rotación Reversible
Son utilizadas por perforadoras grandes para varillas de extensión que disponen un
mecanismo que invierte el sentido de la rotación. Esto simplifica las operaciones de
desconexión de las citadas varillas.
En este tipo de perforadoras, la barra estriada o rifle bar tiene un dentado interior en que
engranan los trinquetes situados en la carcaza de la caja de trinquetes.
El sistema más usual consta de ocho trinquetes dispuestos de tal forma que sólo cuatro
de ellos permiten el giro de la barra estriada en un sentido y los otros cuatro en sentido
contrario. Un anillo levantador de los trinquetes que gira alrededor del eje longitudinal de
la perforadora, se utiliza para levantar cuatro de los ocho trinquetes.
Este dispositivo levantador puede ser manual o un cilindro neumático accionado a
distancia.
c.4.- Perforadora con Rotación Independiente
Sirve para perforar taladros de gran diámetro y de gran profundidad, en que es necesario
aplicar un par más elevado que el que se obtienen por cualquiera de los procedimientos
anteriores.
En estos casos es necesario regular la velocidad de rotación de la perforadora.
Un motor neumático o hidráulico realiza tal rotación regulada, estando fuera del barreno.
El par es transmitido a la perforación a través del varillaje.
Este tipo de perforadoras cuentan con una caja a cárter de engranajes y con un engranaje
cilíndrico para transmitir el movimiento de rotación al barreno.
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d.- Descripción de una Jack leg
d.1.- Perforadora
Todas las marcas y sus modelos cuentan con barrido por agua y excepcionalmente por
aire comprimido.
ESPECIFICACIONES TECNICAS
Peso neto de perforadora; lbs
Peso perforadora y pie de avance;
lbs
Impactos por minuto
Consumo de aire; pie³/min
Presión de aire; lb/pulg²
Consumo de agua; lts/min
Diámetro de pistón; pulg
Longitud de carrera de pistón; pulg
Longitud retraída de barra de avance;
pulg
Longitud extendida de barra de
avance; pulg
Costo de adquisición; $
Vida útil; pies perforados
Ingersoll
Rand
JR38C
88
90.50
Ingersoll
Rand
E300A
70
102.00
Atlas
Copco
BBC24W
58
87.98
Mid
Western
S38F
72
100.00
1,800
90 – 180
80
2,200
130 - 238
80
2,050
77 - 138
85
2.200
183 – 233
75
2¾
2 3/8
50.00
3
2 5/8
51.50
2¾
2 1/8
50.00
3
2½
49.00
87.00
87.50
87.00
85.00
6,510
175,000
6,700
175,000
8,012
190,000
4,118
150,000
Exteriormente, consta de 3 partes principales: Frontal, Cilindro y Cabezal unidos por 2
pernos laterales (tirantes) con sus respectivas tuercas. Estas tuercas deben ajustarse
alternativamente y sucesivamente; en caso contrario se producen esfuerzos asimétricos
que alteran el funcionamiento normal de las piezas interiores. Las partes se visualizan en
los gráficos.i
Exteriormente e interiormente, de acuerdo a los fabricantes y a modelos, pueden estar
conformados por 66 piezas (RH-656-4W), 90 piezas (Stoper BBD-46-WS), 100 piezas
(Leopard BBC-35-WTH), etc.
FABRICANTES
Atlas Copco
Toyo
Shenyang
Compair Holman
Gardner Denver
Montabert
Huascarán
Ingersoll Rand
MODELOS
Puma BBC – 16W
Lion BBC – 24W
Leopard BBC – 35WTH
Panther BBD – 40W
Falcon BBD – 46WS
Leg Drill TY -24LD
Stoper TY – 280 – JS
Leg Drill YT - 27
IMPACTOS/MIN
2300
2050
2250
3000
3000
2450
PESO; lbs
59
64
69
50
85
52
110
57
29
d.2.- Pistón, barra, pie de avance, empujador, pata neumática
Es un dispositivo acoplable o fijo cuyas funciones son soportar a la perforadora y
mantener al barreno en contacto firme con la roca, además de frenar los movimientos de
retroceso de la herramienta que se producen cuando el pistón se acelera y se retarda
dentro del cilindro.
En la jack leg, consiste en un tubo o cilindro con un pistón o émbolo dentro;
exteriormente en el extremo inferior cuenta con uñas y punta con el objeto de que se
asiente en el piso, y en el extremo superior con un sistema de empalme a la perforadora.
Cuenta con azas.
Características:
- Longitud total
- Longitud de avance
- Diámetro del pistón
- Peso
- Material
54 a 71 pulgadas
35 a 52 pulgadas
2 ¾ a 2 5/8 pulgadas
33 a 50 libras
Aluminio
Funcionamiento:
El aire comprimido ingresa por los agujeros especiales en la perforadora o por la
manguera de aire (racor o enchufe), pasa por la válvula de regulación y el cuello
del émbolo hacia el anillo de soporte, empujándolo hacia arriba o hacia adelante.
La presión de aire se controla por medio de la empuñadura.
Mediante la válvula se purga de aire se elimina rápidamente la presión del avance
y se ajusta la posición en altura durante la perforación.
d.3.- Accesorios
Lubricadora o aceitera
Es un depósito pequeño de aceite que se intercala en la manguera de aire
comprimido, para enviar el aceite a la corriente de aire por medio de una válvula, que
una vez lleno de aceite, asegura una lubricación constante del equipo.
Existen modelos automáticos, o sea que cortan el paso del aire cuando se termina su
contenido.
El consumo medio es de 1/5 de litro de aceite por cada hora de trabajo.
El aceite a utilizarse debe ser emulsificante, o sea debe mezclarse con el agua
formando una emulsión resistente al lavado por el agua y/o aire comprimido,
resistente a los ácidos y óxidos, así como de una elevada viscosidad.
El aceite sólo pasará cuando existe presión del aire en la tubería o manguera.
Los lubricantes aconsejables son:
- Esso Arox EP 65 y Shell Tonna Oil 27R para temperaturas mayores de
25°
- Esso Arox EP 38 y Castrol Magma SPX para temperaturas menores de
25°
Acoplamiento de garras
Son conexiones seguras y rápidas para las mangueras de aire a la perforadora.
Requiere de abrazaderas y empaquetaduras (sellos) de jebe.
30
Mangueras de jebe, malla metálica y tela
De 3 a 7 capas, resistentes a la abrasión y corte.
31
32
33
34
35
e.- Descripción de una Stoper
Exteriormente, consta con las mismas partes de una jack leg, a excepción de la
empuñadura; en el cabezal va adherido el Pistón de avance, axialmente.
Este pistón de avance cuenta en su extremo inferior con una punta para el apoyo sobre el
piso. El mando del pistón se efectúa desde la perforadora.
Existen modelos en que el Empujador va unido a la perforadora fuera del eje axial.
El Funcionamiento es similar a la jack leg.
Interiormente, es similar a la jack leg.
Características (modelo TY-280-JS):
- Peso total
- Longitud cerrada
- Diámetro del cilindro
- Carrera del pistón
50 kg
2,27 m
0,076 m
0,068 m
36
37
38
f.- Drill Jumbo Neumatica (Perforadora de gran volumen)
f..1.-Concepto
Significa el uso de un fluido comprimible (aire) para accionar los mecanismos de impacto,
de rotación, de avance y de posicionamiento de las perforadoras de rocas drifter que se
desplazan a través de una viga que puede ser fija o que empalma a un brazo telescópico.
f.2.- Características
La energía neumática (que puede ser tomada del sistema de de aire comprimido instalado
o de una compresora) es normalmente la fuente primaria para la percusión, rotación,
avance, posicionamiento y traslación del equipo, que a su vez sirve para accionar los
sistemas hidráulicos (gatos, tracción, tablero de mandos, etc).
Fuente de energía
Velocidad de percusión
Velocidad de penetración
Diámetro del taladro
Amortiguador
Medio ambiente
Nivel de ruido
Barrido
Eficiencia de perforación
Peso de la drifter
Aire comp.. 59 – 260 psi
2,280 RPM
21 mm/seg
7/8” – 4 ½”
Nitrógeno, algunos
Partículas de aceite
103 Db
Agua/aire
11 %
11 – 145 kg
Su uso es cada vez menor en minería, dada la alta mecanización actual.
f.3.- Descripción de una Perforadora Drifter Neumática
Características
Son máquinas roto-percusivas accionadas por aire comprimido que van montadas sobre
brazos o vigas directrices (deslizaderas) en una plataforma o chasis de perforación con un
tren de rodaje sobre carriles, neumáticos u orugas.
El avance y retroceso de la perforadora es mecánico o automático sobre este brazo, por
tornillo sin fin, cable de acero o cadena.
Perfora taladros horizontales a verticales.
Utiliza barrenos integrales de 25 mm o varillaje extensible de 32 - 38 mm ( en este último
caso son de rotación reversible).
Existen diferentes marcas y modelos (BBE 57, COP A15, etc.).
Requerimientos
Aire comprimido
Componentes
Ver gráfico
39
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g.- Descripción de Drill Jumbo Neumáticas
Truck drill
O vagones (carretones) de perforación mecanizada montados sobre llantas u orugas.
La fuerza de propulsión es neumática, eléctrica (hidráulica) o diesel.
Toda la unidad está accionada por aire comprimido, que pone en funcionamiento los
sistemas hidráulicos.
Trabajan con perforadoras drifter y barrenos integrales o varillas de extensión.
Existen modelos que una vez asegurados los brazos de posicionamiento, son
inamovibles. Algunos modelos cuentan con cabrestante o winches para efectos de ángulo
de trabajo del brazo guiador y elevación de las barras de perforación.
Pueden perforar taladros verticales o inclinados (hacia arriba o hacia abajo) de 1 hasta
más de 4 pulgadas de diámetro y longitudes mayores de 10 metros.
Son conocidos los Wagon drill o Uper drill ( sobre llantas ) y los Crawler drill ( sobre
orugas ).
Trabajan en interior mina y en superficie. Pueden trabajar con DTH.
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Down the hole ( Perforadora dentro del taladro)
Características
Es una perforadora cuya percusión es de accionamiento neumático y que trabaja en el
interior del
taladro (cilindro de acero ubicado en el fondo del taladro, detrás de la broca y similar al
resto de la columna de perforación), trasladando al fondo del taladro la energía de cada
golpe generado por el pistón.
La rotación del inserto y de la columna de perforación se logra con el Cabezal Rotativo
que se encuentra en la viga o brazo alimentador exterior, mediante accionamiento
hidráulico.
Se utiliza en labores de superficie e interior mina ( taladros para voladuras, pasajes de
cables y relleno hidráulico, drenaje, etc.).
Se pueden lograr taladros mayores de 3 pulgadas de diámetro y hasta de 185 metros de
longitud.
Utilizan los Truck drill así como otros tipos de vehículos ( camiones ).
Componentes
Broca: Utiliza tipo cuchilla o cincel, en cruz o en aspa (rocas de mediana dureza) y de
botones (rocas muy duras ).
Los diámetros utilizados van de 3 a 27 pulgadas.
Perforadora: Es de menor diámetro que la broca.
COP 32
Diámetro externo
77 mm
Diámetro de pistón
60 mm
Velocidad rotación
30 - 40 RPM
COP 42
96 mm
76 mm
25 - 35 RPM
Barras de Perforación
Varían en diámetro de 3 a 27 pulgadas y en longitudes de 5, 10 y 20 pies c/u.
Son huecas y poseen rosca macho en un extremo y hembra en el otro.
Adaptador de culata
Pieza que trabaja dentro de la drifter, para efectos de la rotación de la barra de
perforación.
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h.- Cálculos de perforadoras
h.1.- Principio de Percusión
1.- Area del émbolo en viaje de trabajo (A)
A = * r2 ; cm2
Donde:
r = Radio de cabeza del émbolo; cm
2. Area del émbolo en viaje de regreso (A‟)
A‟ = A - Area de cuello del émbolo ; cm2
3. Aceleración del émbolo en viaje de trabajo (a)
a = Fuerza/masa
a = (presión de aire * A)/(Peso émbolo/gravedad) ; m/seg2
Presión = kg/cm2
Peso = kg Gravedad = m/seg2
4. Aceleración del émbolo en viaje de regreso (a‟)
a‟ = (Presión de aire * A‟)/(Peso émbolo/gravedad) ; m/seg2
5. Tiempo del émbolo en viaje de trabajo (t)
t = L/a ; seg.
Donde:
L = Longitud de carrera, es decir longitud cilindro – ancho cabeza del
pistón; m
6. Tiempo del émbolo en viaje de regreso (t‟)
t‟ = L/a‟ ; seg.
7. Tiempo del ciclo (T)
T = t + t‟ ; seg.
8. Número de golpes por minuto (NG/min)
NG/min = (60 seg./min)/T ; golpes/min
9. Trabajo efectuado (W)
W = Fuerza * Longitud; kg
Fuerza = masa * aceleración
= (peso/gravedad) * aceleración
= Presión * Area
W = Presión * Area * Longitud; kgm
h.2.- Principio de percusión/rotación
1.- Area del émbolo en viaje de trabajo (A)
A = * r2 (cabeza pistón) - * r2 (“cuello” barra estriada); cm2
2.- Area del émbolo en viaje de regreso (A)
A = * r2 (cabeza pistón) - * r2 (cuello pistón); cm2
51
3.- Revoluciones por minuto (RPM)
RPM = (NG/min)/(GR)
Donde:
GR = El número de golpes por cada revolución; es decir, el número de
dientes de la Caja de Trinquetes.
El resto de cálculos son similares a los cálculos para percusión.
h.3.- Caudal de aire para perforación (Q)
Q = (Volumen/ciclo * 60 seg/min * Rp)/(106 * T); m3/min
Donde
Q = Caudal de aire consumido por la perforadora.
Volumen/ciclo = Area/ciclo * L = (A + A‟) * L; cm3
L = Longitud de carrera; cm
Rp = Relación de presión del aire comprimido al aire atmosférico. Esta relación es
de 8:1 mayormente, dependiendo de la eficiencia mecánica del compresor,
de la luz entre el pistón y el cilindro, etc.
106 = Constante para transformar cm3 a m3
T = Tiempo/ciclo, es decir sumatoria de tiempo de carrera de trabajo y tiempo de
carrera de regreso; seg.
Ejercicio:
Contando con los siguientes datos de una PERFORADORA DE PERCUSION, calcular las
fórmulas descritas anteriormente.
Diámetro de cabeza del émbolo
7 cm
Diámetro del cuello del émbolo
4.5 cm
Ancho de cabeza de émbolo
2.0 cm
Presión de aire
5 kg/cm2 (71 psi)
Peso del émbolo
2 kg
Gravedad
9.81 m/seg2
Longitud de carrera del pistón
0.068 m
Solución:
A = 3.1416 * (3.5)2
A‟ = 38.49 – ((3.1416 * (2.25)2)
a = (5 * 38.49)/(2/9.81)
a‟ = (5 * 22.59)/(2/9.81)
t = 0.068/943.97
t‟ = 0.068/554
T = 0,0085 + 0,0111
NG/min = 60/0.0196
W = 5 * 38,49 * 0,068
=
=
=
=
=
=
=
=
=
38.49 cm2
22.59 cm2
943.97 m/seg2
554 m/seg2
0,0085 seg.
0,0111 seg.
0,0196 seg.
3,061 golpes/min
13.10 kg
Ejercicio
Se tiene una perforadora de percusión-rotación. Con los datos anteriores requeridos y con
los siguientes:
Diámetro “cuello” barra estriada
2.30 cm
Longitud de carrera del pistón
6.80 cm
52
Relación presión aire comp. a aire atm. 5:1
Numero de golpes por cada revolución, 36
Hallar RPM y Q.
Solución
RPM = 3061 golpes/min/36 = 85 RPM
Q = (A + A´) * 60 seg/min * 5/(106 * T)
= (38.48 + 22.58) * 6.80 * 60 * 5/(106 * 0.0196) = 6.40 m3/min
i.- Velocidad de penetración
VP = 31 * (POT/D1.4)
Donde:
POT = Potencia cinética disponible en el martillo; KW
D = Diámetro del barreno; mm
Ejemplo
POT = 18 KW
D = 100 mm
Solución
VP = 31 * (18/1001.4) = 0.88 m/min
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 257a 259
expresa sobre Perforación y Voladura.
j.- Cálculos de perforación/voladura
1.- Cálculo del número de taladros a perforar (N) según el MANUAL DE EXPLOSIVOS de
Química Sol S.A. para un frente ciego.
N = R/C + KS
Donde
R = Circunferencia aproximada de la sección; m2
= S * 4 (NOTA: es Raiz cuadrada de S)
S = Sección del frente; m2
= ancho * altura * fcg
fcg = Factor de correción geométrica; generalmente es 0.90
C = Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca; m
K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca
TIPO DE ROCA
Roca dura
Roca semidura
Roca blanda
DISTANCIA TALADROS
(C)
0.5 m
0.6 m
0.7 m
COEFICIENTE ( K )
2
1.5
1
Para el caso de perforación en tajeos o tajos, la distancia entre taladros y entre filas
de taladros se obtiene luego de una serie de pruebas, considerando si es
perforación horizontal (breasting), inclinada o vertical, entre otros. El resultado de N
es teórico, el mismo que debe ser reajustado de acuerdo al trazo de perforación,
53
distribución de taladros en el frente (en un gráfico) y en la labor luego de varias
pruebas, antes de ser estandarizado.
Ejercicio
Datos: a = 2.10 m
H = 2.30 m
Fcg = 0.9
Roca dura
Hallar N
Solución
S = 2.10 * 2.30 * 0.9 = 4.35 m2
R = 4.35 * 4 = 2.086 * 4 = 8.34 m2
N = (8.34/0.5) + (2 * 4.35) = 25.38 taladros
= 26 taladros
2.- Cálculo de Tiempos durante de Guardia
Requiere la participación de personal capacitado, quien con el apoyo de instrumentos y materiales de trabajo, se
dedicará durante un periodo a medir los tiempos de cada labor que desarrolla el perforista y su ayudante.
La finalidad de estas mediciones es conocer los tiempos efectivos Antes, Durante y Después de la Perforación,
con los que podremos efectuar los cálculos reales.
Debe considerarse el promedio de varios controles, sea en el tajo, materia del estudio o el promedio de
mediciones efectuados en varios tajos. Se adjunta 02 hojas CONTROL DE TIEMPOS
3.- Tiempo de perforación por taladro
= Tiempo total de perforación/Taladros perforados; min
4.- Velocidad de perforación por taladro
= Longitud taladro/Tiempo total perforación taladro; pie/min
5.- Pies perforados por guardia
= Longitud taladro * taladros perforados; pie/gdia
6.- Eficiencia de la perforación
= (Tiempo efectivo perforación * 100)/8 ; %
7.- Volumen roto por disparo
= a * h * p * fcg * e; m3/disparo
Donde:
a, h y p = Ancho, altura y profundidad del frente de disparo; m
fcg = Factor de corrección geométrica, que va de 0,65 a 0,97
En el frente de galería, tajo, chimenea, generalmente es 0,9
e = Eficiencia del disparo, considerando los “tacos”
Generalmente es un valor de 0,95
8.- Tonelaje roto por disparo
= Volumen roto por disparo * p.e.; TMS/disparo
Donde:
p.e. = Peso específico del material roto
9.- Peso de dinamita por disparo
= Peso de cada cartucho * cartuchos/taladro * taladros cargados; kg
En el caso de cartuchos de dinamita de 7/8” * 7”, generalmente es 80 gr. de peso de cada uno.
10.- Número de fulminantes simples por disparo
= Número de taladros a encender
11.- Longitud de mecha de seguridad por disparo
= Sumatoria de longitudes de mecha de seguridad de las armadas y de chispeador o mecha de seguridad; pie
o metros
12.- Factor de potencia del explosivo
54
= Peso total dinamita/tonelaje roto por disparo; kg/TMS
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, en sus artículos 260 a 261
menciona lo relacionado a Volaura No Eléctrica y en sus Artículos 262 a 269, sobre
Voladura Eléctrica.
13.- Consumo de aire comprimido por disparo
13.,1.- Para Perforación:
Consumo/gdia = Consumo a cota de trabajo * 60 min/hora * TE ; pie3/gdia
Consumo a cota de trabajo = Consumo al nivel del mar * F
Donde:
F = Factor de corrección por altura
= (((PaO(Pmh + Pah))/((Pah(PaO + Pmh)))
PaO = Presión atmosférica al nivel del mar. Se halla con la Tabla de
ATMOSFERAS SEGÚN NORMAS USA 1962 adjunta.
Pmh = Presión manométrica (lectura del manómetro).
Pah = Presión atmosférica a cota de trabajo.( Tabla )
TE = Tiempo efectivo de trabajo durante la guardia
13.2.- Para Afilado de Barrenos
Consumo/gdia = Consumo a cota de trabajo * 60 min/hora * TE * %; pie³/gdia
(se sigue el procedimiento anterior, con sus propios datos)
TE = Tiempo efectivo de trabajo de afilado durante la guardia
% = Barrenos a usar en el tajo * 100/total barrenos afilados en la guardia
14.- Consumo de agua por disparo
14.1.- Para Perforación
Consumo/gdia = 0.5 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia
0.5 = Según el Art. 257 del Reglamento de Seguridad Y salud Ocupacional en Minería,
se debe utilizar una cantidad mínima de 0,5 lt/seg. de agua y una presiónde 0.3
kg/cm2.
TE = Tiempo efectivo de trabajo de perforación durante la guardia
14.2.- Para Lavado del Frente de Perforación
Consumo/gdia = 2 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia
2 = Empíricamente se considera 2 lt/seg. la cantidad mínima de agua a usar para el
lavado del frente de trabajo.
14.3.- Para Afilado de Barrenos
Consumo/barrenos usados en gdia = 0.25 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; * %; lt/gdia
0.25 = Empíricamente se considera 0,25 lt/seg. la cantidad mínima de agua a usar para
el afilado de barrenos.
% = Barrenos a usar en un tajo/ total de barrenos afilados en la gdia.
Ejercicio:
Conociendo los siguientes datos, realizar los cálculos para un tajeo utilizando los cuadros y las
fórmulas anteriormente descritos:
Número de taladros
Longitud de cada taladro
27
5 pies
55
Ancho del frente del disparo
Altura del frente de disparo
Profundidad del frente de disparo
Factor de corrección geométrica
Eficiencia de disparo
Peso específico del mineral
Peso de cada cartucho de dinamita
Número de cartuchos por taladro
Longitud de cada armada
Consumo de aire de perforadora a nivel del mar
Consumo de aire de afiladora a nivel del mar
Cota de trabajo
Número de barrenos afilados por guardia
Número de barrenos a usar en la labor
Presión manométrica de perforación
Presión manométrica de afilado
Horas efectivas de perforación
Horas efectivas de lavado de frente
Horas efectivas de afilado de barrenos
3,5 m
2,3 m
1,5 m
0,9 m
95%
2,9
0,08 kg
5
7 pies
254 pie3/min
25 pie3/min
4000 msnm
40
2
80 psi
70 psi
3,43
0,17
6
Solución:
1.- Cálculo de tiempos durante la guardia: Se adjunta los cuadros de control de tiempos
de perforación .
2.- Tiempo total perforación/taladro = 205,44 min/27 taladros
= 7,61 min/taladro
3.- Velocidad media de perforación = 5/7,61
= 0,66 pie/min
4.- Pies perforados por guardia = 5 * 27
= 135 pie/gdia
5.- Eficiencia de perforación = (3,43/8) * 100
= 42,88%
6.- Volumen roto por disparo = 3,5 * 2,3 * 1,45 * 0,9 * 0,95
= 10,32 m3
7.- Tonelaje roto por disparo = 10,32 * 2,9
= 29,93 TMS
8.- Peso dinamita por disparo = 0,08 * 5 * 27
= 10,8 kg
9.- Número de fulminantes simples No.6
= 27
10.- Longitud de mecha de seguridad = (7 * 27) + 3,28
= 192,28 pies
= 58,61 m
11.. Factor de potencia = 10,8/29,93
= 0,36 kg/TMS
12.- Consumo de aire comprimido por disparo
- Para perforación
F = [14,689(80 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 80)]
= 1,54
Consumo a cota de trabajo = 254 * 1,54
= 391.16 pie3/min
Consumo/gdia = 391.16 * 60 min/hora * 3,43 hora
= 80,500.73 pie3/gdia
-
Para afilado
F = [14,689(70 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 70)] = 1,53
Consumo a cota de trabajo = 25 * 1,53
Consumo/gdia = 38,25 * 60 min/hora * 6 * ( 2/40 )
13.- Consumo de agua por disparo
= 38,25 pie3/min
= 688,5 pie3/gdia
56
- Perforación = 0,5 * 3600 * 3,43
- Lavado de frente = 2 * 3 600 * 0,17
- Afilado de barrenos = 0,25 * 3 600 * 6 * (2/40)
CONTROL
Labor :
Guardia:
Tajo 605-W
Día
DE
= 6 174 lt/gdia
= 1 224 lt/gdia
= 270 lt/gdia
TIEMPOS
Personal:
Pedro Rojas
Juan Macuri
ANTES DE LA PERFORACIÖN
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Caminatas
Inoperativos
Lavado de frente
Desate de rocas
Preparación de la plataforma
Instalación del equipo
Prueba de la máquina
SUB TOTAL
Minutos
7.00
40.00
20.00
15.00
20.00
6.00
Horas
0.11
0.67
10.00
0.33
0.25
0.33
0.10
118.00
0.17
1.97
DURANTE LA PERFORACIÖN
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Desate de rocas
Cambio de barrenos (a)
Posicionamiento – empate (a)
Perforación – barrido (a)
Retiro de barreno (a)
Barreno plantado (a)
ALMUERZO
22.56
16.01
20.22
155.90
5.47
7.84
0.68
0.26
0.34
2.59
0.09
0.13
SUB TOTAL
228.00
3.80
SUB TOTAL
30.00
0.50
7.00
30.00
15.00
0.12
0.50
0.25
DESPUËS DE LA PERFORACIÖN
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Caminatas
Inoperativos
Desinstalación del equipo y traslado
Preparación de 27 cebos
Carguio de taladros
Preparador del chispeador
Chispeo manual
SUB TOTAL
TOTAL
12.00
0.20
30.00
3.00
7.00
0.50
0.05
0.12
104.00
1.73
480.00
8.00
(a) Control de tiempos de perforación (in situ).
57
58
ATMOSFERAS SEGÚN LAS NORMAS U.S.A. - 1962
ALTITUD
m
0
100
200
300
400
500
600
800
100
1200
1400
1600
1800
2000
2200
2400
2600
2800
3000
3200
3400
3600
3800
4000
4500
5000
5500
6000
PRESION
lb/pulg²
14,689
14,515
14,341
14,167
14,007
13,848
13,674
13,355
13,036
12,717
12,412
12,108
11,181
11,528
11,238
10,926
10,701
10,426
10,165
9,918
9,657
9,411
9,179
8,947
8,367
7,830
7,323
6,844
TEMPERATURA
°C
15,0
14,4
13,7
13,1
12,4
11,8
11,1
9,8
8,5
7,2
5,9
4,6
3,3
2,0
0,7
0,6
1,9
3,2
4,5
5,8
7,1
8,4
9,7
11,0
14,2
17,5
20,7
24,0
DENSIDAD
lb/pie²
0.076
0,076
0,075
0,074
0,074
0,073
0,072
0,071
0,069
0,068
0,067
0,065
0,064
0,063
0,062
0,060
0,059
0,058
0,057
0,056
0,054
0,053
0,052
0,051
0,048
0,046
0,043
0,041
Los cambios de tiempo pueden dar lugar a que los valores
tabulados para la presión alrededor del 0 – 5% y lo relativo a
la Densidad varían en un 0 – 20% aproximadamente.
Sintetizando, de la Tabla de Control de Perforación anterior, se desprende que el tiempo
“real” de perforación con una Jack leg es de 205.44 minutos para 140 pies de taladros; lo
que significa que la velocidad media de perforación es de 1.47 min/pie de taladro (88
seg/pie).
59
k.- Cálculos de rendimiento y avance de perforadora jack leg
Rendimiento de la perforadora ( R )
R = 60 min/hora * V * T * N
Donde:
R = Rendimiento de la perforadora; m/gdia.
V = Velocidad de perforación; m/min
T = Horas normales por guardia; 8 horas
t = Horas netas de perforación; horas
N = Factor de perforación; relación t/T; s/u
Avance teórico por disparo
= R/Número de taladros/gdia; m
Ejemplo
Una perforadora jack leg tiene una velocidad de avance de 10 pulg/min y trabaja 4.50
horas perforando 30 taladros durante la guardia normal de 8 horas de trabajo.
Calcular el rendimiento del equipo y el avance teórico por disparo.
Solución
R = 60 min/hora * (10 pulg/min * 0.0254 m/pulg) * 8 hora/odia * (4.50/8) = 68.58 m de tal/gdia
Avance = 68.58 m de tal/odia/30 tl/odia = 2.29 m
Ejemplo
Una stoper avanza 12 pulg/min en un frente de 3 m * 3 m durante 3.5 horas; el tiempo de
perforación por taladro es de 6 min. Calcular el número de taladros a perforar, el
rendimiento y el avance teórico por disparo.
Solución
No. Taladros/gdia = (3.50 horas * 60 min/hora)/6 min/tal = 35 taladros
R = 60 * (12 * 0.0254 m/pulg) * 6 min/tal * (3.50/8) = 48.01 m/gdia
Avance teórico = 48.01 m/gdia/35 tal = 1.37 m
l.- Cálculo de costos
l.1.- Concepto de Costo:
Es la sumatoria de valores reales o financieros utilizados en la producción de un bien o en
la prestación de un servicio y durante un periodo determinado. Puede ser referido a
costos por volumen, por peso, por tiempo, por longitud, etc.
l.2.- Fines del Costos:
- Conocer el valor de la actividad (gasto con respecto a lo producido)
- Analizar las labores que intervienen y sus propios requerimientos
- Servir de base para la toma de decisiones
- Brindar información económica real y oportunamente
l.3.- Tipos de Costos:
60
l.3.1.- Costos de Propiedad.- Constituidos por la AMORTIZACION del capital invertido en la
adquisición del bien y por la DEPRECIACION del bien.
En el precio de adquisición debe considerarse:
Precio FOB (Free on Board, Franco a Bordo), es decir el precio del bien puesto en el
Puerto de origen o de embarque, o del vendedor. En este caso, los costos de embarque,
impuestos, seguros y fletes al lugar de destino, son a cuenta del comprador.
Precio CIF (Cost, Insurance and Freight, costo, seguro y flete), es decir el precio de
adquisición del bien puesto en el Puerto de destino o del comprador. En este caso, los
costos de embarque, impuestos, seguros y fletes al puerto de destino es a cuenta del
vendedor.
Cualquiera sea el caso, además se debe incluir los costos de transporte, embalaje,
seguro, ensamble, etc. Se halla aplicando las siguientes fórmulas:
1.- Amortización:
O monto periódico de devolución, pago periódico o recuperación del capital
invertido. Se halla aplicando la siguiente fórmula:
a = A[((1 + i)n * i)/(1 + i)n - 1))]
También se aplica la siguiente fórmula:
a = (A * i * Fi)/Horas de operación por año
Fi = (n + 1)/2n
Donde:
a = Amortización
A = Monto invertido, monto del préstamo o Valor Presente
i = Tasa de interés
n = Vida útil del bien, número de cuotas de devolución.
Es en base a estándares y/o experiencias.
Fi = Factor de inversión. En este caso, está dado en años.
2.- Depreciación:
O disminución del valor por obsolescencia o por desgaste por operación del bien, o
fondo de reposición. En principio este factor es difícil de establecer por ser muy
variables las condiciones de trabajo y el servicio de mantenimiento o reparación del
bien tratado. Para depreciar, se debe considerar el VALOR RECUPERABLE al final de
su vida útil; este valor de salvataje oscila entre el 10 y el 25 % del costo de
adquisición. El más usual es 20 % del costo de adquisición; el resto ( 80 % ), dividido
entre la vida útil, constituye la Depreciación.
D = 0.8 * Precio adquisición/Vida útil
Se amortiza y se deprecia la perforadora y el afilador de barrenos.
61
l.3.2.- Costos de Operación
3.- Costo de Mantenimiento:
Constituido por los costos de mano de obra, materiales, instalaciones,
herramientas, etc. durante la vida útil de cada bien adquirido.
Este costo ofrece gran variación por las condiciones particulares de cada caso: En
Argentina, Chile y Brasil consideran el doble del Monto de Adquisición dividido
por la vida útil. En Estados Unidos y en el Perú, generalmente se considera el
Valor de Adquisición dividido por la vida útil (especialmente en minería). Se usa la
fórmula:
M = Precio de adquisición/Vida útil
4.- Costo de aire comprimido
4.a.- Para Perforación
= Consumo a cota de trabajo * costo/pie3 * 60 min/hora * TT
Donde:
TT = Tiempo total de perforación; horas
4.b.- Para Afilado de Barrenos
= Consumo a cota de trabajo * costo/pie3 * 60 min/hora * TT * %
Donde:
TT = Tiempo total de afilado de los barrenos durante la guardia.
Generalmente, sólo se afila durante el día (una sola guardia por día).
% = Número de barrenos afilados para el tajo en estudio, del total de
barrenos afilados durante la guardia
5.- Costo de agua
5.a.- Para Perforación
= Consumo/gdia * Costo por litro
5.b.- Para Lavado de Frente de Perforación
= Consumo/gdia * Costo por litro
5.c.- Para Afilado de Barrenos
= Consumo/gdia * Costo por litro * %
Donde:
% = porcentaje de consumo de agua para el afilado de los barrenos para el
tajo en estudio, del total de barrenos afilados en la guardia.
62
6.- Costo de Implementos de Seguridad
6.a.- Para Perforista y Ayudante
IMPLEMENTOS
Cant.
Casco minero
Tapones para oídos (par)
Anteojos de seguridad
Respirador contra polvo
Filtro para respirador
Guantes de cuero (par)
Botas de jebe (par)
Pantalón de jebe
Saco de jebe
Mameluco
Lámpara a batería
Correa porta-lámpara
TOTAL $
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
Costo
$
10
2
4
9
1
3
28
20
20
8
100
12
Duración
Guardias
1560
52
156
312
6
13
104
104
104
156
1560
936
Costo/gdia
$
0.0064
0.0385
0.0256
0.0289
0.1667
0.2308
0.2692
0.1923
0.1923
0.0513
0.0641
0.0128
1.2789
6.b.- Para Supervisores Mina
Excluyendo Tapones para oídos, pantalón y saco de jebe, el Costo/gdia es de $
0.5801. Este costo que corresponde a cada supervisor, debe dividirse entre las
labores a su cargo.
6.c.- Para Afilador de Barrenos
Es similar al costo de perforista, es decir el Costo/gdia es de $ 1.2789. Este costo se
multiplica por el % de barrenos afilados para el tajo, del total afilados en la guardia.
7.- Costo de Herramientas y Accesorios para Perforación y Voladura
IMPLEMENTOS
Cant.
Barretilla de 8 pies
Llave Stillson 18 pulgadas
Sacabarreno hechizo
Pico
Lampa
Combo de 6 libras
Cucharilla de 6 pies
Atacador de madera
Punzón
Cuchilla
Fósforo (cajita)
Manguera de aire (m)
Manguera de agua (m)
Aceite de lubricación
TOTAL
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
10
10
1/8
Costo
$
15
30
5
9
9
10
3
2
0,5
0,1
0,06
60
45
1
Duración
Guardias
156
312
312
156
156
312
120
20
52
78
26
208
208
1
costo/gdia
$
0.0961
0.0961
0.0160
0.0577
0.0577
0.0321
0.0250
0.1000
0.0096
0.0013
0.0023
0.2885
0.2164
1.0000
1.9986
63
8.- Costo de Salarios/Leyes Sociales/Indemnizaciones
Al salario que percibe el trabajador (100 %), se le incrementa los siguientes
porcentajes, cuyos montos son retenidos o pagados a las instancias respectivas
por el empleador.
Salario
Que percibe el trabajador
100.00 %
Leyes Sociales
EsSalud
SNP (Sistema Nacional de Pensiones)
SCTR (Seguro Complementario de Trabajo de Riesgo
Ley 26790, se paga a seguros particulares)
IES (Impuesto Extraordinario de Solidadridad, ex fonavi)
Sub total
9.00 %
11.00 %
3.60 %
2.00 %
25.60 %
Indemnizaciones
Tiempo de servicios (30 tareas)
Gradtificaciones (60 tareas)
Vacaciones (30 tareas)
Enfermedad (D.L. No. 22482, 20 tareas)
Dominicales (52 tareas)
Feriados (10 tareas)
Sub total
TOTAL
9.90 %
19.80 %
9.90 %
6.60 %
17.16 %
3.30 %
66.66 %
192.66 %
Nota: En el caso del perforista y su ayudante, se considera el 100%, en el caso de
cada Supervisor, se divide entre las labores a su cargo durante la guardia y en
el caso del afilador de barrenos, se multiplica por el % de barrenos.
Estos porcentajes pueden variar, en base a modificaciones expresas (bonos
de producción, vacaciones truncas, asignación familiar Ley 25129,
sobretiempos, etc.).
9.- Costo de Barrenos
= (Costo adquisición juego/vida útil juego) * pie/gdia perforado
Donde:
Costo adquisición juego = Costo de c/u de los barrenos utilizados
Vida útil juego:
Patero
700 pies con 6 afiladas
Seguidor
700 pies con 8 afiladas
Total
1400 pies
Pies perforados por taladro de 5 pies y por guardia:
Patero
2 pie/tal * 27 tal = 54 pies/gdia
Seguidor 3 pie/tal * 27 tal = 81 pies/gdia
Total
135 pies/gdia
64
10.- Costo de Dinamita
= Cartuchos/taladro * taladros a cargar * costo/cartucho
11.- Costo de Fulminantes Simples No. 6
= Taladros a cargar * costo/fulminante
12.- Costo de Mecha de Seguridad
= Longitud total de Mecha de Seguridad * costo/metro
= (m/tal * No. tal + 1 m) * costo/m
1m = chispeador o mecha de seguridad
13.- Costo de Otros (Varios)
Se considera aquí, los demás costos que intervienen directa o
indirectamente en esta labor, como: transporte del personal,
administrativos, convenios, utilidades (caso de terceros), etc.
= 10% del total de los costos anteriores, generalmente.
14.- COSTO TOTAL
= Sumatoria de los costos anteriores
15.- COSTO POR TONELADA ROTA
= Costo total/toneladas rotas
Ejercicio: Cálculo de costos Perforación - Voladura en Tajo
Jackleg SHENYANG YT 27 (incluye lubricadora)
Costo de adquisición $ 3,300
Vída útil, 20 meses (150,000 pies)
Afiladora GRINDEX SENIOR
Costo de adquisición $ 2,200
Vida útil, 60 meses
Barrenos Integrales
Patero
$ 89
Seguidor
$ 107
Total
$ 196
Tasa de interés: 1.5% mensual
1 mes, 26 días
1 día, 2 guardias (excepto Afilado de Barrenos)
Costo Aire Comprimido: 0.0010 $/pie3
Horas totales de perforación: 3.43 horas
Horas totales de lavado del frente: 0.17 horas
Horas totales de afilado de barrenos: 6 horas
Barrenos afilados por guardia: 40
Costo de agua: 0.000008 $/lt
Salarios:
Perforista
$ 5.50
65
Ayudante
$ 4.50
Afilador
$ 5.00
Capataz
$ 7.00 ( 8 labores)
Sobrestante
$ 10.00 ( 24 labores)
Jefe de Mina
$ 15.00 ( 72 labores)
Superintendente
$ 20.00 (100 labores)
Beneficios sociales e Indemnizaciones: 82.26 % del salario
Costo dinamita 7/8” * 7” * 65%: 0.42 $/cartucho
Costo fulminante simple No. 6: 0.32 $/unidad
Costo mecha de seguridad: 0.36 $/m
Longitud de mecha por taladro: 2.10 m
Toneladas rotas por disparo: 30.33 TMS
Cartuchos por taladro a cargar: 5
Taladros a cargar: 27
Consumo aire para perforación a cota de trabajo: 391.16 CFM
Consumo aire para afilado a cota de trabajo: 38.25 CFM
Consumo agua para perforación: 6,354 lt/gdia
Consumo agua lavado frente: 1,224 lt/gdia
Consumo agua para afilado barrenos: 540 lt/gdia
Solución:
1.- Amortización
1.a.- Perforadora:
a = 3 300[((1 + 0.015)20 * 0.015))/((1 + 0.015)20 - 1))]
a = 192. 21 $/mes
a = 192.21/(1 mes * 26 dias/mes * 2 gdia/día)
1.b.- Afiladora:
a = 2 200[((1 + 0.015)60 * 0.015))/((1 + 0.015)60 - 1))]
a = 55.87 $/mes
a = 55.87 $/mes/(1 mes * 26 Gdia/mes * 1 gdia/día) = 2.15 $/gdia
a = 2.15 $/gdia * (2 barrenos/40barrenos/gdia)
= 3.70 $/gdia
= 0.11 $/gdia
Nota: 2/40 significa el número de barrenos afilados utilizados en
la labor (2) con relación al número de barrenos afilados
durante la guardia (40).
2.- Depreciación
2.a.-Perforadora:
D = (0.80 * 3,300 $)/(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día)
2.b.- Afiladora:
D = (0.80 * 2,200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día)
3.- Mantenimiento
3.a.- Perforadora:
M = 3,300 $ /(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día)
$/gdia
= 2.54 $/gdia
= 0.06 $/gdia
= 3.17
66
3.b.- Afiladora:
M = (2,200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día)
= 0.07 $/gdia
4.- Costo de aire comprimido
4.a.- Costo de aire comprimido para perforación
= 391.16 pie3/min * 0.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 3.53 horas
= 82.85 $/gdia
4.b.- Costo de aire comprimido para afilado de barrenos
= 38.25 pie3/min* 0.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 6 horas *
(2 barrenos/40 barrenos/gdia)
= 0.69 $/gdia
5.- Costo de agua
5.a.- Costo de agua de perforación
= 6,354 lt/gdia * 0.000008 $/lt
= 0.05 $/gdia
5.b.- Costo de agua para lavado frente perforación
= 1,244 lt/gdia * 0.000008 $/lt
= 0.01 $/gdia
5.c.- Costo de agua para afilado de barrenos
= 540 lt/gdia * 0.000008 $/lt * (2 barrenos/40 barrenos/gdia)
= 0,0002 $/gdia
6.- Costos de implemento de seguridad
Perforista
Ayudante
Capataz
0.5801/8
Sobrestante
0.5801/24
Jefe de Mina
0.5801/71
Superintendencia
0.5801/100
Afilador
1.2789 * (2/40)
1.2789 $/gdia
1.2789 $/gdia
0.0725 $/gdia
0.0242 $/gdia
0.0081 $/gdia
0.0058 $/gdia
0.0640 $/gdia
= 2.7324 $/gdia
Nota: Se halló anteriormente
7.- Costo de herramientas y accesorios para perforación y voladura
Se halló anteriormente
8.- Costo de salarios
Perforista
Ayudante
Afilador
Capataz
Sobrestante
Jefe de Mina
Superintendente
5.5 * 1.9266
4.5 * 1.9266
5 * 1.9266 * (2/40)
7 * 1.9266/8
10 * 1.9266/24
15 * 1.9266/72
20 * 1.9266/100
= 1.9986 $/gdia
10.60 $/gdia
8.67 $/gdia
0.48 $/gdia
1.69 $/gdia
0.80 $/gdia
0.40 $/gdia
0.39 $/gdia
= 21.79 $/gdia
9.- Costo de barrenos
= (196 $ * 135 pie/gdia perforad)/1400 pie VU
= 18.90 $/gdia
67
10.- Costo de dinamita
= 5 cart/tal * 27 tal * 0.42 $/cart
= 56.70 $/gdia
11.- Costo fulminante simple No. 6
= 27 fulm.* 0.32 $/fulm.
= 8.64 $/gdia
12.- Costo mecha de seguridad
= ((2.10 m/tal * 27 tal) + 1 m) * 0.36 $/m
= 20.77 $/gdia
SUBTOTAL
= 226.03 $/gdia
13.- Costo de otros (varios)
= 10% de costos anteriores
= 22.60 $/gdia
14.- COSTO TOTAL = 224.7881 + 22.48
= 248.63 $/gdia
COSTO/ TONELADA = 248.63 $/gdia/30.33 TMS/gdia
= 8.20 $/TMS
m.- Reglamentaciones sobre Perforación y Voladura
El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera (D.S. No. 046-2001-EM), en sus artículos
226° y 227° especifican lo relacionado a Perforación; en sus artículos 211° a 225°
sobre Voladura No Eléctrica y en sus artículos 228° y 231° a 237° sobre Voladura
Eléctrica, los mismos que serán leídos y comentados en clase.
68
n.- Barrenos, varillas de perforación
n.1.- Concepto
Son barras de acero especial de mayor dureza que la roca.
Transmiten el golpe, presión y/o rotación al terreno produciéndose la trituración de la roca
de acuerdo al diámetro del extremo cortante o rompiente.
El acero de las barras debe reunir los siguientes requisitos:
- Alta resistencia a la fatiga
- Alta resistencia a la flexión
- Alta resistencia al desgaste en roscas y culatas
Los mismos que se obtienen por:
- Carburización, que incrementa en contenido de carbono en una capa superficial; es
efectuada en un horno introduciendo un gas rico en carbono a una temperatura de
925°C, obtieniéndose un acero con alto contenido de carbono, utilizado para barrenos
integrales.
La parte de la culata es tratada térmicamente por separado para resistir las cargas de
impacto del pistón.
- Endurecimiento superficial (alta frecuencia HF), que brinda una superficie con alta
resistencia a la fatiga, al ser calentada rápidamente hasta unos 900°C para luego ser
sumergida en agua. Este método HF es usado como tratamiento de roscas de barras,
manguitos de acoplamiento y varios tipos de brocas.
- Bombardeo de la superficie con perdigones de acero, para aumentar la resistencia a la
fatiga del acero.
- Protección contra la corrosión, es un tratamiento de la superficie del acero, tanto por
fuera como en el orificio axial de barrido mediante una fosfatación y aplicación de una
fina capa de cera, cuya protección será durante su vida útil.
El metal duro (carburo cementado) es una mezcla de carburo de tungsteno y cobalto (88 a
84% y 6 a 12 % respectivamente), sinteriados. El carburo de tungsteno imparte la dureza y
la resistencia al desgaste mientras que el cobalto dará la tenacidad.
Los insertos se sueldan dentro de encajes fresados en el acero. Los materiales de soldar
más usados son: cobre, bronce y plata.
Los botones se fijan por contracción o presión en frío. Se efectúan taladros en el cuerpo
de la broca, la cual después es calentada y los botones con colocados en posición.
Cuando el acero se enfría, el taladro se contrae fijando los botones firmemente.
n.2.- Barrenos integrales
Consisten de una barra con una culata forjada a un extremo y una broca, forjada también,
con inserto al otro extremo.
Las barras generalmente son designados H19, H22 y H25 donde H indica la barra
hexagonal y los números indican las medidas en milímetros entre caras opuestas del
hexágono.
69
Serie de Barrenos Integrales
Nombre
Patero
Seguidor
Pasador
Diámetro Inserto
40 mm
39 mm
38 - 37 mm
Longitud Total
0,80 a 1,20 m
1,60 m
2,40 a 3,20 m
En el mercado existen barrenos integrales de 27 a 51 mm de diámetro del inserto.
Se utilizan mayormente los barrenos con insertos tipo Cincel, tipo Insertos Múltiples (que
tienen la cabeza en forma de una pequeña broca, que reduce los riesgos de atascamiento
en los taladros), con 3 ó 4 pastillas y tipo de botones.
En una cara de la cabeza del barreno, el agua de barrido sale a través del orificio axial.
Existen los barrenos integrales roscados en uno de sus extremos.
Actualmente se repotencian (reconstruyen), cortando las cabeza totalmente, forjándolos y
soldando otro inserto. Se les reconoce porque exteriormente y a todo lo largo de la barra
se le forja un canal.
n.2.1.- Partes de un Barreno Integral
- Espiga o zanco.- es el extremo que ingresa en la bocina de la perforadora. Su longitud es
de 4 ¼ pulgadas generalmente, existiendo también de 6 ¼ pulgadas.
- Culata o culatín.- es la superficie transversal de la espiga, que recibe y transmite los
golpes del pistón. En su borde exterior cuenta con un chaflán.
- Orificio de barrido.- con un diámetro de ingreso de 11/32“ hasta aproximadamente la
mitad de la longitud de la espiga, y de allí hasta la broca de 9/32”; comunicando a un
lado del ancho de la broca, con determinado ángulo.
- Collar o collarín.- Es una prominencia o anillo forzado que sirve para mantener el barreno
dentro de la bocina con la ayuda de la grampa de la perforadora. Su diámetro es de 1 3/8
pulgadas y su longitud es de 3/8 de pulgada; cuenta con una superficie de golpeo, radio
y cuello.
- Barra o cuerpo.- De acero hexagonal, cuya longitud y medidas entre caras opuestas son
variables.
- Broca, extremo con dispositivo de corte o cabezal.- contiene la pastilla o inserto soldado
en su canal. Cuenta con el orificio de salida de agua. Las diámetros son variables.
Cuenta con una base del inserto, flancos del inserto, altura del inserto, radio del inserto,
ángulo de incidencia, ángulo de corte, anchura del inserto, ancho de la broca, filo y
chaflán de desgaste.
ñ.- Barrenos acoplables a brocas
En lugar del extremo con dispositivo de corte, cuentan con una conicidad (de 7 a 12°) que
sirve para alojar brocas con una platina de bronce entre ellos para una mejor adherencia y
que no se suelden por la energía no utilizada (que se transforma en calor), así como para
facilitar el cambio de broca.
Generalmente utilizan brocas descartables en cruz o en X de 4 insertos (múltiples).
Pueden usar brocas afilables.
70
71
72
73
o.- Varillas acoplables o de acoplamiento
Forman un tren o columna de barras para perforar taladros largos, gracias a las roscas
externas en sus extremos y a las roscas internas de los manguitos de acoplamiento o
coplas, que une a las varillas, adaptadores de culata y brocas.
El ajuste de estos componentes debe ser de tal forma que se mantenga unidos
convenientemente permitiendo una transmisión directa de la energía de impacto o
presión.
Excesos de ajuste dificultan el desacoplamiento.
La energía no utilizada se transforma en calor en las uniones, pudiendo soldarse la varilla
y la copla en las superficies roscadas o transformar al acero haciéndolo fácil de romper.
o.1.- Componentes:
- Barras de Extensión.- O varillas de extensión, de sección hexagonal o circular con rosca
de mayor, igual o menor diámetro. También existen varillas con roscas dobles para en
caso de desgaste de la primera parte de la rosaca, ésta se corta y se puede entonces
seguir perforando con la segunda parte. Existen barras con culata, espiga y collar en un
extremo y rosca en el otro; como barras a las que se acoplan la espiga y collar.
Los tipos de rosca son variados: Rosca R (soga), que se usa en varillas pequeñas de 22
a 38 mm.
Rosca T, se usa en varillas de 38 a 51 mm de diámetro.
Rosca C, usado en varillas de 51 y 57 mm de diámetro
Rosca GD o HI, que tiene unas características intermedias entre rosa R y la T.
También existen roscas especiales como la rosca en espiral a todo lo largo de la varilla,
que puede irse cortando a medida que los tramos se gastan, con el inconveniente de no
trabajar con longitudes estándar. Los diámetros de estas últimas varillas disponibles
son de 32, 38 y 45 mm.
- Adaptadores de Culata.- Que constituyen parte de la primera barra y sirven para que se
fijen a las perforadoras y así transmitir la energía de impacto, la rotación del varillaje y el
empuje.
Básicamente existen dos tipos de adaptadores: De arrastre Leyner (sin estrías) para
varillas de 25 a 32 mm y Estriados (con 4 a 8 estrías) para varillas de 38, 44 y 50 mm de
diámetro
La longitud es generalmente de 12 pulgadas. La forma depende del diseño del buje de
rotación o bocina de la perforadora.
74
- Manguitos de Acoplamiento o Coplas.- que fijan las varillas unas a otras con ajuste tal
que aseguren un contacto de los extremos de las varillas y que la transmisión de la
energía sea efectiva. Cuenta con rosca interior (hembra). Sus longitudes varían de 5 a 7
pulgadas.
Existen manguitos sin tope central (a), con tope central (b) y (c), con estrías (d) y con
aletas (e).
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DIAMETROS DE MANGUITOS PARA DIAMETROS DE VARILLAJE
DIAMETRO DE BROCA
(mm)
41
45
51
57
64
70
76
89
DIAMETRO DE VARILLA
(mm)
25
28
32
32
38
38
45
51
DIAMETRO DE MANGUITOS
(mm)
36
40
44
44
55
55
63
72
VIDA DE ACCESORIOS DE PERFORACION
ACCESORIO
Barrenos integrales
Intervalo de afilado
Vida de servicio
Brocas de pastillas
Intervalo de afilado
Vida de servicio
Brocas de botones
Diámetro menor a 64 mm
Intervalo de afilado
Vida de servicio
Diámetro menor de 57 mm
Intervalo de afilado
Vida de servicio
Varillas extensibles
Vida de servicio
Manguitos
Adaptadores
Vida de servicio
Perforadoras neumáticas
Perforadoras hidráulicas
TAJO ABIERTO
SUBTERRANEO
20 – 250 m
150 – 800 m
20 – 250 m
200 – 800 m
20 – 150 m
200 – 1200 m
20 – 150 m
250 – 1200 m
250 – 1300 m
60 – 300 m
400 – 2500 m
100 – 300 m
300 – 1300 m
600 – 1800 m
100 % vida varillas
1000 – 1600 m
100 % vida varillas
1500 – 2000 m
3000 – 4000 m
1200 – 1600 m
2500 – 3500 m
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p.- Brocas
Son los elementos del cuerpo de perforación que realizan el trabajo de trituración de la
roca.
La parte de la broca que está en contacto con la roca es un metal de carburo de tungsteno
y cobalto.
La caja (socket) pueden ser de longitud corta o mayor (honda), con superficie interior lisa
(cónica) o roscada (cilíndricamente).
Cuentan con uno o más orificios centrales y laterales por los que se inyecta el fluido de
barrido para remover el detrito y poseen una hendiduras por las que pasan y sacienden
las partículas de polvo producidas
Pueden ser de los tipos:
De pastillas o de cincel, de una sola pastilla o plaquita, de 3 pastillas o plaquitas, de 4
plaquitas dispuestas en ángulo recto o en cruz, un solo inserto de 4 pastillas o plaquitas
en cruz o en X (en este último caso, las plaquitas forman ángulos de 75° y 105° unas con
otras
Estas brocas se fabrican de 35 a 57 mm de diámetro en cruz y de 64 a 127 en X.
Pueden ser de múltiples afiladas o descartable.
Brocas de botones, que disponen de unos botones o insertos cilíndrico de carburo de
tungsteno distribuidos sobre la superficie de la misma.
Se adaptan mejor a la peroforación rotativa, obteniéndose velocidades de avance
superiores con con brocas de pastillas. También presentan una mayor resistrencia al
desgaste debido no solo a la forma de los botones sino incluso a la sujeción más efectiva
del acero, por contracción o presión en frío, sobre todo el contorno de los insertos
Se fabrican en diámetros que van desde los 50 mm hasta los 251 mm.
Brocas especiales, con diseño especial como las brocas Patilladoras, Rameadoras o
Escariadoras y las brocas Balísticas.
q.- Broca tricónica, trépano
Es propio de la perforación rotativa (rotación/presión).
Consiste de un cuerpo que se compone de tres rodillos cónicos móviles (mediante
cojinetes de bolas y de rodillos) equipados con insertos de metal duro (cincel o botones)
distribuidos en los tres rodillos de manera que toda la superficie del fondo del taladro sea
cubierta cuando la broca esté en rotación.
Para roca suave (arcillas, limo) y roca medianamente duras (calizas, areniscas, diorita) se
prefiere el uso de brocas tricónicas con insertos de plaquitas tipo cincel y para roca dura
(fierro, taconita) se prefiere la broca con insertos de botones.
La broca para roca dura y abrasiva tiene un espacio menor entre los botones.
La clase de metal duro puede variar de acuerdo a las propiedades de la roca a ser
perforada.
Existen brocas tricónicas desde 2 a más de 17 ½ pulgadas de diámetro.
La penetración en la roca ocurre por la combinación de 3 acciones:
1) EMPUJE CONTRA LA ROCA, fuerza principal que causa la penetración de los insertos
(dientes) hasta en un 80% de su longitud, al exceder a la fuerza compresiva de la roca.
2) ROTACION, es decir el empuje cesa y la palanca comienza por la rotación del como,
haciendo que la roca ceda y se parta en pequeños pedazos por medio de corte.
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3) BARRIDO, es decir el detritus es evacuado a superficie por acción del agua y/o aire y
por la rotación de la barra.
El principio de empuje, penetración y partición de la roca se visualiza en el siguiente
gráfico:
(*) ESTIMATED MAXIMUN PULLDOWN (= 810 * diameter²)
Diameter (in)
Max Pulldown (lbs)
5 7/8
6
6¼
6¾
7 7/8
8¾
9
9 7/8
27,958
29,160
31,641
36,906
50,233
62,016
65,610
78,988
Diameter
(in)
10 5/8
11
12 ¼
13 ¾
14 ¾
15
17 ½
Max Pulldown (lbs)
91,441
98,010
121,551
153,141
176,226
182,250
248,063
(*) Datos tomados del Catálogo de Ferreyros S.A.A. (pág. 60)
Vida Util de la Broca Tricónica
Vida del tricono = (28,140 * D1.55 * E-1.67 * 3 * Vp)/N
Donde:
D = Diámetro del tricono; pulgadas
E = Empuje sobre la roca; miles de libras
Vp = Velocidad de penetración; m/hora
N = Velocidad de rotación; RPM
Ejercicio
Hallar la vida del tricono de 9 pulgadas de diámetro, empuje sobre la roca de 39,000 libras,
velocidad de penetración de 34 m/hora y velocidad de rotación de 60 RPM.
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Solución
Vida tricono = (28,140 * 91.55 * 39-1.67 * 3 * 34)/60
= 3,174 m
Las barras estabilizadoras suelen tener una vida media de 11,000 a 30,000 metros.
ROCA ABRASIVA
ROCA LIGERAMENTE
ABRASIVA O NO ABRASIVA
20 – 25 m
250 – 350 m
150 m
900 – 1200 m
60 – 100 m
350 – 600 m
300 m
900 – 1200 m
Brocas de plaquitas tipo
cincel
Intervalo entre afiladas
Duración en servicio
Brocas de botones
Intervalo entre afiladas
Duración en servicio
q.1.- Partes de la Broca Tricónica: Ver gráficos adjuntos
r.- Selección de un Tricono
El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente:
EM = (810 * D2 /9); lb
El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación:
EJ = EM/D ; lb/pulg
El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula:
EP = (Resist. Compresión/5) * D
La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula:
RC = EJ * 5; lb/pulg2
Ejemplo:
En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas una roca con una
resistencia a la compresión de 30,000 lb/pulg 2 (206.8 MPa). Hallar los empujes y la
resistencia.
Solución:
EM = 810 * 92 = 65,610 lb
EJ = 65,610/9 = 7,290 lb/pulg
EP = (30,000/5) * 9 = 54,000 lb
RC = 7,290 * 5 = 36,450 lb/pulg2 (251.3 MPa)
s.- Afiladoras de Dispositivos de Corte
Son máquinas estacionarias o portátiles accionados por aire comprimido o electricidad
y que sirven para afilar los insertos en sentido longitudinal y diametral.
Existen marcas y modelos para insertos tipo cincel, cruz o aspa y botones (Grindex,
Rock Master, Secoroc, etc).
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s.- Afiladoras de Dispositivos de Corte
Son máquinas estacionarias o portátiles accionados por aire comprimido o electricidad
y que sirven para afilar los insertos en sentido longitudinal y diametral.
Existen marcas y modelos para insertos tipo cincel, cruz o aspa y botones (Grindex,
Rock Master, Secoroc, etc).
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t.- Plataforma Trepadora Alimak
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t.1.- Características
Es un equipo que permite el desarrollo seguro de chimeneas verticales e inclinadas (39° a
90°)de sección circular o rectangular, en diferentes tipos de rocas.
La sección de la chimenea va de 1.6.m * 1.6. m a 2.4 m * 2,4 m a más (9 a 20 m 2 existiendo
para ellos plataformas plegables) y las longitudes de 13 a más de 900 m.
La perforación, carguío y desate se efectúa debajo de la cubierta protectora.
El disparo se efectúa cuando la plataforma se halla en la Estación.
El personal (perforista y ayudante) viaja en la jaula debajo de la plataforma.
Fueron introducidos a la minería en 1957 en Suecia.
Existen modelos STH 5, STH 5L (neumáticos), STH 5E (eléctricos) y STH 5D (diesel).
Algunas Minas del Perú que cuentan con estos equipos son:
Huarón, Arcata, Milpo S. A., Volcan Cia. Minera S.A.. (ex - Centromin Perú U.N. Cerro de
Pasco).
Velocidades Máximas: subida
bajada
máxima
Vida útil:
Valor Neto del Equipo
Costo/disparo
Costo/m de avance
Sección de la Plataforma
Area de la labor
0,36 m/seg.
0,41 m/seg.
0,90 m/seg.
10 000 a 15 000 horas
3 000 hora/año
5 años
104 504 $ (Huarón)
355 000 $ (Arcata)
198 $
103 $
1,6 m * 1,6 m a 2,4 m * 2,4 m
2
9 m a 35 m2
t.2.- Requerimientos
Aire comprimido
Agua
Energía eléctrica
Petróleo (para la propulsión a diesel, para chimeneas largas).
t.3.- Componentes
- Plataforma de Trabajo, construido de acero soldado; cuenta con una cubierta
protectora, barandilla, escotilla, soporte de barrenos. Su peso oscila entre 280 y
420 kg.
- Equipo de accionamiento, comprende dos engranajes de tornillo sin fin, cada uno
provisto de piñones trepadores que se apoyan sobre el carril guía por medio de
rodillos. Cuenta con motores que son activados por aire comprimido, electricidad
o petróleo. El conjunto cuenta con frenos de mando y frenos centrífugos.
- Jaula o cabina, constituido de tubos de acero y recubierto con tela mecánica,
suspendida debajo de la plataforma, pudiendo bascular en chimeneas inclinadas.
Cuenta con una escalera fija para subir a la plataforma, cajas especiales para
explosivos y accesorios, cajas especiales para explosivos y accesorios de
voladura. Su peso medio es de 500 kg.
- Carril guía o monorriel con cremallera , que soporta y guía la plataforma
trepadora; conducen a través de 4 tuberías interiores el aire, agua y electricidad
al frente de trabajo (la conducción de la electricidad es mediante un cable bipolar
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-
-
con aislamiento de plástico y sirve para la comunicación telefónica, detonación y
control remoto de suministro de aire y agua).
A medida que avanza la chimenea, se va empalmando los tramos con pernos;
cada tramo se fija a la roca mediante placas y pernos de anclaje, en taladros
expresamente preparados.
Para el cierre hermético entre cada una de las tuberías interiores se aplican
anillos obturadores especiales.
Existen carriles rectos, curvados y de servicio que van de 0,50 a 2,00 metros de
longitud.
Ascensores de servicio y de seguridad, conocidos como Alitrolley (con
propulsión neumática, eléctrica o diesel-hidraulica) y Alicab (con propulsión
neumática o eléctrica) respectivamente, y que son similares a las jaulas.
Aseguran la comunicación entre la estación y la plataforma de trabajo.
Carretes de Manguera y/o Cable eléctrico, para enrollar - desenrrollar los mismos.
Pueden ser accionados en forma manual, por electricidad, o por aire comprimido.
Circuito de aire, agua y electricidad que desde las tomas respectivas instaladas
en la Estación, son transportados al frente de trabajo.
Equipo de seguridad, constituido por un Dispositivo de freno automático al
exceder la velocidad de subida/bajada de la jaula de 54 m/min o al cortarse la
energía, dos pares de zapatos trepadores de acero, dos ganchos con cinturones y
sogas adecuados, además de la palanca para operar manualmente la jaula.
t.4.- Funcionamiento
Inicialmente se apertura en forma convencional la chimenea piloto con sección de 3,00 *
3,00 m y longitud no menor de 5 m.
Sobre el material derribado o sobre un andamio se perforan taladros para la curva o
chaflán, para el anclaje y para el tecle. Se dispara la zona a curvear.
Se instala el tecle, se sube y ancla el carril curvo armado y luego los carriles rectos a
ambos lados.
Se instala la plataforma y sus componentes, se efectún pruebas, y luego se trabaja con
este equipo.
u.- Reglamentaciones sobre Preparación de Chimeneas con Plataforma y Jaula de
Seguridad
El R.S. e H.M. en su Art. 203° b) especifica lo relacionado a este tipo de construcción de
chimeneas; el mismo que será leído y comentado en clase.
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1.4.5.- Perforación hidráulica
a.- Concepto
Significa el uso de un fluido no comprimible (aceite mineral) para accionar los
mecanismos de impacto, de rotación, de avance y de posicionamiento de las perforadoras
de rocas drifter que se desplazan a través de una viga que empalma a un brazo
telescópico..
b.- Características
Fueron introducidas a comienzos de 1970.
La energía eléctrica es normalmente la fuente primaria para el accionamiento de los
motores del sistema hidráulico (percusión, rotación, avance, posicionamiento). Cuentan
con opción de accionamiento por motor diesel.
Un sistema automático vigila la perforación y evita el atasco del barreno.
Al completar la perforación del taladro, la perforadora se detiene y retrocede a su posición
posterior.
DIFERENCIAS ENTRE PERFORADORA NEUMÁTICA E HIDRAULICA
CARACTERISTICAS
Fuente de energía
Velocidad de percusión
Velocidad de penetración
Diámetro del taladro
Amortiguador
Medio ambiente
Nivel de ruido
Barrido
Eficiencia de perforación
Peso de la drifter
NEUMATICA
Aire comp.. 59 – 260 psi
2,280 RPM
21 mm/seg
7/8” – 4 ½”
Nitrógeno, algunos
Partículas de aceite
103 dB
Agua/aire
11 %
11 – 145 kg
HIDRAULICA
Presión aceite 2,00 – 3,500 psi
3,600 RPM
30 mm/seg a más
7/8” – 4 ½”
Nitrógeno, todos
No hay niebla de aceite – agua
101 dB
Aire/agua
35 %
40 – 145 kg
Las funciones hidráulicas que se realiza en este tipo de peroración son:
-
Rotación, realizada por un motor de rotación reversible e independiente que puede
graduar paso a paso las revoluciones (18). Así se puede aprovechar al máximo la
energía del mecanismo de impactos sin que haya riesgos de atascamiento del
barreno.
-
Impacto, que se puede graduar mediante el simple movimiento del Tornillo de
regulación (12), así como la variación de la presión de accionamiento.
-
Absorción de las ondas de retroceso, generadas en el golpe del barreno sobre el
terreno. Un sistema hidráulico de absorción de las vibraciones (8) limita el esfuerzo y
la fatiga del varillaje, haciendo más larga la vida de todo el sistema hidráulico del
brazo de avance.
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c.- Ventajas de su uso
-
-
Aumento en la velocidad de perforación (mayor presión, mejor barrido)
Aumento en la productividad de perforación (dimetros y longitudes de taladros
mayores)
Ahorro en los aceros de perforación (la mayor presión del aceite permite menores
secciones del pistón; es decir suministra más energía en cada golpe a través de la
culata siendo menor la acción destructivadel pistón sobre la culata.
El uso de nitrógeno como amortiguador disminuye las vibraciones y por lo mismo
produce un menor desgaste de los componentes mecánicos).
Ahorro en el consumo de energía (una perforadora hidráulica consume 1/3 parte
compara con la neumática y la distribución de la energía eléctrica a través de
cables de 3 a 10 Kw que son más económicos que las tuberías para aire
comprimido y con menores pérdidas).
Menores costos de operación (deja de trabajar en casos de bajo nivel de aceite,
baja presión del agua, es decir menor de 175 psi y bajo nivel de voltaje)
Se economiza barrenos o varillas de perforación.
Mejor ambiente de trabajo (sin niebla, menor intensidad de ruidos)
Cuentan con captadores de polvos.
d.- Desventajas de su uso
-
Se requiere personal calificado
Pueden existir pérdidas de aceite
Pueden existir fallas estructurales en el equipo
Pueden existir roturas de las mangueras de alta presión
Pueden deteriorarse los sellos y por lo mismo existir fugas
Alto costo de inversión inicial y alto costo de energía eléctrica.
e.- Requerimientos
Electricidad
Aceite
Nitrógeno
f.- Descripción de Drifter COP 1032 HD
Pesa 100 kgs. y es utilizado para perforar taladros de pequeño diámetro (35 a 47 mm)
Utiliza barras de 1 ¼” y brocas de 35 a 45 mm de diámetro.
Incorpora Una sustancias amortiguadora (nitrógeno) que absorve el retroceso de la onda
de choque, suavizando lo impulsos de presión del sistema hidráulico, lo que reduce las
vibraciones y el desgaste de los componentes.
Es de rotación independiente o reversible (motor hidráulico).
Posee un barrido a alta presión (13 bares ó 190 psi) que impide el atasco del barreno.
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En el sistema hidráulico puede utilizar aceite mineral, mezcla de agua y glicol o emulsión
de agua u aceite en proporción de 40 a 60 %. Este aceite debe contener minerales con
buenas características contra el desgaste, impedir que se hagan espuma, así como una
capacidad eficaz de separación de aire y agua.
La longitud de percusión (longitud de recorrido del pistón) puede adaptarse a la roca
mediante el simple ajuste del regulador.
Existen drifter de diferentes marcas y tipos. La COP 3038 rinde de 1 a 3 m/min
f.1.- Componentes
Cuerpo delantero
- Tiene un casquillo desgastable en el que se aloja el extremo delantero del Adaptador
de culata (2) y la Guía radial (3).
- En el Cabezal de barrido (4) y Anillo de tope (6) hay dos Juntas (5) para cerrar
herméticamente al fluido de barrido.
- El Anillo de tope (6) restringe el movimiento hacia delante del adaptador de culata.
- La rotación del varillaje se transfiere desde el Motor hidráulico (19) a través del Eje de
acoplamiento (17), el Engranaje (15) y el Buje de rotación (8).
- El Buje de rotación tiene un Cilindro de guía (7) que aplica el movimiento de rotación
al Adaptador de culata (2). La tapa de la caja de engranaje sirve de punto de unión
entre el cuerpo delantero, central y posterior a través de los tirantes.
Pieza intermedia
- Interiormente contiene al Pistón amortiguador (10) y la juntas correspondientes (11 y
12). Este pistón (10) que se apoya en el casquillo del Buje de rotación (9), aplica las
ondas de choque de la percusión. Cuenta además con el Tapón regulador (14) y
Cilindro (20).
- El Pistón de percusión (18) está conducido por 2 guías, una en cvada extremo del
cilindro. Estas guías del pistón sirven como retención de la juntas (11 y 12) que
impiden las fugas de aceite desde el mecanismo de percusión.
Cuerpo trasero (23)
- El Pistón de la válvula (21) está montado en una Camisa (22) paralela al eje central de
la perforadora. Esta camisa está obturada por juntas con dobles curvaturas.
100
101
f.2.- Principio de percusión de la drifter COP 1032 HD
Actúan las válvulas del Pistón ( C ) cuyas posiciones son controladas por la presión del
aceite a través de los conductos de regulación (2) ó (6) y el Pistón de percusión (B) cuya
posición es controlada por la presión del aceite a través de los conductos (1) y (5).
Carrera de retorno
El aceite ingresa por el conducto (6) a la cámara posterior haciendo que el pistón ( C ) se
desplace hacia adelante (primera posición 8), permitiendo el ingreso del aceite del
Acumulador (D) por el conducto (1) a la Cámara delantera del cilindro del Pistón de
percusión (B) haciendo que este pistón retorne.
Carrera de percusión
El aceite ingresa por el Conducto (2) a la Cámara delantera haciendo que el Pistón ( C ) se
desplace hacia atrás (segunda posición 8), permitiendo de esta manera el ingreso del
aceite del Acumulador (D) por el Conducto (5) a la Cámara trasera del cilindro,
produciéndose por este efecto la carrera de percusión.
Aceite de retorno (R)
El aceite de retorno procedente de la Cámara del cilindro que no está sometido a presión,
se aplica a la Conducción de retorno (R) a través de los conductos (1) y (5)
alternativamente.
Cuando el pistón C de la válvula cambia de posición, el aceite sale del espacio de
inversión (8), no sometido a presión, a través del conducto (3) hasta el (4).
Acumulador (D)
- Funciona en el lado de Impulsión (P). Sirve para producir un incremento momentáneo
en el caudal de aceite durante la carrera de percusión del pistón y también para
absorver cierta cantidad de aceite cuando el pistón cambia de posición.
102
103
1.4.6.- Drill jumbo (Perforadora de gran volumen, carros de perforación)
a.- Características
Consisten de plataformas, chasises o bastidores montados sobre carriles (Rail drill o rail
carriage), orugas (Crawler Carriage) o neumáticos (Tired Carriage); accionados por
energía eléctrica, neumática, hidráulica, diesel o combinaciones.
Cuentan con uno o más brazos (plumas, vigas, deslizaderas) los mismos que son
dirigidos por acción de otros brazos (plumas, cilindros) hidráulicos. Los brazos
deslizadores son accionados hidraulicamente y guían automáticamente a las drfter
mediante tornillos (husillos), cadena cable o pistón para su avance.
Perforan taladros horizontales, verticales e inclinados, tanto para el carguío de explosivos
o con fines de sostenimiento, operados generalmente por un solo perforista.
Son utilizados en minería subterránea y superficial. Para la elección del equipo de
perforación se tiene en cuenta el tamaño de los brazos (área que puede cubrir) y su
montaje.
DATOS COMPARATIVOS DE JUMBOS
Marca
Tipo
Tracción
Brazos
Consumo aire/perforadora
Presión de aire/perforadora
Longitud del taladro
Diámetro de la broca
Costo de adquisición
Vida útil
NEUMATICO
Jarvis Clrk
MJM 20B
4 ruedas
2
400 cfm
100 psi
10 pies
$ 500 000
15 000 horas
HIDRAULICO
Atlas Copco
Boomer H 127
4 ruedas
2
12 pies
2 pulgadas
$ 580 000
15 000 horas
b.- Componentes
Están compuestas generalmente por:
-
Pluma de plataforma auxiliar
Gatos hidráulicos
Tren de rodaje
Brazos de posicionamiento
(plumas o cilindro/pistones)
Brazo alimentador (deslizadera)
Drifter
Barreno o columna de perforación
Cabina con su panel de controles
Compresores
-
Depósitos de fluido hidráulico
Cajas de control eléctrico
Bombas
- Motores
- Lubricador
Mangueras hidráulicas
Cable eléctrico traslación/operación
- Tambor o carrete para cable eléct.
- Tambor para manguera de agua
Convertidor a 24 V
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- Luces
c.- Sistemas
La operación del Jumbo Hidráulico requiere de los siguientes sistemas:
Sistema hidráulico, para la percusión, rotación, avance y posicionamiento del
brazo.
Sistema de agua, para el brrido de la broc y enfriamiento del aceite hidráulico.
Sistema de aire, para la lubricación y presurización del cbezal de la perforadora.
Sistema eléctrico, para l operació y control de los otores eléctricos.
La perforación cuenta con los siguientes sistemas:
-
Sistema de posicionamiento del brazo hidráulico
Sistema de emboquillado (empate del taladro)
Sistema de avance (baja presión, 30 – 35 Bar)
Sistema de rotación
Sistema de percusión (130 – 150 Bar)
Sistema antiatasque (reduce la presión de avance e invierte el avance)
Sistema de barrido (aire/agua, opcional)
Sistema de lubricación
Sistema de enroscado-desenroscado (opcional)
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e.- Descripción de Brazo Hidráulico BUT 25 (Atlas Copco)
- La drifter está ubicada en un brazo hidráulico telescópico.
- Las secciones delanteras y traseras del brazo tienen un sistema de suspensión que
consisten en dos cilindros hidráulicos conectados en pares, para dar un paralelismo
automático en los planos tanto vertical como horizontal.
- El brazo hidráulico cuenta con una pequeña Placa de sujeción para fijarla al equipo.
- El Dispositivo hidráulico de rotación hace rotar a la Viga de la deslizadera por un
acoplamiento de fricción.
- El Cilindro basculador sirve para posicionar la viga de la deslizadera para la
perforación en el techo o para la perforación transversal. También se usa para obtener
un ángulo de abertura al perforar barrenos periféricos.
- Todas las sujeciones de cilindros y anillas de acoplamiento de vástagos de pistón
están equipadas con Ejes extensibles, que se expanden haciendo girar una tuerca y
obligando a subir los casquillos desgastados por un eje cónico, ocupando así el
espacio libre en la junta, manteniendo la precisión en el posicionamiento del brazo en
todo momento.
- El peso del Brazo BUT 25, deslizadera BMH 1114, perforadora COP 1032 HD y
mangueras hidráulicas, es de 1,710 kg. El brazo pesa 1,330 kg aproximadamente.
111
112
f.- Cálculos
1.- Número de perforadoras ( N )
N = (F * e)/(V * K)
2.- Capacidad de producción ( C )
C = (60 * F * N * e)/(F * B/S) + K + (F/V)
3.- Taladros perforados por hora
= C/F
Donde:
F = Profundidad del taladro; pie/tal
e = Eficiencia del operador; 50 a 85 %
V = Velocidad de perforación; pie/min
K = Tiempo de cambio/colocación de varillas; min
B = Tiempo medio de cambio de broca por otra; min
S = Longitud media perforada por cada cambio de broca; pies
Ejercicio:
La perforación de un frente de Galería con Jumbo arroja los siguientes datos:
Profundidad del taladro 7 pies
Eficiencia del operador 75 %
Velocidad de perforación 3 pie/min
Tiempo de cambio/colocación de varillas 1.8 min
Longitud de taladros por cambio de broca 230 pies
Tiempo medio de cambio de broca 1.5 min
Hallar N, C y taladro perforados por hora
Solución:
N = (7 * 0.75)/(3 * 1.8) = 0.97 = 1 perforadora (Jumbo de un brazo)
C = (60 * 7 * 1 * 0.75)/(7 * 0.75/230) + 1.8 + (7/3) = 75.38 pie/hora
Taladros perforados por hora = 75.38/7 = 10.77 tal/hora
4.- Velocidad de penetración ( V )
V = pies perforados por guardia/pies perforados por minuto; pie/min
V = (2 * VR * T)/(A * E)
Donde:
VR = Velocidad rotacional; RPM
T = Torque aplicado; lb-pie
A = Area del taladro; pulg. al cuadrado
E = Energía específica; lb-pie/pie al cubo
5.- Tiempo programado por guardia (TP/Gdia)
113
TP/Gdia = Sumatoria de tiempos de perforación, mantenimiento, reparación, cambio
barrenos, cambio de brocas, tiempos improductivos; hora/gdia
6.- Porcentaje de uso del jumbo ( % )
% = TE/Gdia/TP/Gdia
Donde:
TE/Gdia = Tiempo efectivo de perforación por guardia
7.- Tiempo total de perforación por guardia ( TT/Gdia )
TT/Gdia = tal/hora * L/V * %
Donde:
L = Longitud media de los taladros; pies
8.- Tiempo efectivo de perforación ( TEP )
TEP = longitud total de perforación por guardia/pies perforados por minuto;
min/gdia
9.- Pies perforados por guardia (Pie/gdia)
Pie/gdia = V * TEP
10.- Eficiencia de perforación (e)
e = (TP/Gdia – TEP) * 100/TP/Gdia
Cálculo de número de brazos y Producción
11.- Número de brazos
Nb = (Lv * e)/(VP * tm)
12.- Producción de Jumbo
Pj = (60 * LV * Nb * e)/((LV * tb/lb) + tm + LV/VP))
Donde:
Nb = Número de brazos por operador
Tm = Tiempo de sacar varilla, movimiento
Pj = Producción del jumbo/operador;
de la deslizadera y emboquillado; 1 a
m/hora
2 min
LV = Longitud de la varilla; m
Tb = Tiempo de cambio de broca; 1.5 a 3
VP = Velocidad de penetración; m/hora
min
Lb = Metros de barreno por cada broca; m
e = eficiencia del operador; 0.5 a 0.8
g.- Equipos
114
g.1.- Boomer H 104
Es un Jumbo autopropulsado por motor eléctrico o diesel.
La perforación es electro-hidráulica con potencia de 37 KW.
La unidad puede desarmarse en 3 o 4 componentes para su traslado por chimeneas.
Acciona la drifter COP 1032 para taladros de 3,4 m de longitud y utiliza barrenos integrales
o varillas acoplables de 38 a 48 mm de diámetro.
Perfora tanto horizontal como verticalmente.
Sus dimensiones son 1,22m * 1,60m * 7,70m ( ancho, alto y longitud respectivamente) y
cubre un ancho de galería de 4,70 m y una altura de 4,70m
g.2.- Long hole drilling (Perforadoras Rotativas de Taladros Largos)
Características
Se utiliza desde 1971. Inicialmente requería una base de concreto.
Utiliza Perforadoras rotativas que van montadas en brazos o columnas de perforación y
sobre chasis de orugas o de neumáticos.
Los diámetros de la broca van de 48 hasta más de 127 mm y las longitudes van de 40 m
(hacia arriba) hasta 60 m (hacia abajo).
Son accionados por motores eléctricos. Trabajan con 250 a 950 voltios.
Pueden perforar en abanico.
Utiliza brocas de botones y aún tricónicas y varillas acoplables, así como coronas de
diamantes.
El barrido es con aire comprimido y agua.
Normalmente perfora taladros verticales y hasta 30 grados de la vertical. Existen modelos
que perforan radialmente.
Las RPM van de 10 a 112
Requerimientos
Energía eléctrica
Energía neumática (17 m3/min) para barrido
Agua
Componentes
Perforadora
Sujetador de varillas, accionado hidráulicamente.
Unidad de fuerza
Un motor eléctrico de 25 a 35 HP
Bomba hidráulica y torque
Carrete de cable de fuerza
Chasis, gatos hidráulicos, panel de control
115
Cálculos
Velocidad de penetración
VP = (43 * Pm1/2 * dp2)/Rc *(35/(RC + 1) *D2 * D1/D)
Donde:
VP = Velocidad de penetración; m/hora
P.m. = Presión del aire a la entrada del martillo; lb/pulg 2
dp = Diámetro del pistón; pulg
D = Diámetro del barreno; pulg
RC = Resistencia de la roca a l compresión; (lb/pulg2)/100
Velocidad de Penetración según el Bureau o f Mines
VP = (48 * PM * Re)/(3.1416 * D2 * Ev
Donde:
VP = Velocidad de penetración; cm/min
PM = Potencia de la perforadora; kgm/min
Re = Rendimiento de transmisión de energía; 0.6 a 0.8
D = Diámetro del barreno; cm
Ev = Energía específica por unidad de volumen; kgm/cm3
Según la revista Mining Construction No, 3 del año 2005, una Drill Jumbo XL3-C de dos
brazos (Atlas Copco) con una Drifter COP 1038, han perforado 120 taladros de 6.1 metros
de profucnidad, en 4 horas. Esto significa que ha perforado con una velocidad medía de
O.20 min/pie de taladro cada brazo; es decir, 12 seg(pie).
De igual modo, una Drill Jumbo Rocket Boomer WL4 C30 de cuatro brazos (Atlas Copco)
con una Drifter COP 1038, han perforado 2,519 en 150 minutos; es decir, a una velocidad
media de =.06 minutos/pie (4seg/pie).
116
117
118
1.4.7.- Perforadora rotativa , Perforadora de taladros para voladura, Blast hole drilling
a.- Características
Son máquinas hidráulicas de rotación/presión accionadas eléctricamente tanto para su
traslación como perforación.
La perforación por rotación es generalmente usada en grandes diámetros de perforación o
en perforación a grandes profundidades.
En principio se utilizaba en la perforación de pozos petrolíferos; actualmente se emplea
para perforar taladros en explotaciones mineras a cielo abierto.
Al momento de la perforación se comunica a la broca dos movimientos principales:
- De Rotación (velocidad rotacional, 50 a 90 RPM).
- De Empuje (presión hidráulica), o fuerza por unidad de área necesaria
para vencer la resistencia de la roca a la compresión (454 a
3075 kg. Por pulgada de diámetro del tricono).
La energía es transmitida por un motor hidráulico montado verticalmente en el mástil que
hace girar a través de un reductor de engranajes regulable, a los tubos de acero que
mediante esta rotación y presión, fuerzan a los insertos de carburo de tungsteno contra la
roca, quebrándolo y desprendiéndolo en pedazos. Este mecanismo de energía se
encuentra en el último tubo de perforación.
El aire (37 m3/min) es suministrado por una compresora montada sobre la plataforma.
El aire de barrido se inyecta a través del interior de la columna. Puede ser mezclado con
agua. Ambos, llegan al sistema de cojinetes del tricono, limpiándolo y refrigerándolo.
Se perfora taladros de 6 ½”, 7 7/8”, 9 7/8”, a más de 12 ¼” de diámetro y mayores de 20
metros de longitud.
En roca blanda se requiere baja presión de avance y alta velocidad de rotación; en roca
dura, lo contrario.
El costo de adquisición oscila en $ USA 600,000
Fabricantes:
Bucyrus Erie (45-R, 50R, 60R)
Reich drill C450C
Robbin‟s RRC45
Ingersoll Rand DM45E
Holman RBH 30
CARACTERISTICAS
Capacidad de empuje, lb
Torque máximo, ft-lb
Ancho, m
Longitud con mástil horizontal, m
Longitud con mástil vertical, m
Altura con mástil vertical, m
Altura de mástil, m
Longitud de barra de perforación, m
Peso, ton
Diámetro de broca, pulg.
Diámetro de taladro, pulg.
Costo CIF, $
b.- Requerimientos
INGERSOLL
RAND
45,000
7,200
3.8
11.28
9.90
13.90
9.15
9.15
31.8
6 ½ - 7 7/8
---578,676
BUCYRUS
EIRE 45R
70,000
--5.00
16.30
11.00
17.50
-16.80
47
----
HOLMAN
RBH-30
25,000
--3.50
11.20
7.70
---20
-(135-170mm)
119
Motor de accionamiento diesel
Energía eléctrica
Aire comprimido
Agua
c.- Componentes
- Gatos hidráulicos
Que según marcas y modelos, pueden ser 3 ó 4, accionados por una bomba hidráulica
con fines de nivelación, controlados por los niveles verticales existentes en la cabina.
- Tren de orugas (o sobre neumáticos)
Accionados por un motor eléctrico para su traslación.
- Cable eléctrico
Que va conectado a un generador de electricidad o a una toma de corriente continua y
que sirve para su traslación o perforación.
- Chasis o plataforma
Sobre esta plataforma se encuentran los siguientes componentes:
Sala de máquinas
Compresores
Ventiladores
Generador de electricidad
Paneles
Motor de CA
Bombas (hidráulicas)
Depósitos de agua y aceite
Colector de polvo
Máquinas hidráulicas
Castillo o mástil perforador
Es una estructura metálica que sirve de guía a la columna de perforación y a su
vez al elevador de cable y al portaberrenos.
Columna de perforación
Sirve para la perforación en sí de los taladros y está conformado por:
Cabeza motriz o motor hidráulico
Constituido por un motor hidráulico de giro con sus respectivos engranajes y
reductor de rotación que hace girar a la varilla, estabilizador y broca.
Cuenta además con aditamentos para el ingreso de aire y agua hacia el interior del
varillaje para el barrido de los detritus y refrigeración de la broca.
Esta cabeza motriz baja y sube a través de ruedas dentadas, cadenas de
transmisión de la presión hidráulica de empuje y bomba hidráulica accionada
desde la plataforma.
Varilla de perforación
Es una barra cilíndrica hueca fabricada con acero y tratamiento térmico especial,
que transmite el giro y empuje a la broca, efectuando el taladro.
En uno de sus extremos cuenta exteriormente con rosca macho que permiten su
acoplamiento a la cabeza motriz y en el otro extremo con rosca interior hembra en
donde se inserta el estabilizador. Por el orificio central corre el agua y el aire
comprimido para la perforación.
La longitud de la varilla de perforación o stem, así su diámetro es variable,
dependiendo de la marca y modelo de la perforadora rotativa.
Estabilizador
120
Es un tubo generalmente de 1.5 metros de longitud que se acopla entre la broca
tricónica y la varilla, ligeramente de mayor diámetro que la varilla. Evita que la
columna oscile, se desvíe del taladro, el desgaste anormal del tricono (faldones e
hileras periféricas de los conos) y el desgaste prematuro de la varilla.
Existen 2 tipos de estabilizadores: De aletas, porque longitudinalmente y opuestos
llevan soldados placas de acero con insertos de metal duro. Y de rodillos, porque
longitudinalmente y opuestos tienen cavidades que alojan rodillos alargados de
giro loco.
Se debe evitar el desgaste total de las aletas o rodillos porque pueden caer y dañar
a la broca. El desgaste anormal se debe a la desnivelación de los gatos, varillas
torcidas, mal empate de la broca o excentricidad del estabilizador.
Broca tricónica
La que fue descrita anteriormente.
- Cabina
En que se encuentra el panel de mandos y nivelación.
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d.- Cálculos
d.1.- Selección de un Tricono
El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente:
EM = (810 * D2 /9); lb
El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación:
EJ = EM/D ; lb/pulg
El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula:
EP = (Resist. Compresión/5) * D
La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula:
RC = EJ * 5; lb/pulg2
Ejemplo:
En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas una roca con una
resistencia a la compresión de 30,000 lb/pulg 2 (206.8 MPa). Hallar los empujes y la
resistencia.
Solución:
EM = 810 * 92 = 65,610 lb
EJ = 65,610/9 = 7,290 lb/pulg
EP = (30,000/5) * 9 = 54,000 lb
RC = 7,290 * 5 = 36,450 lb/pulg2 (251.3 MPa)
d.2.- Velocidad ascensional del detritus
Va = (573 * Pr)/(Pr + 1) * Dp0.6
Donde:
Va = Velocidad ascencional; m/min
Pr = Densidad de la roca; gr/cm3
Dp = Diámetro de la partículo; mm
VELOCIDADES ASCENSIONALES RECOMENDADAS
TIPO DE ROCA
Blanda
Media
Dura
VELOCIDAD MINIMA
m/min
1.20
1.50
1.80
VELOCIDAD
MAXIMA m/min
1.80
2.10
2.40
d.3.- Caudal de aire necesario
Qa = Ab * Va = Va * (D2 – d2)/1.27
Donde:
Ab = Area de la corono circular entre la barra y la pared del taladro; m2
D = Diámetro del taladro; m
d = Diámetro de la barra; m
d.4.- Empuje sobre la roca
Em = 28.5 * RC * D
Donde¨
Em = Empuje mínimo; libras
RC = Resistencia a la compresión de la roca, MPa
128
D = Diámetro del tricono; pulgadas
EMPUJES LIMITES RECOMENDADOS
DIAMETRO TRICONO
pulgadas
5 1/8
6¼
6¾
7 7/8
9
9 7/8
12 ¼
EMPUJE LIMITE
libras
21,000
31,000
37,000
50,000
65,000
79,000
121,000
d.5.- Velocidad de rotación
La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación hasta un límite impuesto
por la evacuación de los detritus.
TIPO DE ROCA
Blanda
Media
Dura
VELOCIDAD DE ROTACION
RPM
75 – 160
60 – 80
35 – 70
d.6.- Potencia de rotación
HPr = (Nr * Tr)/5,250
Donde:
HPr = Potencia de rotación; HP
Nr = Velocidad de rotación; RPM
Tr = Par de rotación; lb-pies
Cuando no se conoce el Par de rotación:
HPr = K * Nr * D2.5 * E1.5
Donde:
K = Constante de la formación rocosa (Tabla)
CONSTANTE DE FORMACION ROCOSA
ROCA
Muy blanda
Blanda
Medio blanda
Dura
Muy dura
RESISTENCIA A LA
COMPRESION MPa
17.5
210
476
CONSTANTE K
14.10-5
12.10-5
10.10-5
6.10-5
4.10-5
d.7.- Velocidad de penetración
Vp = K * Nr * P‟
Donde:
Vp = Velocidad de penetración
K = Constante que engloba condiciones reales que ensayos de perforabilidad no produce
Nr = RPM
129
P‟ = Avance del tricono por cada revolución
d.8.- Vida útil del tricono
VUt = Vp * Horas de duración cojinetes
d.9.- Cálculos de perforación
1.- Tiempo total de perforación por taladro (TT/tal)
TT/tal = Tiempo perforación por taladro + tiempo recuperación del varillaje;
min/tal
2.- Eficiencia en función al tiempo ( % )
% = (8 hora/gdia – tiempo de mantenim, reparación, improductivos, etc.)/8
hora/gdia; %
3.- Velocidad de perforación ( V )
V = Longitud media del taladro/tiempo total de perforac./tal; m/min
4.- Tiempo total de perforación por guardia (TT/Gdia)
TT/Gdia = (Num. Taladros * longitud c/taladro)/(veloc.perforac. * e); min/gdia
5.- Tiempo de demoras en la perforación
= 8 hora/gdia – TT/Gdia; min/gdia
6.- Tonelaje roto a extraer por disparo
= ancho * longitud * profundidad efectiva taladros * p.e.; ton/disparo
Ejercicio:
En un tajo abierto, la perforación de un banco de 12 m * 20 m de sección, se tienen
los siguientes parámetros:
Número de taladros perforados/odia, 15
Profundidad media de los taladros incluyendo sobreperforación, 12.1 m
Sobreperforación 2.00 m
Tiempo de perforación por taladro 16.10 min
Peso específico (p.e.) del mineral 2.83
Tiempo de recuperación columna de perforación 1.10 min/tal
Tiempos de mantenimiento, reparación, refrigerio, trasalados, etc. 2.5 horas/gdia
Hallar los resultados con las fórmulas descritas.
130
Solución:
TT/tal = 16.10 + 1.10
=
% = 8 – 12.5/8
=
V = 12.5/17.20
=
TT/Gdia = 15 * 12.5/0.73 * 0.6875
=
Tiempo demoras perforación = 8 – 6.23 =
Ton rotas = 12 * 20 * (12.5 – 2) * 2.83 =
17.20 min/tal
68.75 %
0.73 m/min
374 min/gdia
1.77 horas/gdia
7,131.60 ton/disparo
d.- Cálculo de potencia de tracción de la broca
La potencia o fuerza de tracción requerida puede calcularse aplicando la fórmula:
HP = ((RR + GR) * S)/(33 000 * Em * Eh)
Donde:
HP = Potencia o Fuerza requerida para la tracción; HP
RR = Resistencia al rodamiento; lbs
= U * W * 0,001
U = Coeficiente de tracción
15 a 30 para tren de rodaje sobre rieles
400 para tren de rodaje sobre orugas
100 a 250 para tren de rodaje sobre llantas
W = Peso del pistón; lbs
GR = Resistencia de la gradiente; lbs
= % * W * 0,01
S = Velocidad; 80 a 500 pie/min
Em = Eficiencia de impulso mecánico; 0,80 a 0,95
Eh = Eficiencia de impulso hidrostático; 0,50 a 0,75
131
1.3.8.- Raise borer (Perforar en Elevación)
a.- Características:
Es un método mecánico para construir chimeneas verticales e inclinadas y túneles, todos
de sección circular por giro y presión de la broca o de la cabeza rimadora contra la roca,
aplicando un torque adecuado.
Brinda alta seguridad al suprimir la presencia del operario de la chimenea o túnel que se
apertura y al suprimir el uso de explosivos.
Productividad más elevada que con los métodos convencionales de arranque con
explosivos.
La perforación mecanizada mejora la estabilidad del macizo rocoso así como el acabado
(perfil liso de las paredes) y el flujo de aire con fines de ventilación.
Requiere mínimos servicios auxiliares, comparados con otros tipos de apertura de
chimeneas o túneles.
Requiere de una inversión elevada, y de personal especializado además de una
preparación previa del lugar de trabajo.
Pueden existir dificulatades en zonas con rocas en malas condiciones.
Se pueden desarrollar de 3 formas:
Preparando el taladro piloto de arriba hacia abajo y luego rimar de abajo hacia arriba.
Proceso inverso al anterior.
Rimeando la chimenea de abajo hacia arriba o viceversa sin utilizar taladro piloto
convencional. Pero es buena práctica perforar simultáneamente un taladro pre - piloto
delante de la Cabeza Rimadora de 10 a 20 pies de longitud con la finalidad de mejorar la
exactitud en la dirección. En este caso, trabajan ambos.
La selección del equipo requiere tener en cuenta los rangos operativos (diámetro,
longitud, presión, velocidad, tipo de roca, marca y modelo de equipo, configuración de la
columna, sistema de funcionamiento del equipo, programa de mantenimiento, etc.).
Etapas de operación de la Raise borer
Instalación del equipo: Es necesario la instalación de energía eléctrica, agua, aire. Si es en
interior mina, para instalar el equipo se requiere una cámara con dimensiones adecuadas
de acuerdo a la marca y tipo, considerando los espacios para la unidad de fuerza, tablero
de control, varillas de perforación, instalacioes, etc.. En todo caso se requiere de una base
de concreto con pernos para anclar la máquina. La instalación del equipo requiere de
tecles y otras herramientas para el izamiento.
Perforación del taladro piloto: Se inicia la perforación con la broca tricónica (de 6 a 12
pulgadas de diámetro) acoplada al primer estabilizador y a medida que profundiza, se
acoplan las varillas de perforación así como los otros estabilizadores, hasta llegar al nivel
inferior determinado previamente. Aquí se utiliza el aire comprimido (35 m3/min
aproximadamente y 85 psi) y agua (3 a 5 gln/min) para la evacuación de los detritus que
será hacia la cámara de perforación. Las RPM oscilan entre 50 y 90.
Este taladro piloto determina la exactitud en la dirección de la chimenea o túnel,
minimizando su desviación.
Perforación de la chimenea: Una vez comunicado el taladro piloto al nivel inferior
determinado, se retira la broca tricónica y se acopla la Cabeza rimadora y empieza el
132
rimado con menor RPM pero mayor torque hacia arriba. Los residuos caen por gravedad
al nivel inferior, de donde son evacuados periódicamente.
b.- Requerimientos:.
Electricidad
Aire comprimido
Agua
c.- Componentes
Perforador giratorio
- Motor eléctrico de 200 HP y 2 bombas hidráulicas
- Engranaje de reducción de rotación
- Unidad de perforación (cabezal)
- Columnas guías
- Columna alzadora
- Apoyos graduables (ángulo de inclinación)
- Base de concreto
- Columna de perforación
Varillas de 8 a 12 ½ pulgadas de diámetro y 4 pies de longitud con rosca exterior macho e
interior hembra en cada extremo, respectivamente, los mismos que deben contar con sus
respectivas tapas protectoras .
Estabilizadores
Broca
Cabeza rimadora de 5 a 24 pies de diámetro (vástago, faldones, cortadores)
- Colector de detritus
- Tablero de controles (algunos modelos con dispositivos computarizados para torque y
presión de acuerdo a las características del macizo).
- Unidad de fuerza eléctrica
- Transformador a CC
- Compresor
- Tanque o abastecedor de agua
133
d.- Resumen de costos de un equipo Raise Borer
Máquina Perforadora
Precio FOB
Precio CIF
Depreciación
Horas de operación
Longitud de perforación
Perforación taladro piloto
Rimado
Tiempo de perforación
Tiempo de rimado
Interés
Amortización
Depreciación
Mantenimiento
Energía eléctrica
Lubricación y filtros
Operación
Costo horario
Costo maquinaria
$ 353 600
$ 610 120
10 años
4 200 hora/año
200 m/chimenea
2,44 m/hora
0,5 m/hora
82 hora/chimenea de 200m
400 hora/chimenea de 200m
15% anual
28,52 $/hora
11,45 $/hora
14,31 $/hora
7,58 $/hora
2,15 $/hora
$/hora
69,44 $/hora
167,35 $/metro
Insumos: (Para columna de perforación de 200 metros)
Tubos: 244 unidades Precio FOB
Estabilizadores: 4 unidades precio FOB
Total precio CFI
Total precioFOB
Depreciación
Horas de operación
Intereses
Amortización
Depreciación
Mantenimiento
Costo
Rimadora precio CIF
Depreciación
Broca precio CIF
Depreciación
Estabilizadores 5 unidades precio CIF
Depreciación
COSTO DE MAQUINARIA
COSTO DE COLUMNA PERFORADORA
COSTO DE PERSONAL
COSTO POR METRO DE AVANCE
$ 361,120
$ 21,200
$ 382,320
$ 649,944
10 años
4 200 hora/año
15% anual
30,83 $/hora
12,38 $/hora
15,45 $/hora
24,05 $/metro
$ 44 550
20 000 horas
$ 3 120
800 metros
$ 62 348
1 000 metros
167,35 $/metro
216,00 $/metro
16,00 $/metro
419,35 $/metro
134
e.- Cálculos de la carga de corte óptimo
La selección de la Carga de Corte Optimo es de suma importancia. Se puede realizar
utilizando el Empuje como el Torque.
e.1.- Cálculo de la Carga de Corte mediante el Empuje
LC = (T-DW)/Q
Donde:
LC = Carga de corte ; kg o lb
T = Empuje de la máquina; kg o lb
DW = Peso muerto; kg o lb
Q = Nro. de cortadores sobre el rimador
e.2.- Cálculo de la Carga de Corte mediante el Torque disponible
LC = TO/(Q *0,66 * r * f)
Donde:
LC = carga de corte; kg o lb
TO = Torque; N-m o Lb-pie
Q = Nro. de cortadores sobre el rimador
r = Radio del rimador; m o pie
f = Factor de fricción que depende de la dureza de la roca, diseño del rimador, tipo de
cortadores, etc; ). 0,08 se usa para cortadores de Carburo de Tungsteno.
En las máquinas accionadas eléctricamente, el torque utilizable es de 75% del torque
máximo. En las máquinas accionadas hidráulicamente , es el 85% del torque máximo.
f.- Reglamentaciones sobre Preparación de Chimeneas con Raise Borer
El R.S. e H.M. en sus artículos 202° y 203° a) especifican lo relacionado a este tipo de
trabajos; los que serán leídos y comentados en clase.
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II.- CARGUIO Y ENCENDIDO DE TALADROS
Referido a la carga mecánica de los taladros con explosivos (cartuchos de dinamita y
anfo) y al encendido (disparo) de los mismos por acción de dispositivos y maquinarias.
2.1.- Cargadores de Cartuchos de dinamita
2.1.1.- Cargadora Neumática de Cartuchos de dinamita
a.- Características
Consiste de un anillo protector que contiene a una recámara, la misma que es alimentada
manualmente con cartuchos de dinamita; a esta recámara ingresa el aire comprimido que
obliga a los cartuchos a trasladarse por un tubo de polietileno, pasando por un tramo que
contiene cuchillas para el corte de la envoltura de papel y finalmente es evacuado al fondo
del taladro, quedando retacados convenientemente aún en taladros mayores de 50 mm de
diámetro y 15 m de profundidad.
Existen aparatos para cartuchos de 22 a 40 mm de diámetro.
Se pueden cargar 300 a 500 kg/hora (3 700 a 6 200 cartuchos/hora).
El carguío es con intervalos; se utiliza en minería subterránea y superficial.
b.- Requerimientos
Aire comprimido (40 psi)
c.- Componentes
Anillo protector
Recámara cilíndrica
Arandela de goma
Válvula de disco
Manguera de aire comprimido
Válvula reductora (40 psi de 140)
Tubo intermedio o depósito de cartuchos de 1 mm mayor que el cartucho.
Tubo cargador, de polietileno, antiestático que se introduce hasta el fondo del
taladro.
2.1.2.- Recámara Semiautomática de cartuchos de dinamita
a.- Características
Consiste de 2 recámaras independientes que son cada una alimentadas por aire
comprimido y que finalmente lanzan los cartuchos de dinamita a través de un tubo de
polietileno hasta el fondo del taladro. La alimentación de los cartuchos es manual.
143
Las recámaras funcionan como esclusas que dejan pasar los cartuchos al tubo cargador
manteniendo la presión del mismo.
El carguío prácticamente es continuo. Se usa en minería subterránea y superficial. Es
mayor la eficiencia del carguío.
Existen aparatos para cartuchos de 22 a 40 mm de diámetro.
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2.2.- Cargadores de ANFO
Al utilizar Anfo o sus similares pulverulentos, se ha tenido que impulsar el uso de
cargadores neumáticos, los mismos que pueden cargar taladros mayores de 1 pulgada de
diámetro y 30 m de longitud y soplar arena para el retacado, ser operados por un
trabajador, manual o mecánicamente y a ritmos superiores a 4 kg/min.
2.2.1.- Cargador de Anfo tipo Portanol
a.- Características
Está diseñado para el carguío de los taladros con mezclas granuladas por aspiración e
inyección, por un solo hombre.
b.- Requerimientos
Aire comprimido
c.- Composición
Patas tubulares (3) - se ensamblan al plato mediante roscado
Pata tubular telescópica
Montaje del aspirador de chorro
Válvula de control del aire comprimido
Garra de acople ½”de diámetro a manguera de alimentación
Manguera de válvula de mando
Válvula de mando
Vibrador, que evita que las partículas se retengan
Aspirador de chorro, aspira partículas del contenedor
Eyector o disparador
Regulador de alimentación
Colador de aire, regula el aire en el contenedor
Plato o base, que contiene a las patas y al montaje del aspirador
Manguera de carguío semiconductiva, < ¾” de diámetro, tratada antiestáticamente, a la
longitud requerida
Contenedor o recipiente, de polietileno de 35 a 90 lb de capacidad
Tapa
Azas de aluminio (2)
Cerraduras (2) con gancho
Existen modelos pequeños, que pueden ser cargados a la espalda, como modelos que
pueden contener 230 kg (500 lb) a más.
2.2.2.- Camiones Mezcladores - Cargadores
a.- Características
Pueden ser modelos simples hasta sofisticados y de gran tonelaje.
Cuentan con tolvas de diferentes capacidades para nitrato de amonio, petróleo, aluminio
en polvo, emulsión, etc., con descarga por mangueras, tubos con sistema sin fin (brazos),
capaces de dosificar en diferentes proporciones.
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Trabajan en minería subterránea y en tajos abiertos.
Existen con equipos computarizados.
De acuerdo a modelos, pueden mezclar - cargar anfo, anfo pesado (nitrato de amonio,
petróleo, aluminio, emulsión) - Convencional y múltiple respectivamente
b.- Componentes
Chasis montado sobre llantas
Tolva para nitrato de amonio
Tolva para aluminio en polvo
Bomba e inyectores para petróleo
Controles de mezcla y descarga dosificada al taladro
Sin fin para nitrato de amonio
Sin fin para aluminio en polvo
Sin fin para anfo
Descarga al taladro
Tolva para nitrato de amonio
Tolva para emulsión
Tolva para aluminio
Bomba para petróleo
Controles de mezcla y carga
Descarga directa de emulsión
Aparejo de manguera
2.2.3.- Mezcladoras Estacionarias
a.- Características
Posee un tambor de acero antiácido, altamente pulido, con cuchillas tipo sin fin,
interiormente.
Es accionado por un motor a aire comprimido, que hace girar sobre su eje axial al tambor
(25 a más RPM).
La alimentación de nitrato de amonio en manual; de igual modo, el petróleo preparan
mezclas desde 100 a más de 1 800 kg/hora.
Es operado por 2 hombres.
Existen modelos con dos recipientes de igual tamaño.
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2..3.-Encendido eléctrico
Referido a los detonadores o cebos eléctricos: Por medio de 2 conductores o electrodos
se envía la corriente eléctrica hasta el filamento o resistencia en donde la electricidad se
transforma en calor y calienta instantáneamente la masa o carga encendedora y hace
explotar la carga explosiva.
Por eso, en todo disparo eléctrico se distingue como componentes a la corriente eléctrica
CC ó CA), los conductores, el tapón, láminas polares, masa encendedora y cargas
explosiva.
Los conductores (alambre de cobre estañado de 0.6 mm de diámetro) deben tener
suficiente longitud para llegar al tope del taladro (dentro del cebo) y exteriormente permitir
un empalme cómodo con los conductores del circuito. Estos conductores se encuentran
recubiertos con material sintético no combustible, resistente a la humedad y ataquwes
químicos y puede ser fabricado de distintos colores.
La carga encendedora, generalemnet moldeada en forma de gota, se compone de una
materia explosiva sensible al calor; es una mezcla de picrato de plomo, silicio y cromato
de plomo y con su llama logra la detonación de la carga explosiva.
2.3.1.- Explosores o detanoadores eléctricos
a.- Características
Son magnetos que accionadas por una manija, generan corriente eléctrica y que al ser
transmitida por los cables conductores de los detonadores que previamente fueron
conectados a éste, causarán la explosión de los mismos.
Son de pequeñas dimensiones y de poco peso.
Cuentan con dos orificios a los que se inserta fácilmente cada cable.
Luego de ser insertados los cables, se acciona la manija hasta que indique determinada
carga o se encienda una luz roja, señas que al ser accionado el botón o palanca, causará
la explosión.
Existen con mando de cremallera para potencias grandes (mediante el asa se extrae la
cremallera lo más posible, para luego empujarla fuertemente hacia adentro, consiguiendo
la explosión), con mando de rotación (mediante el giro del asa hacia atrás un tercio de
círculo) y de circuitos múltiples (se pueden disparar varios circuitos o cadenas de cebos
separados entre sí; con los retardos actuales existentes en los fulminantes, se usan muy
poco).
Existen explosores para 50 a 2 400 detonadores.
2.3.2.- Accesorios
Se consideran accesorios o medios auxiliares a los instrumentos que sirven para
comprobar el rendimiento y buen funcionamiento de los fulminantes eléctricos y
conductores.
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a.- Comprobadores de línea
Estos aparatos permiten únicamente la comprobación de si el circuito de una instalación
de disparo eléctrico está cerrado (existe conductibilidad eléctrica).
b.- Ohmímetro u Ohmetro.
Es un instrumento pequeño que se usa para comprobar si en el circuito existe
conductibilidad y además permite medir la resistencia del circuito. Como productor de
corriente para su funcionamiento se utiliza una pila seca de 1.6 a 4 V. Antes de iniciar la
medición, con ayuda de un tornillo de ajuste se fija la posición de la guja al valor cero. Al
conectar una resitencia, la aguja indica sobre la escala, la ristencia existente en la
instalación, la misma que corroborará a la resitencia hallada con fórmulas eléctricas
como: I = E/R en que I = Intensidad de la corriente eléctrica, E = Tensión y R = Reistencia
del circuito en ohmios.
Ohmio: Resistencia eléctrica medida entre 2 puntos de un conductor cuando una tensión
de un voltio existente entre ellos produce en el conductor una corriente de un amperio.
c.- Línea de Tierra (Tomas de tierra)
El suelo o tierra es considerado como un polo y como conductor de electricidad, de
potencial prácticamente nulo.
Entre las ventajas, destaca su capacidad de transmitirle todas las energías eléctricas
parásitas por medio de cables o „tomas de tierra‟.
Al conectarse las masas metálicas o generadores de electricidad estática con el suelo a
través de un cable, de existir un mal contacto o electricidad estática y pasar estas
corrientes por aquellas masas, el suelo se hallará a su mismo potencial y la corriente que
pueda pasar por el cuerpo es inocua y generalmente imperceptible.
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III.- DESATE DE ROCAS SUELTAS
Luego del disparo, sea en minería superficial o subterránea, necesariamente se tiene que
desatar las rocas sueltas, la misma que en muchos casos es en forma manual,
especialmente en labores subterráneas de scción transversal pequeña (galería de 2.10 m *
2.30 m o tajo de 1.50 m * 2.50m, etc.), con sus características propias.
Actualmente, en minas subterráneas y de grandes secciones (galerías, tajos, túneles), se
utilizan para el desatado mecanizado por impacto de estas rocas sueltas y en forma
segura, las maquinarias conocidas como:
Rock bolter (desatador)
Scaler and impacter jumbo (rescador – impactador grande o mecanizado)
Mobile scaler (rescador móvil)
a.- Características generales
Son accionados con motor eléctrico o diesel que ponen en funcionamiento el sistema
hidráulico.
El radio de desate desde la ubicación de trabajo es mayor a 7.00 metros.
Trabaja sobre pisos irregulares, oscilando hasta 10° entre ruedas laterales y hasta 30 %
de gradiente.
Son operados por un solo trabajador.
Existen modelos operados a control remoto.
Brindan seguridad al operador
Son de alta movilidad, con chasis fijo o articulado.
El martillo percutor gira hasta 35° a ambos lados de su eje axial; de igual modo, el brazo
hidráulico.
Cuenta con freno hidráulico en las 4 ruedas y con los sistemas de freno de servcio, de
parqueo y de emergencia.
Cuenta con sistema eléctrico proporcionado por una batería de 24 V.
Las marcas conocidas son:
EIMCO – SECOMA Modelo PEC 22 – 1L
GETMAN CORP. Modelo S – 300 III
TELEDYNE CM PRODUCTS Modelo DS-25
ESPECIFICACIONES
Longitud
Ancho
Altura
Peso
Velocidad
HP
Impactos/minuto
Tanque de petróleo
Tanque hidráulico
GETMAN
S-300 III
9.40 m
3.23 m
2.39 m
12.91 Ton
2.7 a 12.4 km/hora
76
2,000
45 gln
100 gln
EIMCO
PEC 22-II
9.40 m
2.20 m
2.15 m
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b.- Requerimientos
Petróleo
Electricidad
c.- Componentes
Quebrantador o martillo con sistema hidráulico de impacto
Brazo telescópico
Cilindros hidráulico de accionamiento
Plataforma de giro del brazo
Hoja o cuchilla
Neumáticos
Chasis
Cabina del operador
Instrumentación
Tacómetro
Horómetro
Presión aceite, aire e hidráulico
Amperímetro
Pre-calentamiento
Gatos estabilizadores
Motor diesel de 6 cilindros
Transmisión hidráulica
Batería
Motor hidráulico de percusión
Sistemas de frenos
Sistema eleéctrico
Sistema de conducción
Extinguidor contra fuego
d.- Funcionamiento
El equipo se ubica al inicio de la zona a desatar, se asegura su estabiliodad con las fatas y
luego con el martillo se pica las rocas sueltas, girando 35° a mabos lados del eje axial del
brazo y expandiendo paulatinamnete dichos brazos. Luego se ubica al costado hacia
delante del espacio desatado, siguiendo el procedimiento.
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IV.- REMOCION – CARGUIO MATERIAL FRAGMENTADO
Remoción es la acción de trasladar el mineral roto o preparado en el lugar de trabajo, a la
zona de carguío, con fines de limpieza para que continúe el ciclo.
Carguío es poner el mineral roto o preparado sobre un medio o vehículo para su
transporte Existen diferentes tipos de carguío como son:.
Por Gravedad.- porque el material derribado cae por si mismo sobre las tolvas o
echaderos (Shirinkage, Block Caving, OP, WP, etc.);
Manual.- porque el esfuerzo humano es el que prima, con el apoyo de palas, picos,
barretillas, etc. Mecánica.- porque prima el uso de maquinarias o equipos, energía, etc.
Aquí es donde se aplica el
rastrillaje, el paleado.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 210 a 213 y
270 a 271, expresa lo relacionado a Transporte, Carga,Acarreo y Descarga.
4.1. Rastrillaje
a.- Características
Es un medio eficiente de trasladar la carga sea en galería, tajeo, etc. por acción de un
cucharón de arrastre que se introduce en el material fragmentado a cargar y así lleno es
tirado por el piso hasta el punto de descarga.
Son utilizados también para el arrastre de concentrado.
El winche puede ser asegurado al piso y techo con puntales de madera o a las cajas y
piso con cables de acero.
Existen winches que pueden ser accionados con comandos a distancias.
Las partes incorporadas son fácilmente transportables.
Es posible utilizar mano de obra semi-calificada, es decir se requiere solamente un
entrenamiento técnico sencillo para su operación.
El cabrestante o winche normalmente se sitúa lejos de la zona de disparo y es asegurado
convenientemente, evitando accidentes al operador y al winche.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica (winche de 2 ó 3 tamboras)
Energía neumática (winche de 1 tambor)
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c.- Componentes y descripción
c.1. Rastrillo, Raedera o Cuchara (cucharón) de Arrastre
Es una plancha de acero curvada con brazos laterales que al ser impulsada por los cables
de arrastre, transporta el mineral sobre el suelo a las estaciones de carga (echadero) o
directamente a los vehículos de transporte.
Tipos: Rastrillos tipo Azadón, plegable y Cajón (desmontable o ensamblado).
Tecnología del Diseño:
- Forma de la plancha posterior.- debe presentar la forma curvada en su altura, con un
radio mínimo de 0,60 m.
Esta curvatura ayuda a retener el material a la vez que incrementa su resistencia y evita
que el rastrillo “flote”.
- Angulo de excavación.- la plancha posterior con respecto a los brazos, debe tener un
ángulo entre 60 y 70°, en base a reales necesidades de cada mina.
- Capacidad.- los fabricantes emiten las siguientes capacidades teóricas, en base a
dimensiones.
ANCHO
34 pulgadas
40 “
42 “
48 “
54 “
60 “
72 “
84 “
90 “
ALTURA
18 pulgadas
20 “
20 “
22 “
22 “
22 “
22 “
22 “
22 “
TIPO AZADON
6 pies cúbicos
8
“
10
“
13
“
17
“
22
“
30
“
40
“
46
“
TIPO CAJON
8,5 pies cúbicos
12
“
12
“
15
“
24
“
30
“
45
“
60
“
70
“
Referencia: Pikrose Company Limited
Accesorios:
- Brazos.- que deben ser ligeramente curvados y cuyo diseño debe considerar los
esfuerzos de fricción, choque y tensión.
- Dientes (o cuchilla), que se adicionan al labio de la plancha posterior, a fin de mejorar la
eficiencia del carguío y arrastre.
c.2. Winche de Arrastre o Cabrestante
Es una unidad compacta que acciona a las tamboras rotacionales que enrrollan o
desenrrollan los cables de acero y de este modo halan al rastrillo con el mineral (arrastre)
o vacío (retorno).
Funciona con energía eléctrica (winchas de 2 tamboras y de 15 a 59 HP y winchas de 3
tamboras y de 30 a 75 HP) o neumáticas (wincha de 1 tambora).
Son fácilmente transportables, por ser desarmables.
Los distribuidores más conocidos son:
Joy, Ingersoll Rand, Derena, Gardner Denver, Pikrose, etc.
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Partes principales:
- Bastidor o base, es una pieza rígida de acero fundido con orificios para el anclaje de la
máquina. Sirve de protección a la unidad durante su traslado.
- Guías y rodillos, de tubos de acero templado y colocados vertical y horizontalmente, los
mismos que giran sobre sus ejes en cojinetes de bronce. Previenen el rozamiento y
desgaste de los cables.
- Tamboras, que enrrollan y desenrrollan los cables (de arrastre y de retorno
respectivamente).
- Embrague, controladas por las palancas, a fin de accionar a las tamboras.
- Frenos tipo de banda o de zapata, que son automáticos y accionados por una palanca de
pi o de mano. Sirven para mantener estirados el cable al desenrrollarse.
- Engranajes, que ponen en funcionamiento rotacional a través de un eje central al piñón
principal y coronas dentadas o unidad planetaria.
Modelos:
2 Tamboras (Joy – 211)
Motor eléctrico de 15 HP
Velocidad con carga de 165 pie/min
Velocidad del motor de 1 770 RPM
Voltaje, de 220 ó 240 Voltios; amperaje, de 21 ó 42 Amperios
3 Tamboras (Sala 3-SS-40)
Motor eléctrico de 40 HP
Velocidad con carga de 200 pie/min
Voltaje, de 440 Voltios
Capacidad del cable en tamboras
160 m cable de 5/8”
110 m cable de ¾”
c.3.- Cables de Acero
Constituidos de alambres de acero al carbono trenzados en espiral que forman los
torones o cordones, sin alma o elemento central que los contenga.
Se utilizan los cables de tracción (que halan el rastrillo con mineral) y los de retorno (que
halan el rastrillo vacío, de retorno).
Si se trabaja con winches de 3 tamboras, requiere 2 cables de tracción.
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POTENCIA MOTOR
5 HP
7 - 10 HP
10 - 20 HP
20 - 30 HP
30 - 50 HP
50 - 75 HP
75 a más
CABLE ARRASTRE
5/16 pulgadas
7/16 pulgadas
3/8 pulgadas
½ pulgadas
5/8 pulgadas
¾ pulgadas
1 pulgada
CABLE RETORNO
¼ pulgadas
¼ pulgadas
5/16 pulgadas
3/8 pulgadas
½ pulgadas
5/8 pulgadas
7/8 pulgadas
Referencia: Sullivan Scrapers Haulers
c.4. Roldanas
Son ruedas que giran libremente sobre su eje y cuentan con una garganta en su periferie
sobre la que gira el cable de acero.
Sus tamaños están dados por el diámetro de la rueda. Se utilizan en interior mina de 6 y 8
pulgadas de diámetro.
Existen de diferentes tipos:
De gancho simple
De gancho de seguridad
De soporte móvil
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d.- Cálculos de rastrillaje
1.- Cálculo de trabajo efectivo o útil
Este trabajo debe efectuarse en el tajo, sea en trabajos de perforación - rastrillado o de
rastrillado, controlando los tiempos de las actividades durante la jornada.
La finalidad es principalmente, conocer el tiempo real dedicado al rastrillaje en sí, así
como los tiempos de rastrillado, retorno, carguío, descarguío, cambios de dirección y
tiempos muertos.
Los resultados en general son promedios de varios controles y de diferentes labores de
rastrillado.
Ejemplo:
Compañía Minera del Madrigal
Tajo 6-40
Guardia de Día
Distancia media de rastrillado, 45 metros
ACTIVIDADES
Caminatas
Inoperativos
Desate de roca
Instalación de cables
Almuerzo
Trabajo efectivo
Tiempo acarreo
(ta)
Tiempo retorno vacío (tr)
Tiempo demora carguío,
Descarguío y cambio de
Direcciones
(t)
Tiempos muertos
Tiempo/ciclo
Tonelaje Rastrillado
PERFOR/RASTRILLADO
RASTRILLADO
45 minutos
20 minutos
135 minutos
40 minutos
30 minutos
25 minutos
20 minutos
10 minutos
30 minutos
30 minutos
205 minutos
345 minutos
1,20 minutos
0,90 minutos
0,18 minutos
1,00 minutos
3,28 minutos
20 TMH
50 TMH
2.- Cálculo de velocidad real de rastrillado
VR = ((dr/ta) + (dr/tr))/2
Donde:
VR = Velocidad real o media de rastrillado; pie/min
dr = Distancia de recorrido del rastrillo; pie
ta = Tiempo medio de acarreo de mineral; min
tr = Tiempo medio de retorno vacío; min
Es conveniente tener presente que los fabricantes regulan la velocidad de sus
rastrillos en condiciones ideales.
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Pikrose Company Limited fija para su winche de 30 HP una velocidad de 190
pie/min.
3.- Cálculo de longitud total de recorrido
Lt = (2 * dr) + (t *VR)
Donde:
Lt = Longitud total de recorrido; pies
dr = Distancia media de rastrillado; pies
Vr = Velocidad real de rastrillado; pie/min
t = Tiempo que demora el carguío, descarguío y cambio de direcciones; min
4.- Cálculo del número de viajes por hora
NV/hora = (60 min/hora)/tiempo del ciclo
Donde:
Tiempo del ciclo = Es el tiempo que demora un viaje completo del rastrillo.
Se halló en cálculo No. 1
5.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en ton/viaje
Ton/viaje = ((Ton/gdia)/TE)/(viaje/hora)
Donde:
Ton/gdia = es el tonelaje rastrillado en la guardia. Dato del cálculo No. 1
TE = Trabajo efectivo de rastrillado. Dato de cálculo No. 1; hora/gdia
6.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en ton/hora
Ton/hora = (ton/gdia)/TE
7.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/viaje
pie3/viaje = ((ton/viaje)/p.e.) * 35,52
Donde:
p.e. = Peso específico del mineral
35,52 = Constante para transformar m3 a pie3
8.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/hora
pie3/hora = (pie3/viaje) * (Nv/hora)
9.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en viaje/guardia
NV/gdia = (ton/gdia)/(ton/viaje)
= (NV/hora) * TE
Ejercicio:
Se tienen los siguientes datos:
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Distancia de recorrido del rastrillo, 45 m ó 147,6 pies
Peso específico del mineral, 2,96
Demás datos se encuentran en cálculo No. 1
Solución:
VR = ((147,6/1,10) + (147,6/0,80))/2
Lt = (2 * 147,6) + (0,18 * 159,34)
NV/hora = 60/3,28
CR en ton/viaje = (50/5,75)/18,29
CR en ton/hora = 50/5,75
CR en pie3/viaje (0,48/2,96) * 35,32
CR en pie3/hora = 5,73 * 18,28
CR en NV/gdia = 50/0,48
ó también = 18,29 * 5,75
=
=
=
=
=
=
159,34 pie/min
323,88 pies
18,29
0,48
8,70
5,73
= 104,74
= 104,17
= 105,17
e.- Cálculo de winches
1.- Cálculo de resistencia del material al desplazamiento
Rm = Wm * fm; lbs
Donde:
Rm = Resistencia del material al desplazamiento; lbs
Wm = Peso del material rastrillado; lbs
Wm = ct * p.e. * e
ct = Capacidad del rastrillo; pie3
p.e. = Peso específico del mineral; lb/pie3
= (p.e. * 1 000 * 2,2046)/35,32; lb/pie3
e = Eficiencia por condiciones de trabajo; 45 a 80%
fm = Coeficiente de fricción del mineral
0,5 para No metálicos
0,7 para Metálicos
2.- Cálculo de resistencia del rastrillo al desplazamiento
Rr = Wr * fr
Donde:
Rr = Resistencia del rastrillo al desplazamiento; lbs
Wr = Peso del rastrillo y de los accesorios; lbs
El peso de los accesorios, en el caso de rastrillo tipo cajón, es 20% del peso del
rastrillo.
Fr = Coeficiente de fricción del rastrillo
0,2 a 0,4 para No metálicos
0,5 a 0,7 para Metálicos
3.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo con carga
Etc = (Wr + Wm) * fcr
Donde:
Etc = Esfuerzo de tracción del rastrillo con carga; lbs
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Wm = Peso del material rastrillado; lbs
fcr = Coeficiente de fricción cable - roldana; 1,1 a 1,7
4.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo durante el llenado
Etll = (Wm + Wr) * fM
Donde:
Etll = lbs
fM = Coeficiente de fricción del mineral en función al tamaño.
1,1 a 1,3 para material < 10”
1,4 a 1,6 para material < 18”
1,7 a 2,0 para material > 18”
5.- Cálculo de potencia de marcha de rastrillo con carga
HPc = (Etc * VR)/(375 * e)
Donde:
HPc = Potencia de marcha del rastrillo con carga; HP
VR = Velocidad real de rastrillado; milla/hora
= (pie/min * 60 min/hora)/(3,28 * 1 609,32 m/milla)
375 = Constante para transformar a HP
e = Eficiencia del motor eléctrico; 0,6 a 0,9
6.- Cálculo de potencia de marcha durante el llenado del rastrillo
HPll = (Etll * VR)/(375 * e)
Donde:
VR = velocidad real de rastrillado; milla/hora
7.- Cálculo de consumo de energía eléctrica
E = Potencia * Tiempo
Donde:
E = Consumo de energía eléctrica por hora; KWH
Potencia = Fuerza eléctrica absorbida por el motor del winche; KW
= (3 * V * I * cos * e)/1 000
V = Voltaje o tensión; V
I = Amperaje, intensidad de electricidad que pasa por el conductor,
dividida por el tiempo; Amp
cos = Parámetro eléctrico, generalmente 0,87
Tiempo = Relacionado a 1 hora de trabajo.
Ejercicio:
Se tienen los siguientes datos:
Capacidad del rastrillo, 6,8 pie3 (hallado anteriormente)
Peso específico del material, 2,96
Eficiencia por condiciones de trabajo, 80%
Peso del rastrillo tipo cajón, 800 lbs (según tabla)
Coeficiente de fricción del material, 0,7
180
Coeficiente de fricción cable - roldana, 1,3
Coeficiente de fricción del material, 1,6
Eficiencia del motor eléctrico, 0,8
Voltaje, 440 V
Amperaje, 90 Amp
Solución:
Rm = Wm * fm
Wm = (ct * p.e. * e)
= (6,8 * 2,96 * 1 000 * 2,2046 * 0,8)/35.32
= 1 005,10 lb/pie3
Rm = 1 005,10 * 0,7
Rr = Wr * fr
Wr = 800 + 160 = 960 lbs
Rr = 960 * 0,6
Etc = 960 + 1 005,10) * 1,3
Etll = (1 005,10 + 960) * 1,6
HPc = (Etc * VR)/(375 * 0,8)
VR = (159,34 * 60)/(3,28 * 1 609,32) = 1,81 milla.hora
HPc = (2 554,63 * 1,81)/(375 * 0,8)
HPll = (3 144,16 * 1,81)/(375 * 0,8)
E = Potencia * Tiempo
Potencia = (3 * 440 * 90 * 0,87 * 0,8)/1 000 = 47,74 KW
Tiempo = 1 hora
E = 47,74 * 1
= 703,57 lbs
= 576 lbs
= 2 554,63 lbs
= 3 144,16 lbs
= 15,41 HP
= 18,97 HP
= 47,74 KWH
f.- Cálculo de costos de rastrillado
Ejercicio:
DESCRIPCION
Winche eléctrico 2T 40 HP
Rastrillo tipo cajón 42”
Cable de acero 5/8”
Cable de acero ½”
Cable eléctrico AWGNYY
Roldanas 8”
Cáncamos hechizo
Cuñas hechizas
Cable de acero usado
Unid.
Cant.
c/u
c/u
m
m
m
c/u
c/u
c/u
m
1
1
50
100
80
2
6
6
6
1 mes = 26 días
1 día = 2 guardias
Horas efectivas de rastrillado = 5,75 horas
Ton/gdia rastrilladas = 50 TMH
Consumo de energía eléctrica = 47,74 KWH
Costo de energía eléctrica = 0,04 $/KWH
Costo Total
$
2 100
500
480
520
1 500
280
6
3
4
Vida Util
mes
72
30
12
12
72
24
1
1
3
181
Tasa de interés mensual = 1,8%
Jornal Winchero = 5,8 $
Jornal Ayudante de Winchero = 4,8 $
Jornal Capataz = 8,0 $ (6 labores)
Jornal Jefe de Sección = 10,00 $ (18 labores)
Jornal Sobrestante = 12,00 $ (40 labores)
Jornal Jefe de Mina = 15 $ (80 labores)
Jornal Superintendencia = 20 $ (170 labores)
Solución:
1. Amortizaciones
Winche
a = 2 100[((1 + 0,018)72 * 0,018)/((1 + 0,018)72 - 1)]
= 52,27 $/mes
a = 52,27/(1 * 26 * 2)
= 1,01 $/gdia
Rastrillo
a = 500[((1,018)30 * 0,018)/((1,018)30 - 1)]
= 21,72 $/mes
a = 21,72/(1 * 26 * 2)
= 0,42 $/gdia
Cable tractor
a = 480[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)]
= 44,83 $/mes
a = 44,83/(1 * 26 * 2)
= 0,86 $/gdia
Cable riel
a = 520[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)]
= 48,57 $/mes
a = 48,57/(1 * 26 * 2)
Cable eléctrico
a = 1 500[((1,018)72 * 0,018)/((1,018)72 - 1)]
= 37,33 $/mes
a = 37,33/(1 * 26 * 2)
Roldanas
a = 280[((1,018)24 * 0,018)/((1,018)24 - 1)]
= 14,47 $/mes
a = 14,47/(1 * 26 * 2)
= 0,87 $/gdia
= 0,72 $/gdia
= 0,28 $/gdia
2. Depreciaciones
Winche
D = (2 100 * 0,8)/(72 * 26 * 2)
= 0,45 $/gdia
Rastrillo
D = (500 * 0,8)/(30 * 26 * 2)
= 0,26 $/gdia
Cable tractor
D = (480 * 0,8)/(12 * 26 * 2)
= 0,62 $/gdia
182
Cable riel
D = (520 * 0,8)/(12 * 26 * 2)
= 0,67 $/gdia
Cable eléctrico
D = (1 500 * 0,8)/(72 * 26 * 2)
= 0,32 $/gdia
Roldanas
D = (280 * 0,8)/(24 * 26 * 2)
= 0,18 $/gdia
3. Mantenimientos:
Winche
M = 2 100/(72 * 26 * 2)
= 0,56 $/gdia
Rastrillo
M = 500/(30 * 26 * 2)
= 0,32 $/gdia
Cable tractor
M = 480/(12 * 26 * 2)
= 0,77 $/gdia
Cable riel
M = 520/(12 * 26 * 2)
= 0,83 $/gdia
Cable eléctrico
M = 1 500/(72 * 26 * 2)
= 0,40 $/gdia
Roldanas
M = 280/(24 * 26 * 2)
= 0,22 $/gdia
4. Cáncamos
= 6/(1 * 26 * 2)
= 0,12 $/gdia
5. Cuñas
= 3/(1 * 26 * 2)
= 0,06 $/gdia
6. Cable usado (estrobo)
= 4/(3 * 26 * 2)
= 0,03 $/gdia
7. Energía eléctrica
= 57 KWH * 0,04 $/KWH * 5,75 horas
= 13,11 $/gdia
8. Jornales
Winchero
Ayudante
Capataz
Jefe de Sección
Sobrestante
Jefe de Mina
Superintendente
5,8 * 1,8226
4,8 * 1,8226
8,0 * 1,8226/6
10 * 1,8226/18
12 * 1,8226/40
15 * 1,8226/80
20 * 1,8226/170
10,57 $/gdia
8,75 $/gdia
2,43 $/gdia
1,01 $/gdia
0,55 $/gdia
0,34 $/gdia
0,21 $/gdia
= 23,86 $/gdia
183
SUBTOTAL:
Amortizaciones
Depreciaciones
Mantenimientos
Cáncamos
Cuñas
Cable usado
Energía eléctrica
Jornales
0,12
0,06
0,03
13,11
46,44
4,16 $/gdia
2,50 $/gdia
3,10 $/gdia
$/gdia
$/gdia
$/gdia
$/gdia
$/odia
9. Otros
10% de los costos anteriores
= 4,69 $/gdia
COSTO TOTAL = 51,63 $/día
COSTO/TON = (51,63 $/gdia0/(50 TMH/día)
= 1,03 $/TON
184
4.2. Pala Mecánica
a.- Características
Es un equipo montado sobre ruedas para rieles que carga el material roto a través de una
cuchara accionada neumáticamente, a los carros mineros.
Trabaja sobre vía decauville de 24 pulgadas de trocha.
También existen montados sobre orugas o sobre neumáticos.
La parte característica de esta máquina es la pala en forma de cuchara.
Requieren una presión mínima de aire de 85 psi.
Los principales fabricantes para América son: Atlas Copco, Eimco, Conway, Sullivan, Joy,
etc.
MARCA
Eimco 12B
Eimco 21
Sullivan
Gardner Denver
ANCHO
0,76 m
0,84 m
0,83 m
0,81 m
ALTO
1,40 m
1,50 m
1,40 m
1,35 m
LARGO
1,78 m
2,05 m
1,87 m
1,94 m
PESO
1 800 kg
2 700 kg
1 900 kg
1 950 kg
CUCHARA
0,155 m3
0,198 m3
0,113 m3
0,115 m3
b.- Requerimientos
Aire comprimido
c.- Componentes y descripción
Bastidor o chasis, montado sobre ruedas para rieles. Cuenta con:
- Motor de avance, con su palanca de control. Estando ésta en forma vertical, el motor
produce una acción de freno; moviéndose hacia adelante o hacia atrás, avanza o
retrocede respectivamente. Presionando o jalando, gira el cuerpo superior 30
grados, respectivamente.
- Mecanismo de giro del cuerpo superior, compuesto por 2 cilindros neumáticos que
permiten el giro de 30° a ambos lados del eje longitudinal.
Cuerpo Superior, que cuenta con:
- Corona de giro, que rota sobre rodajes (bolas de acero) y que es asegurado por un
pin vertical. Sirve de apoyo al motor de accionamiento de la cuchara.
- Engranaje de accionamiento de la cuchara, que con su palanca moviliza hacia
adelante o hacia atrás y a los costados (giro).
- Cuchara, que sirve para cargar, voltear y descargar el mineral roto en el carro
minero que se halla enganchado a la Pala.
- Motor de accionamiento de la cuchara, con aire comprimido. La palanca accionada
hacia adelante o atrás lleva la cuchara hacia adelante (sobre el piso) o hacia atrás a
fin que traslade su carga en el carro minero que se encuentra enganchado a la pala.
185
- Válvula de alimentación, que controla el ingreso del aire comprimido a la máquina,
una vez instalada la manguera a la toma principal, que también cuenta con su
válvula.
d.- Funcionamiento
La cuchara en su posición inferior y mediante el avance de la máquina, se introduce en el
material roto llenándose mediante embragues y desembragues del motor de elevación.
Luego la cuchara se levanta y vuelca atrás, lanzando el material roto sobre el carro minero
para inmediatamente volver a su posición de carguío, por efecto de los resortes de
retorno y de su propio peso, además del control de la cuchara.
e.- Cálculos de Paleado Mecánico
1.- Capacidad real del carro
CRC = (CTC * fll)/fe; m3
Donde:
CTC = Capacidad teórica del carro, dado por el fabricante.
Ejemplo: V40 significa carro en V de 40 pie3 de capacidad teórica.
Puede hallarse: ancho * longitud * altura * factor de corrección geométrica
fll = Factor de llenado, que depende del grado de fragmentación, pericia del
operador, estado de la máquina, etc. Oscila entre 0,5 y 0,8.
fe = Factor de esponjamiento del mineral, es decir el contenido de vacíos entre
partículas. Se considera en todo cálculo similar para hallar el volumen a
transportar. Está dado por el peso específico, grado de humedad,
fragmentación, etc. Oscila entre 1,1 a 2,5.
2.- Capacidad real de la pala
CRP = (CTP * fll)/fe
Donde:
CTP = Capacidad teórica de la pala, dado por el fabricante. También puede
hallarse.
3.- Tiempo de carga de cada carro
Tcarro = ((CRC/CRP) * t1) + t2; min
Donde:
CRC/CRP = Relación de cucharas necesarias para llenar el carro, sirve para
determinar el tipo de pala en función a la capacidad del carro.
t1 = Duración promedio del ciclo carguío - descarguío de cada cuchara; min
t2 = Duración promedio de cambio de carro lleno por vacío; min
4.- Tiempo de carga, transporte y descarga del convoy
Tconvoy = Tcarro * n + t3; min
Donde:
n = Número de carros del convoy
t3 = Tiempo promedio del ciclo transporte con carga, vaciado y transporte de
regreso vacío del convoy; min
186
5.- Convoy transportado por hora
Convoy/hora = (60/Tconvoy) *
Donde:
60= minutos/hora
= Factor de utilización de la pala considerando los tiempos muertos por
chequeos, instalación de la línea riel, descansos, viaje del convoy, etc. Oscila
entre 0,5 a 0,85.
6.- Convoy transportado por guardia
Convoy/guardia = Convoy/hora * TE
Donde:
TE = Trabajo efectivo de la pala; horas
7.- Tonelaje transportado por hora
Ton/hora = CRC * p.e. * Convoy/hora * n
Donde:
p.e. Peso específico del material; adimensional
8.- Tonelaje transportado por guardia
Ton/gdia = Ton/hora * TE
Ejercicio:
Se tienen los siguientes datos:
Carro minero con dimensiones interiores:
ancho = 0,97 m
altura = 0,81 m
longitud = 1,91 m
Factor de corrección geométrica, 0,775
Factor de llenado, 0,80
Factor de esponjamiento, 1,60
Pala mecánica con capacidad de cuchara de 0,198 m3
Tiempo carguío - descarguío de la cuchara, t1 = 1 min
Tiempo cambio de carro vacío por lleno, t2 = 2 min
Tiempo transporte y vaciado, t3 = 12 min
Tiempo efectivo de trabajo, TE = 4,5 horas
Número de carros del convoy, 8
Factor de utilización de la pala, 0,85
Peso específico del mineral, 2,8
Solución:
CRC = (0,97 * 0,81 * 1,91 * 0,755 * 0,80)/1,6
CRP = (0,198 * 0,80)/1,6
Tcarro = ((0,57/0,10) * 1) + 2
Tconvoy = (7,7 * 8) + 12
= 0,57 m3
= 0,10 m3
= 7,7 min
= 73,6 min
187
Convoy/hora = (60 * 73,6) * 0,85
Convoy/gdia = (0,69 * 4,5
Ton/hora = 0,57 * 2,8 * 0,69 * 8
Ton/gdia = 8,81 * 4,5
f.- Cálculo de costos de paleado mecánico
= 0,69
= 3,11
= 8,81
= 39,65
Ejercicio:
Se tienen los siguientes datos:
Costo de Pala EIMCO 21 incluido accesorios, $ 9 200
Vida útil, 10 años
Tasa de interés, 1,5% mensual
Horas efectivas de trabajo, 4,5 horas
Cota de trabajo, 4 500 m.s.n.m.
Presión manométrica a cota de trabajo, 85 psi
Consumo de aire al nivel del mar, 247 pie3/min
Costo de aire comprimido, 0,0003 $/pie3
Días de trabajo por mes, 26
Guardias por día, 2
Tonelaje cargado por día, 39,65
Salario del Operador de la Pala, $ 5,80
Salario del Ayudante, $ 4,20
Salario del Capataz, $ 8 (6 labores)
Salario del Jefe de Sección, $ 10 (18 labores)
Salario del Sobrestante, $12 (40 labores)
Salario del Jefe de Mina, $ 15 (80 labores)
Salario del Superintendente, $ 20 (170 labores)
Solución:
1. Amortización:
= 9 200[((1,015)120 * 0,015)/(1,015)120 -1)]
= 165,77 $/mes
= 165,77 $/mes/(1 * 26 * 2)
= 1,27 $/gdia
2. Depreciación:
= (9 200 * 0,80)/(120 * 26 * 2)
= 1,18 $/gdia
3. Mantenimiento:
= 9 200/(120 * 26 * 2)
= 1,47 $/gdia
4. Energía neumática
Consumo a cota considerada * F
F = (14,689 * (85 + 8,947))/(8,947 * (14,689 + 85)
F = 1,55
= 247 * 1,55 = 382,85 pie3/min
Costo/gdia = 382,85 * 60 * 0,0003 * 4,5
5. Salarios
= 31,01 $/gdia
188
Operador
Ayudante
Capataz
Jefe de Sección
Sobrestante
Jefe de mina
Superintendente
5,8 * 1,8226
4,2 * 1,8226
8,0 * 1,8226/6
10 * 1,8226/18
12 * 1,8226/40
15 * 1,8226/80
20 * 1,8226/170
10,57 $/gdia
7,56 $/gdia
2,42 $/gdia
1,01 $/gdia
0,55 $/gdia
0,34 $/gdia
0,21 $/gdia
= 22,77 $/gdia
SUBTOTAL = 56,23 $/gdia
6. Otros
10% de los costos anteriores
= 5,62 $/gdia
TOTAL = 63,33 $/gdia
COSTO/TON = 63,33/39,65 = 1,60 $/TON
g.- Reglamentaciones sobre Palas Mecánicas
El R.S. e H.M. en su Art. 323° d) especifican lo relacionado a este rubro; el mismo que
será leído y comentado en clase.
189
190
191
4.3.- Pala Cavo
a.- Características
-
Creado por Atlas copco en 1950.
Es una pala sobre llantas con tolva que carga, transporta y descarga (equipo
LHD) con motor neumático ( también existen con motor diesel o eléctrico ).
Cuenta con tracción en las 4 ruedas.
Puede ser controlado a distancia por acción de un control especial.
Puede presentar problemas de pinchaduras de sus llantas.
Su desplazamiento máximo es de 200 metros en una dirección.
b.- Requerimientos:
Aire comprimido ( o electricidad o diesel )
c.- Dimensiones, Capacidades y demandas:
CARACTERISTICAS
Longitud de pala; mm
Ancho de cuchara; mm
Ancho de pala; mm
Ancho de pala con plataforma; mm
Altura con cuchara levantada; mm
Altura con tolva levantada; mm
Altura libre al piso; mm
Capacidad de cuchara; m³
Capacidad de tolva; m³
Presión de aire requerido
Demanda de aire comprimido, m³/min
CAVO 310
2920
1270
1440
1930
2120
2420
115
0.13
1.00
85
8
CAVO 511
3600
1500
1730
2400
2700
2700
207
0.5
2.1
85
15
d.- Componentes:
-
Cuchara
Tolva
Pistón neumático o hidráulico para la cuchara ( Cavo 310 y 511 Respectiv.).
Chasis
Neumáticos
2 controles manuales
Plataforma en el lado izquierdo
Elementos de seguridad:
Palanca que acciona la válvula de cierre instantáneo de pase de aire a los
mandos.
Seguro de la tambora de arrollamiento de la cadena de levante de la cuchara.
Barra de bloqueo de la tolva en la posición de levantada..
192
4.4.- Palas o excavadoras frontales
Características generales
193
Son equipos de carguío montados sobre orugas o neumáticos y utilizados en Minería
Superficial.Existen palas o excavadoras de cables (electromecánicas)e hidráulicas
(electrohidráulicas)
Fabricantes:
Demag – Komatsu ( Japón )
Liebherr – Wiseda ( Alemania )
Euclid – Hitachi ( Japón )
Caterpillar ( USA )
O&K ( Alemania )
P&H (USA)
Bucyrus Erie
Su costo de adquisición oscila entre 140,000 a 260,000 $ USA por metro cúbico de
capacidad de la cuchara.
Su vida útil oscila entre 60,000 a 120,000 horas de trabajo.
Están definidas por la capacidad nominal de la cuchara o cazo, aunque algunos autores
se refieren al peso total de la máquina (bruto) versus la capacidad de carga.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, en sus artículos 228 a 232 y
289 a 291, especifica sobre Minería a Cielo Abierto.
4.4.1.- Palas o excavadoras de cables
a.- Características
Son máquinas pesadas y robustas adecuadas para excavar cualquier tipo de mineral
fragmentado.
La velocidad de desplazamiento es inferior a 1.5 km/hora, por lo que deben trabajar en
lugares fijos, requiriendo equipo auxiliar (tractores) para mantener una producción
elevada.
Las potencias instaladas van desde 350 hasta 4000 Kw, para excavar con cazos de 5 a 50
m3 de capacidad nominal y pesos que van de 300 hasta 2700 tonenaldas.
Las alturas de excavación están comprendidas entre 10 y 20 metros y las alturas de carga
o vertido varían entre 6 y 12 metros.
La excavación del material fragmentado se consigue mediante la combinación de dos
movimientos: la elevación y el empuje.
La mayor potencia es utilizada en la elevación de la cuchara o cazo.
Los principales inconvenientes son:
La capacidad es reducida por debajo del nivel de las orugas.
El mantenimiento de la máquina debe hacerse en el lugar de operación, lo que implica
dificultades.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica
c.- Componentes y su descripción
Los mecanismos o componentes se distribuyen en tres secciones principales
interrelacionadas entre sí: Infraestructura, superestructura y equipo frontal de excavción.
Infraestructura
Montada sobre dos bastidores de orugas que les permiten posicionarse adecuadamente
en los tajos y trasladarse a otros lugares. En este conjunto va instalado el mecanismo de
traslación y dirección. La acometida general de electricidad a la máquina se realiza por
esta infraestructura.
Cuenta con una corona de giro y pivote central.
194
Superestructura giraroria
Es una plataforma capaz de girar 360° a mabos lados, cubierta por un habitáculo cerrrado
y presurizado para impedir la entrada de polvo en los sistemas de accionamiento y
control.
Cuenta con la cabina de operación, compresores, transformador, motor de elevación,
motores de giro, contrapeso, etc.
Equipo de excavación frontal
Constituido por la cuchara, cuba o cazo, las plumas, los cables de suspensión, bastidor
en A (que mantiene en posición a la pluma mediante el cable de suspensión), motores de
empuje, interruptor fin de carrera para impedir que la pluma caiga sobre la máquina.
La elevación tradicional del cazo se hace siempre mediante cables, asegurados a un
tambor de enrrollamiento.
Existen distintos mecanismos para accionar el sistema de empuje y retroceso de la
cuchara.
La pluma es el soporte de todo el equipo de excavación. Está apoyada a la estructura en
A que fija su ángulo de inclinación. La parte superior es mantenida en posiciónpor los
cables de suspensión. En su extremo superior están instaladas las poleas de los cables
de elevación del cazo. Esta pluma contiene a los brazos de empuje de la cuchara. Para
impedir que por una mala maniobra la pluma o su tramo superior pueda caer sobre la
cabina, cuenta con un interruptor “fin de carrera” que bloquea la instalción.
La cuchara o cazo va situado en el extremo del brazo y unido a él por pernos para facilitar
su reemplazamiento o para modificar su inclinaciuón. La geometría de los cazos puede
variar considerablemente, teniendo en cuenta el ángulo de ataque (ángulo formado por la
intersección de la línea de prolongación del eje del brazo y de la que une la punta del
diente con el talón de la cuba) que normalmente es de 65° aproximadamente y el ángulo
de excavación (formado por la intersección de la línea de prolongación del eje del brazo y
la de la máxima pendiente del plano de la cara siuperior de los dientes) que normalmente
se de 45°. La modificación de estos ángulos por medio de los tirantes de inclinación,
varían las condicones de trabajo.
La descarga del cazo se hace por su fondo una vez que el giro de la máquina la sitúa
sobre la tolva del volquete, del camión de obra, etc. La compuerta se abre tirando de su
cerrojo mediante un cable accionado por un pequeño motor eléctrico o neumático; la
gravedad hace el resto, incluso cerrar la compuerta durante el movimiento de iniciación
del nuevo ciclo de excavación.
d.- Cálculos
Peso de la excavadora
Peso = 37 * C; ton
Donde: C = capacidad de la cuchara; m3
Potencia instalada
Potencia = 80 * C; Kw
Esta potencia instalada se reparte aproximadamente en los distintos mecanismos de la
siguiente forma:
Elevación
45 %
Giro
18 %
Empuje
14 %
Traslación
23 %
Altura del banco
195
H = 10 + (0.2 * C); m
196
197
198
199
200
4.4.2.- Palas o Excavadoras hidráulicas frontales
a.- Características
Las potencias van de 300 a 2400 HP.
Son de gran movilidad (2.45 km/hora) y de gran flexibilidad en la operación.
Las fuerzas de penetración y de excavación elevadas permiten el arranque directo de
materiales compactos.
Reduce los daños causados a las tolvas de los volquetes o camiones de obra, por el mejor
control en la descarga de las cucharas, alcanzándose una buena distribución y reparto del
material.
Tiene menor necesidad de equipos auxiliares en el área de operación.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica CA 4160 V y 440 V y CC (baterías)
Aceite hidráulico
c.- Componentes y su descripción
Infraestructura
El chasis, constituido por una estructura en forma de H que aloja en sui parte central la
corona de giro y va apoyada y anclada en los carros de orugas, tiene por misión transmitir
las cargas de la superestructura al tren de rodaje.
Superestructura
Formado por las vigas y un conjunto de módulos adosados, su función es absorver los
esfuerzos transmitidos por el equipo de trabajo en la excavación y la aceleración sufrida
por el giro. Está unida al chasis mediante la corona de giro. El mortor de giro transmite la
potencia a través de un piuñón que actúa sobre la corona de giro. Cuenta con su cabina.
Equipo frontal
Constituido por la pluma, el brazo, la cuchara.
La fuerza de penetración se consigue mediante uno o dos cilindros hidráulicos del brazo y
la fuerza de excavación por emedio de los cilindros en la cuchara. El movimiento vertical
se realiza gracias al movimiento de la pluma.
Las cucharas pueden ser de dos clases: de descrga por volteo y de descarga por el fondo.
El tipo de descarga por el fondo tiene las siguientes ventajas:
Mejor control de la carga debido a que el cazo se deposita más cerca de la caja del
volquete o camión de obra, dejando caer el material fino que amortigua el impacto de
los mayores.
Mejor posicionamiento de la carga y menor pérdida de material sobre los laterales de
la caja.
Ciclos de trabajo más reducidos ya que el posicionamiento y descarga de la cuchara
son más répidos (15 % más cortos).
Mejor salida del material húmedo y pegajoso.
Mayores fuerzas de penetración y excavación.
El sistema hidráulico se encuentra constituido por los depósitos, las bombas, los
distribuidores, los receptores, los motores y los cilindros.
201
ESPECIFICACIONES TECNICAS PARA LA SELECCIÓN DE PALAS HIDRAULICAS
(Ref : EL INGENIERO DE MINAS, Set. 1997)
FABRICANTE MODELO
PROCEDENCIA
LIEBHERR
R 984
ALEMANIA
Capacidad cuchara; m³/yd³
6.0/7.85
Ancho de corte/dientes; m
2.85/6
Peso cuchara; kg
8,950
Velocidad de giro; rpm
4.07
Longitud total; mm
9,450
Ancho total; mm
5,080
Altura total; mm
5,600
Long. oruga en contacto; mm
4,900
Ancho entre centros oruga; mm
3,900
Capacidad Combustible; gal
317
Capac. Aceite hidráulico; gln
210
Veloc. Traslación/pendiente; kph/%
3.0/80
Presión sobre suelo; kg/cm²
1.31
Ancho zapata/No. zapatas por oruga.
600/49
mm/unidades
Pluma/brazo; m
7.49/3.30
IDIACIC
EX 1100
JAPON
6.3/8.2
2.89/6
8.600
5.8
10,800
5,130
6,200
5,000
3,900
317
162
3.6/70
1.34
700/52
7.54/3.40
O&K
KOMATSU
RH 40D
PC 1000-J
ALEMANIA
JAPÓN
6.07/7.85
7.0/9.20
2.95/6
2.65/6
7.450
8,200
5.8
5.3
9,800
10,715
5,474
4,150
5,800
5,770
4,690
5,030
3,800
3,440
344
301
ND
172
2.35/80
3.4/70
1.46
1.27
600/48
710/51
7.79/3.30
5.10/3.80
ESTIMACION DE PRODUCCION Y COSTO/TM PARA LA SELECCIÓN DE PALA
HIDRAULICA
(Ref : EL INGENIERO DE MINAS, Set. 1997)
CARACTERISTICAS
Potencia; HP/RPM
Peso operacional; kg
Ancho corte cuchara; m
Fuerza de penetración; kg
Fuerza de arranque; kg
Material
Densidad in situ
Densidad fragmentada
Factor llenado cuchara; %
TM por cuchara
Tamaño camiones * TM
Pases/camión (teórico )
Pases/camión ( práctico )
Ciclo por pase; min
No. camiones por hora
Produc.teórica Pala; TM/hora
Produc. Teórico con camión; TM/hora
LIEBHERR
R 984
576/2100
92,500
2.85
51,200
51,700
Caliza
2.6
1.6
92
8.83
46
5.20
6
0.42
24
1,250
1,104
HITACHI
EX 1100
580/1800
105,000
2.89
56,600
56,400
caliza
2.6
1.6
88
8.87
46
5.37
6
.38
26
1,381
1,196
O&K
RH 400
503/1800
90,400
2.95
50,900
50,900
caliza
2.6
1.6
90
9.02
46
5.11
6
0.40
25
1,353
1,150
KOMATSU
PC1000-1
550/1700
98,000
2.65
56,000
58,500
caliza
2.6
1.6
90
10.08
46
4.56
5
0.42
28
1,428
1,288
202
Factor eficiencia global
Producc. Estimada; TM/hora
Valor entrega CIF Callao; $
Vida útil; horas
Horas operación/año
Valor de rescate ( 20%)
Valor a ser recuperado
Años de vida
Costo depreciación; $/hora
Costo I.S. e I.(12 %); $/hora
Tot. costo Propiedad; $/hora
Costo combustible; $/hora
Costo lubricantes; $/hora
Costo reparación y mantenimiento;
$/hora
Costo mano de obra; $/hora
Costo elem.desgaste; $/hora
Total costo Operac.; $/hora
Costo total P y O; $/hora
Producc. Global; TM/hora
Producción neta; TM/hora
Costo/TM; $/TM
0.56
618
607,626
20,000
2,400
149,476
597,903
8.3
29.90
20.90
50.80
17.6
4.4
23.7
0.56
669
755,000
20,000
2,400
185,730
742,920
8.3
37.10
26.00
63.10
17.6
4.8
24.8
0.56
644
604,652
20,000
2,400
148,744
594,978
8.3
29.70
20.80
50.50
17.6
4.6
24.9
0.56
721
703,478
20,000
2,400
173,055
692,222
8.3
34.60
24.26
58.80
16.5
4.6
28.3
4.5
1.5
51.70
102.50
618
824
0.124
4.5
1.5
53.20
116.30
669
892
0.130
4.5
1.5
53.10
103.60
644
858
0.120
4.5
1.5
55.30
114.10
721
961
0.118
d.- cálculos
Ciclo de operación pala (COP)
COP = (T/ciclo)/(número de ciclos pala); seg/cuchara
T/ciclo = T1 + T2 + T3 + T4
Donde:
T1 = Tiempo de carga de cuchara
T2 = Tiempo de giro para descargar
T3 = Tiempo de descarguío
T4 = Tiempo de giro retorno
Número de ciclos pala = ciclos durante la guardia
Eficiencia de operación (E)
E = (Tiempo/ciclo)/(Tiempo/ciclo + t1 + t2 + t3 + t4 + t5 + t6)
Donde:
t1 = Tiempo de acomodo y separación del material
t2 = Tiempo de desquinche de talud
t3 = Tiempo de cambio de posición
t4 = Tiempo de limpieza del piso por el tractor
t5 = Tiempos perdidos en otros factores improductivos
t6 = Tiempo de espera para cargar el siguiente volquete
Número de volquetes cargados/gdia (NV/gdia)
NV/gdia = (Tiempo de operación asignado – tiempos muertos)/tiempo de
carguío/volquete sin tiempos muertos
203
Donde:
Tiempo muertos = tiempos de mantenimiento, reparación, falta de vehículos,
averías, etc.
Tiempo de carguio/volquete sin tiempos muertos = (T/ciclo * 60)/número de
viajes/volquete
Número de volquetes requeridos por una pala (NV)
NV = 1 + ((tiempo transporte volquete)/(tiempo carguío por volquete con
esperas por volquete))
Tiempo carguío por volquete con esperas por volquete = (Tiempo carga/volq)/E
Rendimiento (R )
R = NV/gdia * capac/volquete * e; m3/gdia
Donde
e = eficiencia de la cuchara, que depende de factor de llenado, factor de
esponjamiento, peso específico del mineral, etc.
Ejercicio:
En el Tajo abierto de Mina Colquijirca, se cronometraron los tiempos de la pala electro
hidráulica O&K RH40D y fueron:
Tiempo de acomodo y sepración del material 420 seg
Tiempo de desquinche talud 85 seg
Tiempo de cambio de posición de la pala 70 seg
Tiempo de limpieza del piso por el tractor 215 seg
Tiempo perdido en otros factores improductivos 150 seg
Tiempo de espera para cargar al siguiente volquete 1980 seg
Tiempo de carga cuchara 1300 seg/gdia
Tiempo de giro para descargar 720 seg/gdia
Tiempo de descarguío 610 seg/gdia
Tiempo de giro retorno 700 seg/gdia
Tiempo de transporte volquetes 18 minutos
Tiempo de reparación motor de cable de izamiento 35 min
Capacidad de volquete Lectra haul M100 35.70 m3
Eficiencia de carguío 85 %
Número de ciclos de pala 110 ciclos/pala
Número de viajes/volquete 17 viaje/gdia
Tiempo de operación asignado 420 min/gdia
Calcular:
1.- Ciclo de la pala
2.- Eficiencia de trabajo de la pala
3.- Número de volquetes cargados/gdia
4.- Número de volquetes necesarios para operación operación óptima de pala
5.- Rendimiento de la pala
Solución:
1.- Ciclo de la pala
204
T/ciclo = (1300 + 720 + 610 + 700) = 3330 seg/gdia
Tiempo/cuchara = 3330/ 110 = 30.27 seg/cuchara
2.- Eficiencia de trabajo de la pala (E)
E = (3330/(3330 + 420 + 85 + 70 + 215 + 150 + 1980)) * 100 = 53.28 %
3.- Número de volquetes cargados por guardia
NV/gdia = ((420 – 35) * 0.5328)/((3330 * 60)/17) = 62.40 volquete
4.- Número de volquetes necesarios para operación óptima de la pala
NV = 1 + (18/(3.27/0.5328)) = 3.93 volquetes
5.- Rendimiento de la pala
R = 62 * 35.70 * 0.85 = 1881 m³/gdia
Presión transmitida al terreno
P = W/(Z * N * (L + 0.35 * (M * L))
Donde:
W = Peso en operación de la máquina
L = Longitud entra las ruedas guía
M = Longitud de las orugas
N = Ancho de las orugas.
205
206
207
208
V.- CORTE
Referido a las máquinas que se utilizan para el beneficio de los minerales no metálicos
ornamentales e industriales como calizas,areniscas y pizarras (resistencias a la
compresión menores a 400 kg/cm2 - 40 MPa-), mármoles, travertinos, onix y granitos
blandos (resistencias menores a 1000 kg/cm2) y granitos, pórfidos, gabros, etc.
(resistencias superiores a 2000 kg/cm2) Onix, Travertino, Mármol, Pizarra, Granito, etc.),
los mismos que son explotados en canteras y en minas subterráneas.
El proceso de arranque de estas rocas generalmente consiste en la separación de la roca
madre previamente desbrozada, de un macizo rocoso o bloque, de dimensiones tales que
puedan ser cargados y transportados para su industrialización.
Esta separación primaria estará directamente relacionada con determinados factores
geológicos del macizo rocoso (estructura, dirección de estratificación, diaclasamiento,
etc.) para orientar la secuencia de arranque.
Los sistemas o técnicas de corte más aplicados en minería son: Corte con perforación,
rozadora de brazo, corte con disco, corte con hilo helicoidal y corte con hilo diamantado.
5.1.- Corte con perforación
a.- Características
Consiste en la apertura de una batería de taladros muy próximos (10 a 20 cm) y paralelos
de pequeño diámetro, realizados con jack hammer, drifter, etc. para producir un corte a
través del plano constituido por los mismos, mediante la posterior acción de una presión
mecánica, hidráulica o por bajos explosivos (pólvora, dinamita).
b.- Requerimientos
Aire comprimido
Equipo de perforación, de rotura, accesorios
c.- Procedimiento
Comienza con la creación de dos caras libres en los laterales del gran bloque, bien a partir
de diaclasas existentes, bien mediante la perforación de taladros verticales de 1 ¼ a 2 ½
pulgadas de diámetro; luego se perforan taladros horizontales en lo que será la base del
bloque y a 30 ó 40 cms debajo, debiendo este último volumen ser roto mecánicamente o
con explosivos débiles a fin de liberar el bloque en su base; se deja en el piso un lecho de
arena o grava o un colchón de goma inflable que logre amortiguar la caída y evitar la
rotura de este bloque.
Luego se perforan taladros verticales en el plano posterior del bloque con 5 a 10 cm
menos que la altura del bloque, para que finalmente, con la ayuda de cuñas y lenguetas de
acero, cuñas o gatas hidráulicas sea separado. Este proceso se visualiza en los gráficos
adjuntos.
Posteriormenete, el bloque deberá ser escuadrado en las caras que lo requieran
(acabado).
209
210
211
212
5.2.- Corte con Rozadora de Brazo
a.- Características
Es un sistema altamente mecanizado que elimina la fase de escuadrado, ya que realiza
cortes verticales y horizontales dejando las paredes del bloque completamente lisas.
Puede ser utilizada en minería subterránea o superficial (carbón, sales potásicas, rocas
ornamentales, etc.).
La altura del banco está limitada por el alcance del brazo cortador (1.50 a 3.00 m).
Las velocidades de corte son de 2 a 10 cm/min; la velocidad do rotación de los dientes
oscila entre 0.4 y 1.4 m/s.
La gradiente máxima de trabajo es de 15°.
El sistema de accionamiento es electrohidráulico.
Se pueden obtener bloques de diferentes medidas comerciales.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica y/o diesel
c.- Composición
Se utiliza una maquinaria que consiste en una cadena provista de dientes de carburo de
tungsteno o compuestos diamantados y situados a intervalos de 40 mm como elementos
de corte y que gira alrededor de un brazo o carcaza laminar orientable, que lo contiene. La
nachura del corte es de 4 cm.
Todo el conjunto puede ser acoplado a diferentes órganos sustentantes, directamente
sobre los bancos o base de deslizamiento (carriles direccionales de corte)..
Este brazo oscila entre 1.50 y 3.00 metros de longitud y es accionado poor motores de 10
a 60 KW.
La cadena tiene grosores de 22 a 45 mm. A mayor dureza de la roca requiere menor
grosor.
Rozadora de brazo ST 30 VH
Peso
Potencia instalada
Capacidad tanque hidráulico
Velocidad de trabajo
Ancho de corte
Profundidad útil
Rotación del brazo
Velocidad de la cadena
5 500 lb
35 HP
16 galones
hasta 3 m/hora
1 5/8 pulgadas
6 pies y 7 pulgadas
360°
17 a 47 m/seg
d.- Funcionamiento
Una vez que los bancos han quedado preparados, se ejecuta con la rozadora un corte
horizontal al ras del suelo y en toda la longitud prevista para el banco (s).
Se realiza a continuación otro corte paralelo a 30 ó 40 cm encima de éste.
La masa de roca comprendida entre corte, se rompe con martillos picadores de aire
comprimido y se evacua, dejando algunos fragmentos de roca para el apoyo provisional
del bloque superior.
213
Se cambia la posición de la sierra a vertical y se efectúa otros 2 cortes, delimitando los
bloques lateralmente con lo que tendrían en cada bloque 5 caras libres, siendo la cara
posterior la que sujeta al bloque a la roca madre.
Se asierra verticalmente la cara posterior dejando una pequeña porción in situ antes de
llegar al corte horizontal, quedando el bloque libre y por su propio peso o con la ayuda de
cuñas cae sobre el apoyo provisional en el piso.
Con la ayuda de gatos, tecles, polines, rieles, se traslada el bloque fuera de la zona de
explotación.
5.3.- Corte con disco
a.- Características
Este sistema permite obtener desde el principio, bloques de reducidas dimensiones, sin
recurrir a las sucesivas etapas de división y acabado.
Puede realizar cortes verticales y horizontales; la altura de corte está supeditado al radio
máximo del disco.
Se debe disponer de amplias plataformas de modo se puedan realizar cortes
longitudinales largos sin tener que mover el equipo.
La gradiente debe ser menor de 10°.
Los rendimientos de corte pueden variar entyre 5 y 8 m2/hora.
Existen en el mercado algunos equipos con multibrazos, que permiten realizar 2 ó 3 cortes
paralelos simultánemanete, incluso uno vertical y otro horizontal al mismo tiempo.
Las características básicas de los equipos se recogen en el cuadro siguiente, de acuerdo
con la dirección de los cortes y la abrasividad de la roca:
Diámetro del disco (m)
Velocidad
periférica
(m/s)
Profundidad de corte (m)
Anchura de corte (mm)
Consumo de agua (l/min)
Potencia (Kw)
CORTE PLANO VERTICAL
CORTE PLANO HORIZONTAL
2.50 a 3.00
40 a 55
2.70
40 a 55
1.00 a 1.25
12
80 a 140
60 a 75
1.10
12
80 a 140
75
b.- Requerimientos
Energía eléctrica o diesel
c.- Componentes
El equipo a utilizar consta básicamente en un disco giratorio cortador con el filo de acero
diamantado y que se desplazará monmtados sonre un carrtetón móvil a través de carriles.
214
215
216
217
218
5.4. Hilo Helicoidal
a.- Características
Aplicable a rocas de dureza media a baja (mármoles, travertinos, piedras calizas, pizarras,
etc.)
Fue desarrollado en Italia a principios del sioglo XVIII.
Sirve para explotar bloques de mayores dimensiones (3 a 10 m de altura, 2 a 3 m de ancho
y 15 a 20 m de longitud) y es utilizado en minería superficial. Una vez situado el bloque en
la cancha, se corta a medidas comerciales, con el mismo hilo.
Reduce la producción de detritus en base a un acabado plano de las caras.
La técnica de penetración en la roca se lleva a cabo con unos equipos cuya herramienta
de corte es un cable de acero de 5.15 mm e hilos de 2.40 mm, que actuará como conductor
de los materiales abrasivos (arena fina con 90 % de SiO2 o granalla de carburo de silicio) y
refrigerante (agua).
Circula a una velocidad de 6 a 20 m/seg sobre el macizo rocoso.
El hilo al entrar en contacto con la roca produce en ella una incisión longitudinal y va
penetrando en la masa, cortándolo.
El sistema permite disponer el plano de corte en cualquier orientación aunque
operativamente las más habituales son las posiciones horizontales y verticales.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica o diesel
Agua
Abrasivo (arena silícea o granalla de carburo de silicio)
c.- Composición
Un grupo motor eléctrico o diesel de 25 a 50 HP que transmitirá el movimiento a un cable
que pasa por una polea motriz.
Un sistema móvil de contrapesos, que permitirá mantener el circuito del cable en tensión
(300 kg por 1000 m de cable)
Una batería de poleas de re-envío y alineación, cuya función será concentrar en un corto
espacio o longitud (10 a 100 m) la mayor parte del cable en operación.
Una serie de columnas con poleas móviles de avance automatizado, ubicadas en los
extremos de la superficie de corte.para el guiado del hilo
Un equipo de almacenamiento y dosificación de la mezcla abrasivo-agua, con
alimentación directa al punto de entrada del hilo en el macizo rocoso en corte.
Cable de 5 mm de diámetro con 3 hilos de acero, enrrollados en espiral, de recorrido
continuo (circuito cerrado).
Templadores
d.- Funcionamiento
En los extremos superiores del banco se excavan 2 pozos verticales en toda su altura.
Generalmente se usa de 9 a 21 cm de diámetro. Además, se excavan en la base del bloque
2 “galerías” perpendiculares a los pozos y hasta llegar a ellos.
En estas pozos se introducen las columnas para el guiado del hilo que al poner en
funcionamiento, practica el corte de arriba hacia abajo.
Se excavan 2 taladros perpendiculares a los pozos y hasta llegar a ellos.
219
En estas galerías se introducen las columnas para el guiado del hilo, que al poner en
funcionamiento, practica el corte horizontal de afuera hacia adentro tanto en la base del
banco como a la altura del techo de las galerías, con lo que se obtiene 2 bloques de
mineral, cada uno con 5 caras libres.
El bloque inferior se rompe por medios mecánicos o con explosivos, sirviendo este
material roto como colchón al bloque superior.
Con una nueva disposición de las columnas, se practican 2 cortes de arriba hacia abajo
siguiendo la línea VN y V‟N‟, separando el bloque que cae sobre el colchón.
El gran bloque cortado (2 a 3 m de ancho, 5 m de altura y 15 a 20 m de longitud), será
finalmente cortado en bloques de medidas comerciales mediante sucesivos cortes y el
escuadrado final que sea requerido.
5.5. Hilo Diamantado
a.- Características
Permite con menores longitudes de cable en operación, unos rendimientos de corte muy
superiores al hilo helicoidal.
Las velocidades de avance oscilan entre 0.6 y 1.5 m2/hora.
La velocidad lineal del cavble entre 1 y 40 m/s
b.- Requerimientos
Energía eléctrica o hidráulica
c.- Componentes
Se utiliza un cable de acero de 5mm de diámetro que llevará engarzados a modo de
cuentas de collar: Juntas o uniones a ambos extremos, Separadoresde 30 mm (entre
anillos y muelles), Muelles o distanciadotes, Anillos con perlas diamantinas de 8,5 mm de
longitud y 6,0 mm de longitud útil y 10 mm de diámetro
La separación entre insertos es de 30 mm.
La velocidad de trabajo es de 10 a 45 m/seg.
La tracción puede ser eléctrica o hidráulica.
La máquina se desplaza sobre rieles, en forma manual o mecánica.
Sistema automático de control electrónico de arranque, velocidad y tensión del cable, de
paradas por rotura o final de carrera.
d.- Funcionamiento
Es similar al Hilo Helicoidal
220
221
222
223
224
225
VI.- DERRIBO
Referido a los equipos de arranque que mediante la energía liberada por un chorro de
agua que se proyecta sobre un punto del macizo rocos (placeres auríferos, de diamante,
etc.), permiten derribar, disgregar y arrastrar el material lodoso hacia una planta de
beneficio, recuperación en ella, así como el posterior transporte de los residuos, con la
energía aportada por el flujo de agua.
En el país se utiliza en los en los placeres auríferos existentes en las zonas de influencia
de los ríos de la selva.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, contempla este tema en sus
artículos 320 a 321 (Uso de Hg en la recuperación de oro) y 328 a 330 (Explotación de
placeres).
6.1. Monitor Hidráulico
a.- Características
En San Antonio de Poto (Puno) existen dos cooperativas mineras que utilizan este
método, además de las unidades Señor de Ananea y Santiago de Ananea.
La altura efectiva del agua es de 180 pies.
El flujo de agua a través de la boquilla es de 16 a 23 m3/min.
El rendimiento es de 25 a 30 metros cúbicos por hora de grava aurífera derribada.
Puede trabajar las 24 horas.
VENTAJAS
continuo del
Arranque
material
explotable
Infraestructura adecuada
Equipos sencillos y económicos
Menores necesidad de personal
Bajo costo de operación
DESVENTAJAS
Condiciones específicas del material a
arrancar
Requerimientos de grandes caudales de
agua
Escasa posibilidad de selectibidad
Contaminación e impacto ambiental
Existen unidades cuya maniobrabilidad es por accionamiento manual o por control
remoto hidráulico o eléctrico.
La utilización de los monitores exige un conocimiento y análisis previo de los siguientes
factores:
Características físicas de los materiales, especialmente consolidación y
granulometría.
Características topográficas del área y del lecho del yacimiento, que permita el
máximo de circulación hidráulica por gravedad.
Ubicación de la planta de tratamiento, que deberá emplazarse tan próxima al área de
explotación.
Normativas oficiales oficiales existentes sobre impacto ambiental, restauración y
vertido de efluentes.
b.- Requerimientos
Cuerpo de grava aurífera, diamantífera, etc.
Fuente hídrica (ríos o “cochas‟)
Motor de combustión interna
Monitor hidráulico
226
Tubería de fierro, polietileno o PVC
Canales
c.- Componentes
Un Tubo Cónico o Lanza que cuenta con una Boquilla cambiable que en su interior lleva 3
ó 4 Aletas longitudinales que permiten que el chorro de agua salga recto y cilíndrico,
evitando la salida en espiral. El tamaño de la boquilla depende de las condiciones de
trabajo (cantidad de agua, presión que oscila entre 100 y 150 psi, etc.). El diámetro de la
boquilla puede ser de 2 a 9 pulgadas (mayormente utilizado es el de 4 pulgadas). La
reducción paulatina de la sección de paso de agua incremenmta la velocidad y la presión
dinámica a la salida y por lo mismo se obtiene un mayor alcance.
Un Deflector (unión de desplazamiento rotativo) que le da un movimiento circular y que
orienta el chorro de agua en forma vertical hasta un ángulo de 60° en un sentido u otro,
permitiendo llevar el chorro de agua al lugar deseado del frente de minado.
Una estructura de fijación o de apoyo.
Un Tubo de ingreso de agua al monitor, que puede ser de 6 a 15 pulgadas de diámetro.
Una Motobomba de 4 a 9 pulgadas de diámetro y de 16 a 36 HP, diesel o gasolinera.
Una Manguera de succión semirígida de 4 a 15 pulgadas de diámetro, de alta presión.
Una Balsa para el desplazamiento de la bomba, si fuera necesario.
d.- Procedimiento
El monitoreo hidráulico se inicia en la parte más baja del frente de minado para producir
inestabilidad en el talud, lo que originará el derrumbamiento del frente por acción del
chorro de agua a alta presión (100 a 150 psi). El material aurífero derribado se llevará con
la ayuda de la misma agua del monitor, hacia los canales de concentración gravimétrica.
Los canales (empedrados o de madera) deberán tener una cierta inclinación y cierta
profundidad de tal manera que pueda circular en un tiempo todo el agua juntamente con el
material derribado. Después de operar determinado tiempo, el material aurífero quedará
retenido en su base (en el empedrado, en la malla de yute o en los riffles). Se retira el
material aurífero obtenido por gravedad, se batea, amalgama y refoga; una vez frío, se
retiran las impurezas que lo cubren quedando listo.
e.- Cálculos de monitoreo hidráulico
Cálculo de velocidad del flujo de agua
V = Cv 2 * g * h
Donde:
V = Velocidad del flujo de agua; m/seg
Cv = Coeficiente de velocidad; 0,98
g = Aceleración de la gravedad; 9,81 m/seg2
h = Altura o carga de presión; m
Cálculo de caudal de agua
Q=V*a
Donde:
Q = caudal de agua; m3/seg
a = Area de la boquilla del monitor; m 2
V = Velocidad del flujo de agua; m/seg
Cálculo de presión del chorro de agua
P = (W * V2)/(2 * g)
227
Donde:
P = Presión del chorro de agua; kg/cm2
V = Velocidad del flujo de agua; m/seg
W = Peso específico del agua; kg/cm3
g = Aceleración de la gravedad; 9,81 m/seg2
228
229
230
231
Caudal proyectado según presión y diámetro de la boquilla
PRESION
(MPa)
50
60
70
80
90
BOQUILLA (l/s)
100
110
120
130
140
150
CAUDALES (l/s)
0.1
27
39
53
69
87
108
130
155
182
211
243
0.2
38
55
75
98
123
152
184
220
258
299
343
0.3
47
67
91
119
151
187
226
269
316
366
420
0.4
54
78
106
138
175
216
261
310
364
423
485
0.5
60
87
118
154
195
241
292
347
407
472
542
0.6
66
95
129
169
214
264
320
380
446
518
594
0.7
71
103
140
183
231
285
345
411
482
559
642
0.8
76
110
149
195
247
305
369
439
515
598
686
0.9
81
116
158
207
262
323
391
466
547
634
728
1.0
85
123
167
218
276
341
412
491
576
668
767
1.1.
89
129
175
229
290
358
433
515
604
701
804
1.2
93
134
183
239
302
373
452
538
631
732
840
1.3
97
140
190
249
315
389
470
560
657
762
875
1.4
101
145
198
258
327
403
488
581
682
791
908
1.5
104
150
205
267
338
418
505
601
706
818
939
232
VII.- SUCCION - EXCAVACION SUBACUATICA
Referido a las dragas, que son equipos destinados a la excavación de materiales sueltos o
poco consolidados de los fondos acuáticos, transporte y vertido del material extraído.
La minería de placeres auríferos utiliza en gran escala estos equipos para extraer los
metales preciosos que se encuentran en el fondo de los ríos y lagunas (oro, diamantes,
estaño, etc.). También pueden extraer arenas y gravas.
Cabe destacar que estos equipos de movimientos de tierras utilizados además, en
dragados de puertos, construcción de represas y canales.
Una draga es una combinación de excavadora, elevadora, planta concentradora y
disposición de relaves, todo montado sobre una barcaza o chata; ésta flota ya sea en
lagos, ríos, o mares.
Se autoalimenta en forma continua desde el fondo del río o lago por un tubo de succión o
por cucharas que recogen la grava junto con el agua (lodo) llevándolo hasta el sistema de
canales para su tratamiento.
Es muy utilizado en Bolivia y Brasil. En el Perú se viene introduciendo en la región de
Madre de Dios (sector fronterizo de Perú - Bolivia).
Existen las dragas succionadoras de rodetes y de cuchara y las minidragas que pueden
armarse inclusive, sobre neumáticos.
La profundidad de dragado oscila entre 3 y 20 metros.
En minería aurífera se utilizan las dragas de succión y la de cangilones. También existe en
el mercado las dragas succionadoras de rodetes y de cuchara.
El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera contempla este tema en su Artículo 290°.
7.1. Dragas de Succión
a.- Características
Está constituída por una bomba hidráulica que aspira por medio de una manga semirígida
o tubería de acero, mezcla de agua y material aurífero que se encuentra en los lechos de
los ríos, lagos, aguajales o pantanos, etc., a través de un cabezal de succión vertiendo el
material aspirado a un canal para la recuperación del oro metálico, en 1 a 3 capas de yute
o arpillera, con riflería de 1”.
Para el proceso de succión se requiere el concurso de buzos, que trabajan por turnos de 3
horas bajo el agua.
Los rendimientos van de 5 a 26 m3/hora (5 a 12” de diámetro de manga) con
profundidades de 20 a 30 m. La velocidad de la tubería de aspiración es de 2 a 3,5 m/seg.
También existen dragas con cabeza cortadora-succionadoras.
b.- Componentes y descripción
La unidad de dragado por succión, básicamente está compuesta por las siguientes
secciones:
- Sección de Dragado
- Sección de Lavado o Procesamiento Gravimétrico
- Sección de Navegación
Sección de Dragado.- Está compuestas por los siguientes equipos, herramientas y
accesorios:
Bomba centrífuga o bomba de succión de 5 ó 6” de diámetro.
Motor diesel de 18 a 36 HP
233
Mangueras de succión de 5 ó 6” de diámetro y 20 m de longitud
Mangueras de descargue de 5 ó 6” de diámetro y 10 m de longitud
Compresora de 200 psi, motor de 2 HP y accesorios
Equipo de buzo completo (traje, máscara, boquilla y cinturón)
La operación de dragado o levantamiento del material del fondo del río es efectuada por la
bomba centrífuga a través de la manguera de succión. Este material está constituido por
una pulpa de grava y agua.
El material succionado es vertido a través de la manguera de descargue en la tolva de
recepción de los canales de lavado.
El control de dragado está a cargo de 3 buzos, quienes efectúan turnos de 3 horas c/u
para una jornada de trabajo de 9 horas. Para proveer aire a los buzos se cuenta con la
compresora de 200 psi, efectuándose el control de aire a los buzos mediante un
manómetro ubicado en la cubierta de la embarcación.
Sección de Lavado o Procesamiento Gravimétrico
El material succionado es vertido a través de la manguera de descargue en una tolva de
gruesos o cajón de recepción, el cual lleva en una de sus caras una rejilla de barras con
separación de ½” entre barras. La función de esta rejilla o criba es la eliminación del
material grueso, el cual cae directamente al río. Los finos pasan al sistema de canales.
Estos sluices o canales están acondicionados en su fondo, con plástico y arpillera de yute
y riffles de madera.
Al término de la jornada de trabajo, el material fino depositado en los canales es
recolectado en tinas de plástico, procediéndose a su refinado y amalgamación en bateas.
La amalgama es refogada para la obtención del bullón de oro.
Sección de Navegación
Es una embarcación denominada balsa que contiene a las secciones descritas
anteriormente y está constituida por 2 botes o canoas colocadas paralelamente y sobre
las cuales se instala un tabladillo de madera que sirve de piso. Cuenta con techo y para su
movilidad en el río se le implementa con motores de 36 HP, o se les remolca con canoas
auxiliares provistas de motores fuera de borda de 55 HP.
7.2. Minidraga tipo hidrojet
a.- Componentes
2 pontones de plástico (barcazas pequeñas de fondo chato) o cámaras
neumáticas
1 canal de aluminio con riffles
1 motobomba de alta presión
1 tubo de acero Power Jet de 2”
1 manguera de succión de 6 m de longitud
1 manguera de presión a power jet
1 compresor con motor de 3 HP
1 traje de buzo completo
b.- Funcionamiento
La manga de succión eleva la grava aurífera hasta el canal que se encuentra sobre la
balsa, en donde se recupera el oro.
234
7.3. Dragas de Cangilones (Bucket dredger)
a.- Características
Consiste de una balsa o chata en la cual están instalados el sistema de excavación (línea
de cucharas que se mueven desde el punto de excavación) hasta un punto por encima de
la superficie del agua conocida como Planta concentradora. Es conocido también como
draga de rosario.
El mecanismo de excavación está formado por una línea de recipientes o cajones
(cangilones) de acero ubicados en un soporte sin fin; estos recipientes se desplazan entre
dos tambores colocados a los extremos de las vigas metálicas.
La línea de cangilones alimenta de mineral dragado a un trommel y de allí al sistema de
sluices (canales de riflería)
COMPARACION DE DIFERENTES TAMAÑOS DE DRAGAS
Capacidad
Cangilones
Litros
Profundidad
de Dragado
m
Energía
Aprox.
HP
Peso
Aprox.
Ton
Largo
Ancho
Altura
Velocidad Capacidad
M
m
m
cang/min
m3/mes
100
10
400
280
24
10
2,1
30
83 700
170
12
1 300
950
35
17
2,1
30
137 630
280
17
1 500
1 450
43
19
2,9
30
229 380
400
24
2 250
2 500
74
21
3,5
28
229 720
500
39
2 600
85
23
3,6
27
371 600
625
45
4 600
90
27
4,0
25
420 530
b.- Componentes:
Consiste en una instalación flotante que excava bajo el agua en forma continua y cuenta
con las siguientes partes:
Pontón o casco, que se asemeja a una barcaza de fondo plano y que contienen a las
demás.
Superestructura, constituida por:
Los mástiles de proa y popa (adelante y atrás respectivamente) y que
sirven de sostén y fijación de los elementos de la draga.
Las vigas metálicas que sostienen a los Tambores de mando, guías y
cadena de cangilones.
Techo
Rosario de cangilones, que consiste en un conjunto de cucharas o cazos fijados a una
cadena que gira gracias al tambor de cabeza o motriz que se encuentra en el extremo de la
escala y al tambor de cola o de retorno que se encuentra en el extremo opuesto,
sumergido. La parte inferior del rosario de cangilones es la que excava al encontrarse los
cangilones en contacto con el terreno. Los recipientes cargados se elevan a lo largo de la
escala, vertiendo su contenido sobre una tolva para luego ser dirigida a la planta de
tratamiento.
Planta de tratamiento, constituida por:
Tambor lavador o tolva de separación de gruesos - finos.
235
Trommel
Canales
Transportadores de relaves
La única draga de cangilones para explotación de oro que existe en el Perú, se encuentra
en San Antonio de Poto, Puno; pertenecía a Natomas Company of Peru, encontrándose
actualmente semidesmantelada desde su hundimiento, desde hace más de 14 años;
siendo sus características principales:
Tamaño de cangilón
Velocidad máxima
Profundidad de dragado
Capacidad
Consumo de energía
Trommel
425 lt ó 15 pie3
33 cangilones/minuto
25 m
535 m3/hora = 3 500 000 m3/año
2,38 KWH/m3
2,75 m de diámetro * 16 m de largo
Abertura de 12 mm
236
237
238
239
VIII. SISTEMA MECANIZADO DE AVANCE SIN EXPLOSIVOS, MINADO
CONTINUO
Referido al empleo de máquinas que avanzan por sí mismas en la roca, sin requerir
explosivos.
8.1.- Características generales
Son utilizados en la apertura de túneles circulares de 2,10 a 12.00 m de diámetro; túneles,
galerías o tajos (Long Wall Mining o Short Wall Mining) de secciones rectangulares de 0,80
m a 3,20 m de ancho y de 0,80 m a 4,00 m de altura
Son máquinas de accionamiento neumático (1200 a 2000 m 3 de aire por hora de trabajo) o
eléctrico, que trabajan con grandes presiones de empuje en terrenos suficientemente
blandos y estructuralmente homogéneos como carbón, yeso, potasa, caliza, etc., con
producción de polvo y calor en el frente de avance y cuyo material triturado debe ser
evacuado sistemáticamente.
Es factible la interrupción de la obra por fallas mecánicas, con sus correspondientes
gastos difícilmente evaluables presupuestalmente, como son:
-
Improductividad del personal, disminución del promedio de avance, gastos
extraordinarios por reparaciones y repuestos, costosas operaciones para practicar
modificaciones y adaptaciones en relación con cambios geológicos, etc.
Estos equipos trabajan con fuertes presiones y los problemas técnicos que aún no se
resuelven completamente se refieren a aspectos como:
- Reistencias de los metales en las “cabezas de perforación”, las partes rodantes, los
dispositivos de mando, la formación de polvo, el calor en el frente de avance; pero
solucionando estos problemas se alcanzan excelentes rendimientos y convenientes
costos de producción.
Desde el punto de vista técnico se debe tener en cuenta la dureza de la roca (indicada
como resistencia a la compresión), homogeneidad de las características estructurales de
la roca y posibilidades de organización y ejecución de obra.
Desde el punto de vista económico se toma en cuenta la longitud del túnel para permitir la
amortización del equipo, las dimensiones de la sección del túnel a fin que guarden
relación con las dimensiones del equipo para lograr su adaptación y la oferta de estos
equipos en el meracdo.
Cuando se habla da clasificación de estos equipos, normalmente los más sobresalientes
son:
- Máquinas rozadoras, máquinas de ataque puntual, máquinas de corte rotatorio,
fresadoras.
- Máquinas integrales o de rodillos moledores
240
8.2.- Tipos
8.2.1.- Máquinas rozadoras, minadores de ataque puntual, máquinas de corte rotatorio,
fresadoras.
a.- Características generales
Básicamente, estas máquinas excavadoras realizan su trabajo mediante una cabeza
giratoria provista de herramientas de corte (cuchillas) que inciden en la roca y que va
montada sobre un brazo monobloque o articulado y un sistema de recogida y transporte
del material roto que lo evacúa desde el frente de arranque hacia la parte trasera de la
máquina. Todo ek conjunto va montado sobre un chasis móvil de orugas.
Son máquinas capaces de excavar en rocas con resistencia a la compresión de hasta 124
Mpa, que pesan entre 22 y 60 toneladas.
Sirven para aperturar túneles de hasta 10,50 m de diámetro.
Una particularidad es que las bandas de corte pueden no llegar a cubrir toda la sección
del túnel, dejando bandas intermedias para luego efectuar el perfilado de la sección en un
corte posterior menos costoso.
Peso
16 a 40 ton
Resistencia de la roca 250 a 400 kg/cm2
Avance
0,50 a 3,00 m/hora de trabajo
Trabajos realizados: Túnel submarino en Japón
Túnel en Chicago; de 8 m de diámetro.
Ventajas
- Flexibilidad y maniobrabilidad (distintas secciones, cambios de trazado, excavaciones
transversales a la principal, etc.)
- Menor afección a la roca de las cajas, techo y piso ya que no es agrietada al no usarse
explosivos.
- Ausencia de vibraciones
- Menores necesidades de sostenimiento
- Se utiliza en túneles menores de 2 km de longitud.
- Básicamente todos lo minadores tienen un diseño modular que facilita su montaje o
desmontaje.
b.- Requerimientos
Energía eléctrica
c.- Componentes
Chasis, tren de rodaje, brazo, cabeza de corte (longitudinal y transversal), dispositivo de
giro, sistema de recogida y arrastyre o carga.
d.- Tipos de minadores
Minadores de brazo
Dotados de un brazo rozador móvil en cuyo extremo está montado la cabeza de corte o
piña, portadora de las herramientas de corte. El otro extremo va acoplado a un dispositivo
o torreta giratoria que permite movimientos del brazo a izquierda y derecha, mientras que
con unos cilindros hidráulicos se realiza la elevación y el descenso del mismo. La
combinación de ambos movimientos permite a la cabeza de corte barrer todo el frente.
Minadores de tambor
241
En estos equipos el órgano de corte es un cilindro horizontal, el tambor de corte que gira
alrededor de un eje paralelo al frente y sobre el que va acoplada una hélice portadora de
picas.
La fuerza necesaria para la penetración, que es ecetúa en el techo, es conseguida
mediante orugas, que empujan a toda la máquina contra el macizo rocoso. Una vez
conseguida la penetración, se arranca en descenso, tirando del tambor hacia abajao con
los cilindros hidráulicos principales.
El empleo de estas máquinas está muy extendido en la minería de rocas blandas: carbón,
potasa, hierro, etc.
Minadores de cadenas
En estos minadores, la cabeza de corte está constituída por un cuerpo portador de una
serie de cadenas de corte sobre las que están colocadas los elementos portapicas.
Va montada sobre un carro impulsado hidráulicamente que proporciona el empuje
necesario para efectuar la penetración en el frente.
Primero se arranca el muro (piso) permaneciendo el minador fijo sobre sus orugas, y
posteriormente se excava en sentido ascendente. Completado el corte vertical, el carro
rectrocede y mediante un dispositivo giratorio de accionamiento hidráulico se coloca la
cabeza al lado del corte anterior para iniciar un nuevo ciclo. Mediante sucesivas pasadas
se cubre el frente.
Minadores especiales
Diseñados para trabajos específicos, se pueden mencionar los pequeños minadores con
brazo articulado y giratorio, destinados a la apertura de galerías con ancho entre 2.50 y
4.50 metros y altura entre 2.00 y 3.50 metros (Ejemplo, la minadora PAURAT en SIMSA).
8.2.2.- Máquinas integrales o de rodillos moledores
a.- Características
Conocidas por las siglas T.B.M. (Túnel Boring Machine), se utilizan para la excavación de
túneles a plena sección.
Se dividen en tres grupos, que siendo parecidos en lo básico, difieren según el tipo de
roca a excavar:
Los topos, para rocas duras y medias.
Los escudos, para rocas blandas que requieren un tipo de sostenimiento y en ocasiones
en terrenos saturados de agua.
Los de doble escudo, con características mixtas entre el topo y escudo.
Constan de una cabeza giratoria dotada de picas o cortadores (discos de metal duro que
giran sobre su eje y cuya carcasa se fija a la cabeza), que se acciona mediante motores
eléctricos y que avanza en cada ciclo mediante el empuje de unos gatos que reaccionan
sobre lasas de los grippers (zapatas que aseguran la máquina contra la roca durante el
avance), los cuales a su vez están ancladas sobre las paredes del túnel. El guiado se suele
hacer materializando con un rayo láser un eje paralelo al del túnel.
Peso
16 a 280 Ton
Empuje contra el frente
160 a 630 Ton
Avance
3 a 6 m/hora de trabajo
Tipo de roca apropiado: areniscas , 320 a 700 kg/cm 2 de resistencia a la compresión,
Arcillasesquistosas, Granito, Carbón, Gneis cuarzoso, 3 00 kg/cm 2 de resistencia a la
compresión, Calizas, Hornblenda
242
Trabajos realizados:
Tasmania: Túnel de 4 m de diámetro y 5 km de longitud
Noruega: Túnel de la hidroeléctrica VINSTRA de 16,52 km
Arizona: Blue Ridge Túnel de 2,10 m de diámetro y 13 km de longitud
Luxemburgo: Mina Subterráneas
b.- Requerimientos
Energía eléctrica
c.- Componentes
Cabeza
Es la parte móvil que realiza la excavación de la roca, dotada de cortadores que giran
libremente sobre su eje y cuya carcasa se fija a la cabeza. Existe una concentración de
cortadores en el centro de la cabeza para forzar la rotura de la roca en esta zona a modo
de cara libre o cuele, a fin que los demás describan círculos concéntricos siguientes
hacia el espacio ya excavado, progresando el avance por identación.
Grippers
Son las zapatasque acordonan a la máquina contra la roca durente el avance.
Cilindros de empuje
Son normalmente 2 ö 4 y proporcionan a la máquina el empuje necesario contra el frente
para realizar la excavación.
Sistema de evacuación de escombros
Como son Cintas transportadoras, trenes, etc.
243
244
245
246
247
248
249
250
251
252
IX.- TRANSPORTE
9.1.- Definición
Es el conjunto de instalaciones, mecanismos, personal y normas que sirven para trasladar
el mineral fragmentado, materiales, herramientas, personal, etc. de un lugar a otro, tanto
en trabajos subterráneos, superficiales como subacuáticos.
Este transporte puede ser horizontal, inclinado, vertical o combinado.
Existen 2 grupos claramente definidos:
a) De flujo contínuo (fajas transportadoras, cable carril, tuberías, etc.).
b) Pendular (Izaje, sobre rieles, sin rieles, etc.)
En Minería, el transporte generalmente es combinado:
Ore pass – carro minero – izaje - cable carril
Draw point – LHD – volquete – fajas transportadoras
Otros.
9.2.- Transporte sobre rieles
9.2.1.- Reglamentaciones
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 292 a 294
especifica sobre Diseño, Instalación y Mantenimiento de Ferrocarriles
9.2.2.- Locomotora de Trole
a) Definición
Es una pértiga o un pantógrafo instalado sobre la locomotora eléctrica, provisto de un
sistema de muelles que lo aplican por su extremo libre contra el cable eléctrico instalado
debajo del techo de la galería, merced a una polea en cuya garganta entra el mismo, para
tomar la energía eléctrica (corriente contínua) destinada a los motores, la misma que es
transferida mediante un cable aislado.
b) Características
253
Sus motores son accionados al hacer contacto el cable conductor aéreo o cable de trole
(+) con la línea riel (-) a través de una roldana o zapata de la pértiga (o trole).
Existen locomotoras con dos líneas de catenaria, ambas suspendidas paralelamente.
En este caso, la línea riel ya no es utilizada para conducir la corriente eléctrica (-) y el
pantógrafo consta de dos roldanas o zapatas.
c) Requerimientos
Corriente continua de 220 - 255 V.
d) Componentes del sistema
- Generador o transformador de corriente contínua.
- Cable conductor aéreo o cable de trole.- Material de cobre. Es de sección transversal en
forma de 8 para su fácil instalación mediante grampas, aisladores y varillas de anclaje
en taladros apropiados.
- Línea riel o Decauville, cuyas eclisas deben ser soldadas a ambas rieles con trozos de
alambre de cobre para evitar las resistencias eléctricas, que en algunos casos puede
ser muy elevado.
Soldadura por aluminotermia Resistencia despreciable
Eclisado por cables soldados 30 a 40 microohmios
Eclisado con alambre - perno 200 a 280 microohmios
- Automático, que desconecta el pase de corriente cuando se producen corto circuito y
los vuelve a conectar automáticamente después de un tiempo predeterminado.
- Pértiga, contacto móvil, pantógrafo o trolley, ubicada sobre la locomotora, que cierra el
circuito al haber contacto con el cable conductor o lo abre en caso contrario.
Es accionado manualmente por el operador de locomotora.
La posición adecuada de la pértiga es en sentido contrario al movimiento de la
locomotora.
254
9.2.3.- Locomotora de acumuladores o de baterías
a) Definición
Se denomina así porque para su accionamiento requiere de energía eléctrica contínua
cedida por baterías que pueden ser de plomo (o de ácido) o de ferroníquel (o alcalinas)
conectados en paralelo (normalmente requiere 24 V) y que son transportados por la
misma locomotora.
Periódicamente son recargados en las Estaciones de Carguío de Baterías.
b) Características
El acumulador de plomo (o de ácido) está compuesto por celdas de 2 placas de plomo c/u
y bañados en ácido sulfúrico.
Cada celda produce 2 voltios.
El acumulador de ferroníquel (o alcalino) es menos pesado y menos voluminoso.
Cada celda está constituida por placas de níquel y zinc con una solución de potasa y agua
destilada.
Cada celda produce 2,5 voltios.
Toda locomotora debe contar con 2 juegos de baterías: uno en operación y otro en carga.
9.2.4.-Locomotora de aire comprimido
a) Definición
Se denomina así al tipo de locomotora que requiere aire comrimido para el accionamiento
de sus motores.
b) Características
Cuenta con unos recipientes o botellas de aire comprimido de 700 litros de capacidad que
son transportados por la locomotora, para su accionamiento.
El aire comprimido en los cilindros (con una presión de 2 000 a 3 000 psi) pasa a una
cámara de expansión donde es reducida a 200 ó 300 psi y recién accionan a los motores
neumáticos.
Requiere de instalaciones especiales de aire a alta presión para su transvase a los
cilindros.
255
9.2.5.- Locomotora diesel
a) Definición
Son maquinarias que cuentan con motores accionados por petróleo, con las
consiguientes emanaciones de humos y gases.
b) Características
Deben contar con extinguidores contra fuegos.
Deben trabajar en zonas con sistemas de ventilación adecuados.
256
257
258
259
260
9.2.6.- Carros mineros
a) Definición
Son tolvas metálicas acondicionadas sobre un chasis utilizadas para transportar el
mineral por las galerías.
Deben satisfacer condiciones geométricas, de resistencia y económicas.
b) Composición
- Caja, que contiene al material; actualmente son de planchas de acero (dulce o
galvanizado) o soldados.
El acero utilizado es A-7 y A-R (común y de alta resistencia, respectivamente) con
espesores de ¼ a 31/64 pulgadas (6,4 a 12 mm).
- Chasis o truque, constituido por dos largueros en U soldados a viguetas transversales
y que contienen a las ruedas, enganches, etc. y a la caja.
b) Tipos de carros más comunes:
b.1.) De vaciado frontal o tipo cuchara.
Es de construcción liviana, para operación manual, de volteo frontal con un radio de giro
de 360°, al contar con una tornamesa para el efecto.
Su capacidad es de 0,50 m3, para trocha de 20 pulgadas (500 mm).
TIPO
C-17
ALTURA TOLVA
0,66 m
ANCHO TOLVA
0,76 m
LARGO TOLVA
1,22 m
PESO TOTAL
300 kg
Existen de gran capacidad (10 ton) que requieren dispositivos especiales para su volteo
(tecles, winches), los mismos que requieren gran sección para su operación.
b.2) De vaciado lateral tipo V.
Está diseñado para trabajos pesados y de acarreo rápido, con refuerzos para ello.
Sus ruedas de 14 pulgadas de diámetro (35 cm) aseguran estabilidad en operaciones
rápidas.
Cuentan con seguro de volteo que es accionado con el pie y que permite que la tolva sea
volteada solamente hacia el lado opuesto del operador. Pueden ser volteados a ambos
lados.
TIPO
V-25
V-40
V-60
ALTURA TOLVA
0,79 m
0,81 m
0,97 m
ANCHO TOLVA
0,95 m
0,97 m
1,14 m
LARGO TOLVA
1,46 m
1,91 m
2,13 m
PESO TOTAL
720 kg
874 kg
1 090 kg
b.3) De vaciado lateral tipo U
Es el más difundido por su facilidad para ser accionado manualmente o con locomotora.
Cuentan con seguro de volteo que es accionado con el pie y que permite que la tolva sea
261
volteada solamente hacia el lado opuesto del operador. Pueden ser volteados a ambos
lados.
TIPO
U-24
U-27
U-35
ALTURA TOLVA
0,81 m
0,81 m
0,89 m
ANCHO TOLVA
0,71 m
0,71 m
0,81 m
LARGO TOLVA
1,22 m
1,52 m
1,52 m
PESO TOTAL
428 kg
475 kg
500 kg
b.4) Tipo Gable (caja fija y puertas laterales)
Que tienen la base del cajón en forma de “V” invertida a 45°.
Cuenta con puertas laterales para descargar sin necesidad de voltear el carro; basta
solamente abrirlas manualmente y el mineral cae por sí mismo.
Sobre pedido, se fabrica con apertura automática de las puertas laterales.
TIPO
G-18
G-40
G-60
ALTURA TOLVA
0,84 m
1,10 m
1,25 m
ANCHO TOLVA
0,76 m
1,07 m
1,07 m
LARGO TOLVA
0,98 m
1,74 m
1,74 m
PESO TOTAL
450 kg
840 kg
1 050 kg
b.5) Tipo Granby (caja móvil y puerta lateral)
Cuyo volteo a un solo lado es por brazos girables, gracias a una quinta rueda lateral que
se desplaza sobre una rampa paralela a la vía, en la zona de descarguío.
Sus capacidades varían de 60 a 120 pies cúbicos.
Existen para trochas de 24 a 36 pulgadas.
Existen carros tipo gramby que son volteados lateralmente con tecles y/o winchas.
b.6) De descarga por el fondo
El fondo de la tolva pivotea alrededor de un eje horizontal fijada al chasis. Al llegar a la
zona de descarguío, el fondo de la tolva se abre hacia abajo liberando al mineral; al
continuar el avance del carro, una rampa dispuesta convenientemente vuelve a colocar la
(s) compuerta (s) en su lugar, sin intervención del motorista o ayudante.
9.2.7.- Línea riel o línea decauville
Es una vía constituida por barras metálicas de perfil apropiado, ensambladas con platinas
metálicas (eclisas) y pernos rieleros sobre durmientes y balasto
Es un medio que permite a la locomotora y/o carros mineros trasladarse de un punto a
otro, constituido por barras metálicas de perfil apropiado, ensamblados con platinas
metálicas (eclisas) y pernos sobre durmientes y balasto.
Existen rieles De patín, De garganta y de Doble cabeza. Las más utilizadas en minería son
del tipo Patín.
Normalmente se usan rieles de 10 m de longitud con dos orificios en el alma y en cada
extremo, oscilando su peso entre 8 y 10 ld/yd.
Su elección considera el peso del tren y carga, intensidad del tráfico, tipo de terreno y
espaciamiento entre durmientes:
262
Peso locomotora (Ton)
Peso recomendado (lb/yd)
4
30
6
35
10
40
15
50
20
60
9.2.8.- Trocha
Es la separación de las caras interiores de las cabezas entre rieles paralelas. Se usan
trochas de 18 y 24 pulgadas.
Se usa el Escantillon o Galibo para controlar la trocha en el tendido de una vía,
mantenimiento o reparación.
9.2.9.- Peralte
Es la diferencia de cota entre las dos rieles en las curvas, a fin de contrarrestar la fuerza
centrífuga. El carril exterior se peralta una altura h.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 387 a 389
expresa lo relacionado a Transporte de Personal en Minería Subterránea y en su artículo
396 a Transporte en Supeficie.
263
264
265
266
267
268
9.2.11.- Cálculos de Transporte Sobre Rieles
1. Esfuerzo tractor necesario
En = (PL * (Rr + Rg)) + (PC * (Rr + Rg))
Donde:
En = Fuerza máxima utilizada por la locomotora para efectuar un trabajo, es decir poner
en movimiento su propio peso y el peso del convoy; lbs
PL = Peso de la locomotora; TC
Rr = Coeficiente de resistencia debido al frotamiento de la rueda con el carril, a la
resistencia del aire y principalmente a la fricción de las ruedas con el eje debido
al tipo de rodajes con que cuenta, sea de la locomotora o de los carros.
Rodajes cónicos
= 10 lbs/TC
Rodajes cilíndricos = 15 a 20 lbs/TC
Rodajes de bolas
= 30 lbs/TC
+ = Significa que se suma cuando el tren se desplaza con gradiente positiva y se resta
en caso contrario.
Rg = Coeficiente de resistencia debido a la gradiente de la vía. En la práctica, se
considera 20 lbs/TC por cada 1% de gradiente, es decir:
Rg = 8 lb/TC para gradiente de 0,4%
Rg = 10 lb/TC para gradiente de 0,5%
PC = Peso del convoy; TC
2. Peso del convoy
PC = N * (Pc + Pm)
Donde:
N = Número de carros
Pc = Peso de cada carro vacío; TC
Pm = Peso del mineral en cada carro; TC
3. Peso de la locomotora
PL = (PC * (Rr + Rg))convoy/(500 - (Rr + Rg))locomotora; TC
Nota: Las resitencias se suman en ambos casos, porque se trata de hallar
el peso que en subida o en bajada no puede ser mayor ni menor.
4. Número de viajes por guardia
NV/gdia = (Horas efectivas de trabajo)/(hora/ciclo)
5. Tonelaje por viaje
Ton/viaje = (Ton/gdia)/(NV/gdia); TC
6. Número de carros
Ncarros = (Ton/viaje)/(capacidad carro)
7. Potencia del motor
HP = (En * V)/(375 * e)
Donde:
En = Esfuerzo necesario (vacío o con carga); lbs
V = Velocidad; milla/hora
(Km/hora)/1.609 milla/hora
e = Eficiencia del motor; oscila entre 0,7 a 0,9
269
8. Consumo de corriente eléctrica convoy con mineral
Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760
Donde:
Distancia = Longitud recorrida; pies
En = Esfuerzo necesario de tren con carga; lbs
1 760 = Constante para tranformar a watt-hora
9. Consumo de corriente eléctrica convoy vacío
Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760
Donde:
En = Esfuerzo necesario de tren vacío; lbs
10. Resistencia eléctrica de eclisado
Ohmios = Número de rieles * Resistencia de eclisa; ohm
Donde:
Número de rieles = Sus empalmes determinarán el número de eclisas a utilizar
Resistencia de cada eclisa = Resistencia eléctrica de cada eclisa en función al tipo de
fijación de la misma:
Eclisado por soldadura aluminotérmica despreciable
Eclisado por soldadura convencional 30 a 40 ohm
Eclisado convencional (con pernos)
200 a 280 ohm
11. Peralte *
Peralte = (5 * V2)/R
Donde:
Peralte = Pendiente lateral de la vía o diferencia de cota entre las rieles en curvas; mm
V = Velocidad del tren; km/hora
R = Radio de curvatura; m
* Según Tratado de Laboreo de Minas por H. Fritzche. Tomo I - Pág. 356
270
Ejercicio No. 1:
Ore Pass
M
R
WastePass
Tolva
Del Ore pass, un convoy de 10 carros transporta mineral económico a la tolva en cancha y
allí es cargado con relleno que lo transportará y descargará en el Waste pass, distante 530
m. Los parámetros son:
Tiempo efectivo de trabajo 6 horas
Gradiente de la vía 0,4%
Peso de cada carro vacío 1 800 lbs
Capacidad de cada carro 3 315 lbs mineral económico
2 300 lbs relleno
Eficiencia del motor 0,90
Velocidad media del tren 9 km/hora
Carros con rodajes de bolas
Locomotora con rodajes cilíndricos
Tiempo de cada ciclo (mineral - relleno) 25 minutos
Hallar:
1) Número de viajes por guardia
8) Esfuerzo tractor necesario con
2) Peso del convoy con mineral
mineral
3) Peso del convoy con relleno
9) Esfuerzo tractor necesario con
4) Peso del tren con mineral
relleno
5) Peso del tren con relleno
10) Potencia del motor con mineral
6) Tonelaje de mineral por viaje
11) Potencia del motor con relleno
7) 7. Tonelaje de relleno por viaje
12) Consumo de corriente con mineral
13) Consumo de corriente con relleno
14) 14. Consumo de corriente por ciclo
Solución:
1. NV/gdia = 6/(25/60)
2. Peso convoy con mineral = 10 * (1 800 + 3 315)
3. Peso convoy con relleno = 10 * (1 800 + 2 300)
4. Peso tren con mineral = PL + PC
PL = (25,58 * (30 + 8))/(500 - (20 + 8) = 2,06 TC
Ptren = 2,06 + 25,58
5. Peso tren con relleno = 20,5 + 2,06
6. Ton/viaje mineral = 10 * (3,315/2 000)
7. Ton/viaje relleno = 10 * (2 300/2 000)
8. Esfuerzo con mineral = (2,06 * (20 - 8) + (25,58 * (30 - 8)
9 Esfuerzo con relleno = (2,06 * (20 + 8) + (20,50 * (30 + 8)
10. Potencia motor mineral = (587,48 * (9/1.60932)/(375 * 0,9)
11. Potencia motor relleno = (836,68 * (9/1,60932)/(375 * 0,9)
12. Corriente eléctrica mineral = ((530 * 3,28) * 587,48)/1 760
13. Corriente eléctrica relleno = ((530 * 2,28) * 836,68)/1 760
14. Corriente eléctrica ciclo = 580,27 + 826,41
= 14,4
= 51 150 lbs = 25,58 TC
= 41 000 lbs = 20,50 TC
= 27,64
= 22,56 TC
= 16,58 TC
= 11,50 TC
= 587,48 lbs
= 836,68 lbs
= 9,7 HP
= 13,86 HP
= 580,27 watt-hora
= 826,41 watt-hora
= 1 406,68 watt-hora
271
Ejercicio No. 2:
Un tren en interior mina transporta mineral desde el OP 370 hasta el OP 332, recorriendo
tramos de vía con diferentes gradientes, como se muestra en el croquis:
0.4%
-
A
OP 370
0.5%
+
B
OP 332
0.5%
-
C
0.6%
+
D
0.4%
+
El peso de la locomotora es de 2 TC y posee ruedas con rodajes cónicos; el peso del
convoy con mineral incluido es de 18,50 TC y posee ruedas con rodajes cilíndricos.
Calcular: (14) los esfuerzos necesarios de cada tramo y finalmente el promedio de todo el
trayecto con carga.
Solución:
En 370-D = (2 * (10 + 8)) + (18,5 * (20 +8))
En D-C = (2 * (10 + 12)) + (18,5 * (20 + 12))
En C-B = (2 * (10 – 10)) + (18,5 * (20 – 10))
En B-A = (2 * (10 + 20 * 0,5)) + (18,5 * (20 * 0,5))
En A-332 = (2 * (10 – 8)) + (18,5 * (20 – 8))
En 370-332 = (554 + 636 + 185 + 595 + 266)/5
= 554 lbs
= 636 lbs
= 185 lbs
= 595 lbs
= 226 lbs
= 439.20 lbs
Ejercicio No. 3:
Durante 4 horas efectivas se desea transportar 360 TC de mineral económico de A a B con
carros de 3 000 lbs de capacidad y peso de 1 880 lbs por carro, con ruedas de rodajes
cilíndricos; el ciclo durará 10 minutos. La locomotora usa rodajes cónicos; la gradiente es
0,5%.
A
Ore Pass
Ore Pass
B
Hallar:
15.- Número de viajes
16.- Toneladas por viaje
17.- Número de carros necesarios
18.- Peso del tren con carga
Solución:
NV = 4/((10min/ciclo)/(60 min/hora)
Ton/viaje = 360 TC/24 viajes
Ncarros = (15 * 2 000)/3 000
Peso tren carga = Pc + PL
PC= 10(1 880 + 3 000) = 48 800 lbs = 24 TC
PL = (24 * (20 + 10))/(500 - (10 + 10)) = 1,5 TC
= 24 + 1,5
= 24
= 15
= 10
= 25,5 TC
272
Ejercicio No. 4:
Es una galería recta de 500 m, se debe instalar una vía de rieles con las siguientes
características:
Longitud de cada riel 10 m
Peso de cada riel 30 lb/yd
Espaciamiento entre durmientes 0,51 m
Trocha 24” (0,61 m)
Clavo rielero de 4”
Hallar:
19.- Cantidad y peso de rieles
20.- Dimensiones y cantidad de durmientes
21.- Cantidad de eclisas, pernos y clavos rieleros
Solución:
Cantidad de rieles
= (500 m/10 m) * 2 collera
= 100 rieles
Peso de rieles
= 10 m * 100 rieles * 30 lb/yd * 1,034
= 32 820 lbs = 16,41 TC
Dimensiones de las durmientes
Longitud = 2 * trocha = 2 * 24”
Espesor = 0,25 + longitud clavo = 0,25 + 4
Ancho = espesor + 0,04 = 0,11 + 0,04
= 48” (1,22 m)
= 4,25” (0,11 m)
= 0,15 m
Cantidad de durmientes
= longitud vía/separación de durmientes
= 500 m/0,50
= 1 000
Cantidad de eclisas
= empalmen * eclisa/collera
= ((500/10) - 1) * 2
= 98 eclisas
Cantidad de pernos
= 98 eclisas * 4 pernos/eclisa
= 392 pernos
Cantidad de clavos
= (durmientes * 4) + (empalmes * 8)
= (980 * 4) + (20 * 8)
= 4 080 clavos = 1 347 lbs
273
X.- MINERIA SIN RIELES (TRACKLESS MINING)
Trackless
Scoop
Tram
LHD
:
:
:
:
Sin camino, sin railes.
Cuchara, pala.
Carril, riel plano
Load-Haul-Dump (Carga-Transporte-Descarga)
10.1.- Características generales
Estos equipos (Scooptram o LHD y Teletram o Volquetes de Bajo Perfil), nacieron a
principios de los años 30 cuando Finley diseñó una PALA CARGADORA NEUMATICA para
carros mineros sobre rieles; posteriormente se fabricó la GIZMO montada sobre orugas y
luego la TRANSLOADER sobre neumáticos.
Desde el año 1939 fueron utilizados estos equipos denominados de bajo perfil en Europa;
en 1945 fueron introducidos en Gran Bretaña y en el Perú fueron utilizados a partir de
1970 en minería subterránea.
Los métodos de explotación convencionales así como las galerías de tránsito fueron
adaptándose a las características de estos vehículos sobre neumáticos, ya que pueden
trabajar en los tajeos y/o en las galerías.
La aplicación de estos vehículos no significa la eliminación del transporte sobre rieles o el
carguío por tolvas. El transporte de largas distancias es mucho más apropiado hacerlo
con locomotoras, fajas, mineroductos, etc.
El transporte con equipos de bajo perfil es conveniente por su flexibilidad y se mejora con
el uso de compuertas neumáticas o hidráulicas y draw point o ventanas.
La inadecuada elección de algunos de los vehículos puede hacer que la operación en
conjunto funcione con deficiencias. Se debe considerar la producción de contaminantes y
por lo mismo el sistema de ventilación.
Existen criterios básicos para la selección de estos equipos, como altitud, temperatura
ambiental, características del terreno y del mineral, ventilación, dimensiones y referencias
del equipo, combinaciones posibles, capacitación del personal operador, etc.; también se
debe tener en cuenta los criterios técnicos y económicos.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 227, 228, 272
y 286 mencionan lo rlacionado a Trackless Mining.
Estos equipos trabajan en:
Tajeos, cautivos (LHD-Echaderos) o con accesos por rampas o ventanas (LHD, LHDVolquetes).
Galerías, especialmente en Draw Points (extracción de material roto).
274
Existen equipos de dimensiones y capacidades pequeñas que posibilitan la explotación
de vetas angostas y sinuosas, así como equipos de dimensiones y capacidades mayores
como:
EQUIPO
ANCHO (m)
LHD Microscoop CT 500 HE
LHD Wagner ST 13
Volquete de Bajo Perfil
0.80
3-04
ALTURA
(m)
1.11
2.18
LONGITUD
(m)
3.54
11.48
CAPACIDAD (yd³)
0.25
13
13 a más de 30 ton
Fabricantes:
EMPRESA
Wagner Mining Equipment
Eimco
Caterpillar
Joy manufacturing Co.
Atlas Copco
Lequipment Minier
PAIS
U.S.A.
U.S.A.
EMPRESA
Shopf Maschinenbaugmbh
BM Volvo
PAIS
ALEMANIA
SUIZA
U.S.A.
U.S.A.
SUECIA
FRANCIA
Tamrock
Fiat Allis
Jarvis Clark
FINLANDIA
ITALIA
CANADA
Es de necesidad imperativa conocer los detalles de la operación y los factores inherentes
al desplazamiento del mineral como son:
- Clase de depósito
- Método de explotación a aplicar
- Secciones de las labores
- Volumen de mineral a extraer
- Distancias de recorrido
- Vías de tránsito
- Normalización de las operaciones
- Personal especializado
- Mantenimiento/reparación/talleres
- Disponibilidad de equipos
- Refeencia de los equipos a usar
- Vida útil, costos, etc.
275
276
10.2.- Ventajas y desventajas de su utilización
VENTAJAS
Alta flexibilidad y gran movilidad
Alta productividad
DESVENTAJAS
Costo de inversión elevado
Requiere personal de operadores, de
mantenimiento
y
de
supervisión
especializado.
Disminuyen costos operacionales
Requiere mantenimiento constante del piso
de las galerías/rampas
Trabajos
concentrados,
mejor Secciones de las labores en función a las
supervisión
dimensiones de los equipos
10.3.- Scooptram Diesel
a.- Características
Son equipos de bajo perfil que cargan, transportan y descargan material fragmentado
utilizando petróleo como combustible, por lo que emiten gases y humos que en muchas
minas crean problemas de ventilación.
CARACTERISTICAS
WAGNER EIMCO EIMCO
ST 13
912
915
Capacidad; yd³
Potencia; HP
Peso; kg
Dimensiones; m
Ancho
Altura
Longitud
Radio de giro; m
Interior
Exterior
JARVIS JARVIS FRANCE
CLARK CLARK LOADER
JS 100 E JS 500 CT 500 HE
1
5
0.42
40
185
13
300
45050
2.25
100
5
180
18145
3.04
2.18
11.48
1.66
1.60
7.80
2.46
1.72
8.69
1.22
1.83
5.16
2.44
2.13
8.89
0.80
1.11
3.54
2.85
6.17
2.61
4.17
3.28
6.30
1.42
2.50
3.66
6.30
ATLAS COPCO
Características
Carga; TM
Cuchara; yd³
Motor; HP
Dimensiones; m
Ancho
Altura
Longitud
Altura de descarga
b.- Requerimientos
Combustible (petróleo)
ST 1A
1.36
1.00
65
ST 2D
3.62
2.50
139
ST 700
6.50
4.20
180
ST 7.52
12.25
7.50
300
ST 15 Z
20.40
15.00
475
1.22
1.93
5.28
1.85
1.65
2.20
6.63
2.52
2.04
2.11
8.53
2.79
2.57
2.62
10.51
3.43
3.40
3.10
12.40
5.00
277
c.- Componentes - descripción
La unidad consiste principalmente de 2 secciones:
Módulo delantero
Cucharón
Pluma
Cilindros hidráulicos
Llantas
Módulo trasero
Motor convertidor de torsión
Transmisión
Eje motriz trasero
Cabina de operación
Llantas
Motor
Es un conjunto de piezas fijas (culata, camisas, block de cilindros, carter, radiador, etc.) y
móviles (pistones, bielas, cigüeñal, engranajes, etc.) sincronizadas de tal manera que
transforman la energía (especialmente la calorírifica) en energía mecánica.
Existen motores de combustión interna (motores de gasolina y diesel) y de combustión
externa (máquinas a vapor).
Motor diesel
Son aquellos que admiten el ingreso de aire en la carrera de admisión, el mismo que se
comprime a tal grado que se calienta a una alta temperatura, inflamando al combustible
atomizado e inyectado cerca de la parte más alta de la carrera del pistón, simplemente por
el contacto con este aire caliente. No tienen carburador ni sistema de encendido (chispa
eléctrica). Sus ventajas son mínimo riesgo de incendio, alta compresión, mayor eficiencia
y menor costo de combustible.
En nuestras minas se utilizan mayormente motores Caterpillar y Deutz, por ser
refrigerados por aire, producir menos gases, entre otros.
El consumo promedio de petróleo diesel No. 2 por los motores es 0.04 gln/HP por hora
(vehículos livianos) y de 0.07 gln/HP por hora (vehículos pesados).
Potencia del motor
La potencia del motor es seleccionada por los fabricantes basados en los siguientes
conceptos:
Peso muerto del equipo
Peso de la carga transportada
Eficiencia del convertidor de torque
Aplicación (en plano horizontal o en pendiente)
Cota de trabajo
El concepto básico para seleccionar el motor apropiado es considerar la potencia
requerida al nivel del mar, para comparar con la potencia efectiva que este mismo motor
con ayuda de dispositivos como el Tubo Cargador pueda alcanzar a una cota
determinada.
278
Cálculos dados por los fabricantes, especifican que por cada 100 metros de altura sobre
el nivel del mar, el motor disminuye su potencia en 1%. Tomemos un caso práctico
ampliamente comprobado en nuestro medio:
-
Un LHD de 5 yd3 de capacidad requiere una potencia de 100 HP efectivos para
trabajar a 4500 m.s.n.m. brindando las mismas bondades de velocidad,
capacidad, funcionamiento, etc., normal. Esto quiere decir, que al nivel del mar, la
potencia del motor debe ser de 145 HP.
Si se utiliza el dispositivo denominado Compensador de Altura, se disminuye
aproximadamente en un 10% la potencia hallada para 4 500 m.s.n.m.; en este caso,
con un motor de 120 HP al nivel del mar, estaría trabajando eficientemente a 4500
m.s.n.m.
El caballaje es una medición de trabajo y tiempo y equivale a 33,000 pie-lbs por minuto. La
fórmula para hallar el HP es:
HP = (torsión * RPM * 6.2823)/33,000
= (torsión * RPM)/5,252
Donde:
Torsión: Es el esfuerzo de rotación de un eje o su fuerza torsional. La torsión del motor
se especifica en pie-lbs, que es la cantidad de fuerza ejercida por un motor a
una distancia de 1 pie desde el centro del sigueñal. Se mide con un
dinamómetro de motores que produce resistencia contra la rotación del
cigüeñal, e indica la cantidad de fuerza que aplica el motor al trabajar en
contra de esa resistencia.
RPM: Revoluciones por minuto
6.2823: Constante de una circunferencia con radio de 1 pie; pies.
33,000: Constante de la medición de trabajo y tiempo, es decir el caballaje dado en pielbs por minuto.
Una deficiente selección traería como consecuencia un motor sobrecargado, velocidad de
desplazamiento anormal, producción de mucho humo y gases, calentamiento anormal del
motor, etc.
Purificadores, Depuradores o Scrubber.
Son elementos que se instalan en los tubos de escape de los vehiculos diesel que
trabajan en interior mina especialmente, ya que oxidan catalíticamente los gases o atrapan
los humos disminuyendo las concentraciones de éstos.
Actualmente se usan 2 tipos:
De Vía Seca
PTX: utilizan como catalizador el metal platino, paladio o radio en un apoyo cerámico, que
oxidan catalíticamente las emanaciones, los convierten en CO 2, agua, etc, que son
inofensivos.
Redude el CO en un 90%.
PELLETS están constituidos por esferas de 3/16” y son fabricados de aluminio con una
delgada capa de platino finamente dividido (15% de platino en peso) y reduce la
concentración de los gases en la siguiente proporción:
279
CO
HC
Aldehídos
NO + NO2
H
es reducido en 95%
es reducido en 90%
son reducidos en 85%
son reducidos en 10%
es convertido en agua
De Vía Húmeda
Agua: Cuentan con un tanque de agua a través del cual son burbujeados los gases y
humos, disminuyendo la temperatura de éstos a 40° C antes de salir al exterior y
reduciendo sus concentraciones:
CO
es reducido en 20%
Aldehídos
son reducidos en 50%
Recoge las partículas de carbón
Disminuye el ruido del escape
También se utilizan estos purificadores en forma combinada, con la finalidad del aumento
de contrapresión hacia el motor.
Llantas
Un porcentaje que fluctúa entre 20 y 30% del costo total de mantenimiento y operación del
equipo LHD, es invertido en llantas. Por ello, es necesario tener en cuenta los siguientes
aspectos:
- La longitud de acarreo contribuye con el incremento de temperatura de trabajo de
las llantas, aumentando su posibilidad de cortes y desgaste acelerado.
- La temperatura de las llantas en operación depende del peso que acarrea, la
velocidad de desplazamiento, la presión correcta y la temperatura del ambiente de
trabajo.
- Es necesario el mantenimiento constante de la vía de desplazamiento de estos
equipos.
- El uso de las cadenas, se considera necesario sólo en condiciones muy severas,
por el alto costo de éstas, además de su peso adicional y tiempos que requiere su
mantenimiento o reparación.
Sistemas
Toda Unidad cuenta normalmente con los siguientes sistemas:
- Sistema relubricación
- Sistema de refrigeración
- Sistema de combustible
- Sistema eléctrico
- Sistema hidráulico
- Sistema de frenos
280
10.4.- Scooptram Eléctrico de 2.2. yd3 (JARVIS CLARK)
a) Características
Es un equipo con tracción en las 4 ruedas y accionado por un motor de 85 HP con 440
voltios de CC y corriente trifásica; recibe su energía a través de un cable de 250 pies de
longitud enrollable en un tambor. La energía eléctrica alterna que se toma de la red, es
transformada y regulada en el vehículo.
La cuchara tiene una capacidad de 2,2 yardas cúbicas.
El cable eléctrico tiene una vida útil de 1000 a 1500 horas de servicios (5 a 8 meses) y
limita su autonomía.
.
Posee un sistema de interrupción para proteger al operador y a la máquina de descargas
eléctricas que provienen del mismo circuito de alimentación, cuando hay fallas.
La tracción de esta máquina es por transmisión hidráulica que funciona de la siguiente
manera:
El motor eléctrico (1) entrega energía mecánica a un doble impulsor (3) que a su
vez acciona a una bomba hidrostática (4). Esta bomba convierte el movimiento
mecánico en energía hidráulica teniendo como medio al aceite confinado a una
presión máxima de 5 000 lb/pulg2, controlado por una válvula de alivio. Esta
energía hidráulica acciona a un motor hidrostático (6) que transforma la energía en
movimiento mecánico que es transmitida por la caja de transferencia (8) a las
líneas de fuerza o impulsión cardán - crucetas - líneas de dirección (9, 10 y 11
respectivamente) que se dirigen a los ejes delanteros (14) y posteriores (7) y que a
través de los diferenciales transmiten finalmente energía mecánica a los
planetarios dando movimiento a las ruedas.
Su desplazamiento es limitado por el cable de alimentación eléctrica, que a la vez tiene
una vida limitada (1 200 horas promedio) y elevado costo. Su pérdida de potencia por
altura es mucho menor. Trabaja mucho mejor que un motor diesel en ambientes calientes,
deficientes de oxígeno, con humo, humedad, polvo, etc.
Su bajo nivel de ruido y baja producción de contaminantes, permite un ambiente más
confortable para el operador. Su mantenimiento preventivo se efectúa en la misma zona
de trabajo, por su desplazamiento limitado.
Motor eléctrico
Mantiene una potencia casi constante ante su demanda
Su pérdida de potencia por altura es mínima.
Su costo de adquisición es elevado.
Trabaja sin problemas en ambientes calientes, deficientes de oxígeno, con humedad, etc.
Su bajo nivel de ruido, gases, humos, etc. permte un ambiente má confortable para el
operador.
281
10.5.- Microscoop CT 500 HE.
Es un minicargador transportador articulado de 0,42 yd 3 de capacidad, de dimensiones
compactas (0,80 m de ancho; 1,10 m de altura y 3,55 m de longitud).
Está equipado con un motor eléctrico de 30 HP, dispone de un radio de acción de 85 m.
Permite una explotación altamente selectiva en vetas de potencia menor a 0,80 m.
La sección de la labor en que se desplaza y trabaja el microscoop (potencia menor de 0.80
m) permite conservar las cajas de la veta evitando la dilución exagerada del mineral.
La posición de conducción ha sido particularmente estudiada para que el operador pueda
trabajar con comodidad, visibilidad y seguridad, encontrándose el puesto de conducción
en la parte posterior de la máquina, lejos de la zona de carga.
10.6.- Volquete de Bajo Perfil (Teletram, Dumper o Camión)
a) Características
El camión o volquete de bajo perfil se encuentra íntimamente ligado a los cargadores
sobre llantas.
Inicialmente se le denominaba Teletram por distintivo de fábrica, luego Dumpers o
Volquetes por el volteo posterior de su tolva.
Tienen una capacidad de traslación cargado en pendientes aún de 25%.
Tienen una capacidad de maniobra en espacios reducidos y con estrecho radio de
curvatura, al estar conformados por 2 módulos unidos por un eje vertical.
CARACTERISTICAS
Capacidad; yd³
Potencia; HP
Peso; ton
Dimensiones
Ancho; m
Altura; m
Longitud; m
Radio de giro; m
Interior
Exterior
WAGNER MT
413 30
9
112
11.7
ELMAC
D 10 4ª
6.5
150
9.10
MT 420
DUX DT
30
30 TM
MAN MKA
12.1
12 TM
1.91
1.88 - 3.99
6.96
1.85
2.26 – 6.00
6.55
2.84
2.18
8.68
2.82
2.41
9.95
1.83
1.90
8.42
2.34
3.18
2.84
4.98
4.04
7.82
5.29
8.99
5.30
7.96
20 TM
277
22.4
b) Componentes
Módulo delantero:
- Tren de fuerza, compuesto por un motor de combustión interna mayormente
diesel, con cámara de pre-combustión y enfriado por aire.
- Convertidor de torque, que va asociado a la caja de transmisión de velocidades.
282
-
Caja de velocidades, que a través de los cardanes activan a los 2 ejes (frontal y
posterior) permitiendo dotar de tracción a las 4 ruedas.
Cabina (panel de controles)
Sistema hidráulico (dirección)
Llantas delanteras
Módulo posterior
- Chasis y tolva, de robustez y diseño adecuados al trabajo para el que fueron
fabricados.
- Frenos, de manejo simple y fácil de accionamiento por aire comprimido que a su
vez actúa sobre el sistema hidráulico, o por aceite. Cuentan además con frenos
de emergencia que actúan sobre las 4 ruedas.
- Sistema hidráulico, cuya bomba hidráulica acciona a los cilindros de dirección y
de levante de la tolva.
- Llantas, luces, purificadores, etc.
10.7.- Camión eléctrico tipo Trole
a) Características
Toman su energía de un sistema de fuerza eléctrica elevada (línea de trole) de 280 V,
trifásica, por contacto con una pértiga que es accionada mediante botones desde la
cabina del operador.
Cuenta con baterías para un dsplazamiento de hasta 2 km en casos de corte de energía
eléctrica.
Pueden trabajar en pendientes de hasta 18 % a velocidades de 36 km/hora (cuenta con 4
velocidades).
Su desplazamiento es rígido, eliminándose la posibilidad de choques con vehículos que
se desplazan en sentido contrario.
No produce ni gases ni humos y los niveles de calor y de ruido son reducidos a límites
muy por debajo de los permisibles.
Uno de los fabricantes es ABB Industrial Systems (Suecia).
283
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296
10.8.- Cálculos para Scooptram
297
1. Capacidad real de cuchara
CRC = (volumen cuchara * p.e. * fll)/fe
Donde:
CRC = Capacidad real de la cuchara; TMS
Volumen cuchara = Volumen o capacidad de la cuchara, dado por el fabricante; m 3
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)
Donde:
EM = Porcentaje de tiempo que toma en brindarle mantenimiento y/o reparación al
equipo durante las oras 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.
Donde:
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)
Donde:
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
298
5. Fuerza de tracción necesaria
FTN = (Rg + Rr) * (Wv + Wm)
Donde:
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
299
300
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
Donde:
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.
301
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
= 0.24 min
Tiempo de transporte sin carga = 32.16 m/167 m/min
= 0.19 min
Capacidad real de la cuchara = (2.5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.4 * 0.80)/1.6
=
2.29
TM/cuchara
Tiempo por ciclo = 0.42 + 0.24 + 1.00 + 0.18 + 0.19
= 2.03 min/ciclo
NV/hora = (60 min/hora/ 2.03 min/ciclo) * 0.72
= 21.28 viajes/hora
Producción/hora = 2.29 TM/cuchara * 21.28 viajes/hora
=
48.73
TM/hora
Tiempo de limpieza = 78.80 TM/gdia/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.
302
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; 2.16
40
90
200
300
400
452
m
Distancia frente limpieza a botadero; 32.16 70
120
230
330
430
482
m
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; 1.61 2.03 2.56 3.75 4.83 5.91 6.45
hora
.
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.
303
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
304
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
min/ciclo
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
viaje/hora
Produción/hora = 9 TM * 4.63 viaje/hora
TM/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
= 12.95 min/ciclo
= 80 %
= 71.5 %
= 50 %
= 4650 kg
=
4.63
=
41.67
= 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 = 79 560[((1,18)8 * 0,18)/(1,18)8 - 1)]
= 19 511,64 $/año/3 000 horas
Depreciación = (79 560 * 0,80)/24 000 horas
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
= 6,50 $/hora
= 2,65 $/hora
= 3,32 $/hora
= 22,75 $/hora
= 1,82 $/hora
= 0,68 $/hora
= 0,07 $/hora
= 37,79 $/hora
= 3,78 $/hora
305
TOTAL
= 41,47 $/hora
COSTO/TON = (41,57 $/hora)/(18 ton/hora) = 2,31 $/ton
10.11.- Cargador frontal de ruedas, Pala cargadora
a) Características
Es un vehiculo diesel de 2 módulos con sistema eléctrico de 24 a 36 Voltios sobre 4
neumáticos que carga, transporta y descarga el material fragmentado.
Es mayormente utilizado en minería superficial, por ser la altura de la cuchara en su
máxima posición superior, mayor a 5.00 metros.
Existen diferentes marcas y modelos (Caterpillar, HSW, etc.).
Su costo de adquisición oscila entre $90,000 y $ 130,000 por metro cúbico de capacidad
de su cuchara.
b) Requerimientos
Petróleo diesel No. 2
c) Componentes
Módulo delantero
Conjunto estructural del cucharón, que sirve para el levantamiento e inclinación del
cucharón y constituidos por:
- Brazos principales, que son los soportes del cucharón. Van unidos a la estructura
del bastidor y al cucharón por medio de pines especiales.
- Cilindros de izaje, que por medio de pistones realizan el movimiento de ascenso
y descenso de los brazos principales.
- Cilindros de inclinación, que por medio de pistones proporcionan el movimiento
de inclinación frontal del cucharón (volteo).
- Bastidor delantero, estructura que soporta al conjunto del cucharón y sus brazos
- Cilindros hidráulicos direccionales.
- Ruedas delanteras, conformadas por tambores, llantas, aros, pestañas y seguros
fijados a sus tambores y a sus ejes, por medio de pernos.
Módulo Posterior
- Bastidor posterior, estructura en la cual va montado el compartimiento del motor,
torque, caja de velocidades, tanque de combustible y aceites, contrapeso, cabina
del operador, parachoques, luces y ruedas posteriores.
Los módulos se encuantran unidos por medio de 2 pasadores de acero endurecido.
306
307
10.12.- Camiones de obra, de cantera, de minería (CATERPILLAR)
a) Características
Son vehiculos de gran capacidad (30 a más de 180 toneladas), montados sobre
neumáticos y accionados por motor diesel (existiendo marcas que además cuentan con
motores eléctricos de tracción en cada rueda posterior como los Lectra haul) o por
motores eléctricos del tipo de trole.
Mayormente se encuentran constituidos por una sola unidad; existen también de 2
módulos.
Son utilizados mayormente en minería superficial, en caminos en buenas y malas
condiciones con pendientes suaves y aún pronunciadas, al ser potentes y fiables.
Existen diferentes marcas y modelos: Caterpillar (769D, 777D, 793C, etc.), Lectra haul,
Inco, Kiruna, Komatsu, Liebherr, Unit Rig, Euclid, etc.
Puede contar con el Técnico Electrónico (ET) que es un control de funciones claves de la
integración del motor y el tren de fuerza. Este ET obtiene la información almacenada a
través de un Sistema de Enlace de Datos (presión de refuerzo, consumo de combustible,
velocidad del motor, cambios de la marcha de transmisión).
Peso vacío
Peso del chasis
Peso de la caja
31,500 kgs
22,500 kgs
8,300 kgs
b) Requerimientos
Petróleo diesel No. 2
c) Componentes (referido a caterpillar)
Motor
Diesel de 4 tiempos, 8 cilindros, con turbocompresión y pos enfriamiento, sistema de
arranque eléctrico de 24 V.
Tren de fuerza
Compuesto por:
- El Convertidor de par trabable, que combina la alta fuerza de tiro y la facilidad de
cambio de marcha.
- La Servotransmisión planetaria de 7 velocidades
- La multiplicación del Par en los mandos finales que es de 13.5:1, los que reduce
la tensión sobre el Tren de Impulsión.
Frenos
De discos múltiples enfriados por aceite a presión, diseñados y fabricados para que no
necesiten ajustes y tengan un rendimiento y duración excelentes.
Bastidor
De acero dulce para conseguir flexibilidad, duración y resistencia contra impactos de
carga incluso en climas fríos.
Sistema de suspensión de 4 cilindros que disipa los impactos de carga y de
desplazamiento por carretera.
308
Caja
En forma de V (doble pendiente) que reduce los choques de carga y ayuda a centrar la
carga, accionados por 2 pistones de 2 fases.
Cabina
Que cuenta con: Tablero de instrumentos (bocina, alarma de retroceso, presión de aire,
temperatura de aceite de freno y de refrigerante, medidor de combustible, horúmetro,
odómetro, velocímetro, tacómetro), Sistema de luces, calefacción, sistema de ventilación,
cinturón de seguridad retractable, limpia y lava parabrisas.
Neumáticos, Gancho de remolque delantero
d) Megacamiones
Referido a los camiones de obra especiales, es decir de grandes capacidades y potencias,
existentes actualmente en el mercado o en fase de pruebas finales.
FABRICA
Cat R280
Euclid R280
Liebherr T1272
Liebherr T282
Komatsu 930E
Unit Rig MT4400
Unit Rig MT5500
Euclid
Hitachi
R360
PESO
VACIO
Kg
179 820
179 171
138 400
201 000
188 014
156 298
201 814
---
PESO ANCHO ALTURA
BRUTO
m
CARGA
Kg
m
557 820
9.15
7.00
435 453
8.10
6.30
410 508
7.90
6.20
528 590
8.70
6.50
469 014
8.40
6.40
392 290
7.60
6.60
510 200
9.05
---------
LONGITUD CAPACIDAD
m
m³
14.50
13.70
13.70
14.50
15.30
13.90
14.80
---
220
149
164
173.6
--139
--480 ton
Euclid R280 utiliza motor DETROIT DIESEL de 4,474 KW
Liebherr T282 utiliza motor DETROIT DIESEL de 2,052 KW
Cat 797 utiliza motor CAT 3524B de 2,537 KW
Ref: Revista “ Minería” No. 274, Julio 2002.
El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en sus artículos 289 a 291, 366 y 396,
mencionan sobre este tema.
10.13.- Volquetes
a) Características
Son vehiculos montados sobre neumáticos que cuentan con motores diesel de 300 a más
HP, de 6 cilindros, 4 tiempos y turbo compresor.
Poseen frenos de servicio y de estacionamiento accionados por aire comprimido en las 4
ruedas motrices..
b) Componentes
Chasis, neumáticos, frenos, motor diesel, compresor, tanque de aire comprimido, cabina,
tolva, pistones, turbocompresor.
309
310
311
312
313
314
315
316
317
318
XI.- CRITERIOS GENERALES PARA LA SELECCIÓN DE MAQUINARIAS Y
EQUIPOS MINEROS
11.1.- Introducción
La selección de maquinaria y equipo minero es un proceso de tecnología y toma de
decisiones que conlleva el conocimiento de sus especificaciones, funciones,
rendimientos, requerimientos, costos, entre otros.
Esta selección debe tener en cuenta, además, tres puntos fundamentales:
a) La maquinaria prima sobre el diseño y la geometría del trabajo a realizar, para lograr
mayor producción/productividad, así como mayor seguridad.
b) A mayor inversión en una máquina y/o equipo minero, generalmente corresponde un
menor costo operativo y viceversa.
c) La maquinaria o equipo minero debe asegurar durante su vida útil, un trabajo para el
que fue diseñado. Para este efecto, se le debe suministrar un mantenimiento
programado.
11.2.- Razones de la selección
Los criterios de selección de las maquinarias y equipos mineros varían de una empresa a
otra y dentro de una empresa; pero en todo caso con la condición lógica que represente
beneficios económicos.
Las razones más importantes para seleccionar estas maquinarias y equipos mineros
están constituídos por:
- Cambio de condiciones de trabajo, es decir ubicación y condiciones
geográficas del depósito, diseño de la mina, grado de mecanización, tipos de
mineralización, leyes contenidas, reservas, volúmenes de producción, etc.
- Características de las maquinarias y equipos, como son rendimientos, vida útil,
requerimientos, maniobrabilidad, dimensiones y capacidades, disponibilidades,
costos, oferta/demanda en el mercado, etc.
- Logística de los proveedores, que se manifiesta en los servicios post-venta.
- Condiciones de mantenimiento, como son la ubicación, implementación y
capacidad de los talleres, personal calificado, apoyo logístico, programa de
mantenimiento, entre otros.
- Economía y finanzas, como costos operativos, ingresos/egresos,
financiamiento, etc.
11.3.- Metodologías para la selección
Para tomar una decisión de selección de una o más maquinarias y equipos mineros, se
sigue normalmente el siguiente proceso:
a) Determinar y especificar las condiciones de trabajo que debe realizar la máquina.
b) Diseñar en base al dato anterior, esquemas tentativos de trabajo así como esquemas
bases de valoración.
c) Seleccionar la alternativa que satisfaga mejor los requerimientos.
d) Con estos criterios, determinar juntamente con las personas que avalarán su
adquisición.
319
En realidad el objetivo final es tomar una decisión de futuro, lo que implicará costos y
riesgos que deberán ser evaluados en forma técnica y oportuna.
Esta evaluación no solo abarca los aspectos cuantificables, sino también otros valores
subjetivos como son la seriedad del fabricante o abastecedor, previsión de obsolescencia,
grado de aceptación en el mercado, entre otros, que deberán ser considerados.
Existen diferentes métodos de valoración para seleccionar las maquinarias y equipos
ineros, siendo los más utilizados los siguientes:
Análisis de decisiones por objetivos ponderados.
Método estadístico-económico.
Técnica de tabulación
11.3.1.- Análisis de decisiones por objetivos ponderados
Consiste en fijar criterios específicos y requeridos, a los que se asigna un peso relativo en
función de la importancia prevista. Este peso relativo totaliza 100 puntos.
A cada criterio específico se le subdivide en parámetros inherentes, y se distribuye el
peso relativo en valores de acuerdo a la importancia para su evaluación.
Se califica cada parámetro con un puntaje acorde, que en el mejor de los casos será el
valor dado a cada una de las alternativas.
Luego, con la aplicación de fórmulas se obtiene una Nota Técnica y finalmente la Nota
Final para cada alternativa; la alternativa que acumule el mayor puntaje será la
seleccionada, es decir la que posibilita su selección.
Ejemplo:
320
ANALISIS DE DECISIONES POR OBJETIVOS PONDERADOS
CRITERIOS ESPECIFICOS
PESO VALOR ALTERNATIVA
A
B
C
1.- CARACTERISTICAS DEL EQUIPO
40
Consumo de aire
8
6
3
2
Consumo de aceite
8
4
8
2
Presión de aire requerido
10
10
5
2
Peso del equipo
5
10
5
5
M;aniobrabilidad
5
3
1
5
Vida útil
4
4
3
1
SUB TOTAL
37 25 17
2.CARACTERISTICAS:
LUGAR
DE 25
TRABAJO
7
7
5
5
Ubicación
5
5
3
5
Sección
4
4
4
4
Tipo de roca
3
3
3
3
Longitud de taladros
3
3
3
3
Abastecimiento de aire comprimido y agua
3
3
3
3
Personal operador
25 21 23
SUB TOTAL
3.- FACILIDAD DE MANTENIMIENTO
15
Taller/herramientas
5
5
5
5
Personal
5
5
5
5
Programa de mantenimiento
5
5
5
5
SUB TOTAL
15 15 15
PONDERACION TECNICA
77 61 55
4.- CARACTERISTICAS DE LA ADQUISICION
10
Tiempo de entrega de maquinaria
5
5
5
5
Tiempo entrega repuestos
3
1
3
3
Capacitación que brinda al personal
2
2
2
2
SUB TOTAL
8
10 10
5.- COSTO DE ADQUISICION
10
SUB TOTAL
10
8
9
NOTA TECNICA = (0.8 * Ponderación Técnica) + (0.2 * caract. De la Adquisición)
63.6 62.3 45.8
NOTA FINAL = (0.8 * Nota Técnica) + (0.2 * Costo Adquisición)
52.9 51.4 38.4
Es decir, la alternativa A es la que acumuló el mayor puntaje y por lo ende debe ser la
seleccionada.
NOTA: Este procedimiento debe ser efectuado por un determinado número de
profesionales (Comisión Seleccionadora), conformada por mineros, mecánicos,
electricistas, personal de logística y de seguridad.
321
Ref.: Fundamentos de Laboreo de Minas. Fernando Plá Ortiz. Madrid, 1994.
11.3.2.- Método estadístico – económico
Para la selección de maquinaria y equipo minero onsidera las estadísticas y los análisis
de costos de los mismos, luego de pruebas o experiencias obtenidas durante un período
de tiempo. Estos resultados sirven además, para determinar las bondades y por lo mismo
seleccionar de acuerdo a necesidades, como se muestra:
HOJA ESTADISTICA–ECONOMICA DE PERFORADORAS JACK LEG
CARACTERISTICAS
1.- PERFORADORA
Peso neto. Lbs.
Diámetro broca. Pulgs.
Golpes/min del pistón
Veloc. Penetración. Pie/min
Consumo aire. Pie³/min
Duración bocina. Pie
2.- BARRA DE AVANCE
Peso neto. Lbs.
Longitud retraída. Pulgs.
Longitud extendida. Pulgs.
3.- LUBRICADOR
Peso neto. Lbs.
Capacidad. Lts.
4.- PESO TOTAL
Perforadora y barra. Lbs
5.- DISTRIBUCION
U.P. San Cristobal
6.- COSTO DE ADQUISICION. $
7.- VIDA UTIL. Pie.
8.- COSTOS
Propiedad $/10000 pies
Mantenim./reparac- $/hora
Costo total $/pie
INGERSOLL
RAND
JR 38 C
INGERSOLL
RAND
JR 300 A
ATLAS
COPCO
BBC 24 W
MID
WESTERN
S 83 F
68
1 3/8
1950
1.80
161
18291
70
1 3/8
2250
1.00
213
23259
58.21
1 3/8
2160
1.01
125
21819
72
1 3/8
2210
2.09
182
6810
22.50
50.00
87.00
32.00
51.50
87.50
29.77
51.38
88.78
28.00
49.00
85.00
12.00
1.00
12.00
1.00
16.00
0.75
11.00
0.48
90.50
102.00
88.00
100.00
52
6510
75000
18
6700
75000
31
8012
90000
23
4118
50000
1302
4.95
0.60
1340
5.09
.59
1602
6.09
0.70
824
3.13
0.36
11.4.- Criterios específicos para la selección de barrenos y varillas de perforación
11.4.1.- Barrenos integrales
Las condiciones básicas para su selección están sujetas a:
- Labores de trabajo
El barreno integral es generalmente con perforadoras neumáticas en:
LABORES
Galerías
Tajeos
Chimeneas
LONGITUDES (pies)
3a8
5 a 12
2a7
322
-
-
Tipo de terreno
Dependiendo de las características de la roca se puede optar por las siguientes
longitudes y diámetros:
LONGITUD
BARRENO
Pies
DIAMETRO
mm
TERRENO DURO
2
3
4
5
6
10
35
34
34
33
33
31
DIAMETRO
mm
TERRENO DURO
ABRASIVO
41
40
40
39
39
37
Eficiencia de avance
Que depende del conocimiento y experiencia del perforista, tipo de roca, estado
mecánico, de la perforadora, características técnicas del barreno, presión de aire y
agua, utilización de taladros de alivio de mayor diámetro en el corte (brocas
escariadoras), etc.
11.4.2.- Barras integrales cónicas y brocas descartables
Se utilizan en condiciones similares que el barreno integral, considerando las brocas
descartables con insertos tipo cincel o de botones. La conicidad barreno/broca oscila
entre 5° (terreno suave), 11° (terreno semiduro) y 12° (terreno duro).
11.4.3.- Varillas o barras de acoplamiento
Además del tipo de roca a perforar y de las condiciones de operación, los factores más
importantes a considerar son:
- Velocidad de penetración
- Vida útil
- Fiabilidad (perforar sin interrupciones hasta que requiera servicio)
- Calidad de los aceros de perforación
- Tipo de máquina perforadora
- Disponibiliodad de materiales
- Método de minado
11.4.4.- Perforadoras Jack leg y/o Stoper
Se tiene en cuenta:
- Especificaciones técnicas:
Peso (49 a 72 libras)
Longitud del pie de avance (49 - 89 pulgadas retarída y extendida respectivamente)
Carrera del pistón (2 ½ a 2 5/8 pulgadas)
Velocidad de percusión (RPM)
Consumo de aire (2.5 a más de 6 m3/min)
Presión de aire (65 a más de 80 psi)
Vida útil ( 50000 a 120000 pies)
323
Condiciones de trabajo
Abastecimiento de repuestos
Servicio post-venta
11.4.5.- Jumbos
Existen en el mercado numerosas marcas y modelos y cada fabricante atrae al cliente
destacando las ventajas de sus productos (mayor velocidad de perforación y energía de
impacto, mayor duración de la barra de perforación, menor costo de mantenimiento y de
operación, entre otras).
Para seleccionar este tipo de perforadoras, debemos tener en cuenta además:
- Duración del acero de perforación, puesto que éste representa 25 a 30 % del
costo total de perforación.
- Consumo de energía sea eléctrica, neumática o diesel.
- Diámetros de taladros a perforar.
- Longitud de carrera de la drifter sobre el brazo de avance.
- Estabilidad de los brazos (mantener el paralelismo, traslado rápido del brazo a los
taladros).
- Características operativas de la máquina
- Dimensiones apropiadas
- Programa de mantenimiento
- Personal operador calificado
- Características físicas del material
- Volúmen de producción
- Apoyo técnico post-venta del fabricante o distribuidor.
11.4.6.- Equipos de acarreo-carguío-transporte
Se tiene encuenta las características del yacimiento (Condiciones geográficas y
ambientales, características físicas del material, características de las vías de acarreotransporte etc.), las carácterísticas de minado (Volúmen de producción, condiciones de
operación, costos, etc.) y las características de los equipos (Disponibilidad en el mercado,
relación peso bruto/capacidad de carga, disponibilidad de energías requeridas, vida útil
del equipo, apoyo técnico post-venta y garantía del fabricante, etc.).
324
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
CATALOGOS: Toyo Rock drill, Getman, Tamrock, Ingersoll Rand, Secoroc, Robbins, Montabert,
Timken, Alimak, Jora lift, Atlas Copco, Eimco.
EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE TUNELES EN ROCAS. Nerio Robles. CONCYTEC, 1994.
EXPLOTACIÓN DE MINAS. V. Vidal Ed. Omega S.A. Barcelona 1966
FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS. Fernando Pla Ortiz de Urbina. Universidad Politécnica
de Madrid. 1994.
GEOLOGÍA-MINERIA-METALURGIA DEL ORO. Cepect – Concytec 1991.
LABORES MINERAS. S. Borisov. Ed MIR Moscú 1976.
MANUAL DE ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE EN MINERIA A CIELO ABIERTO. Instituto
Tecnológico GeoMinero de España.
MANUAL DE PERFORACIÓN DE ROCAS. Atlas copco. España, 1979.
MANUAL DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS. Instituto Teconlógico GeoMinero de
España. 1994.
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MAQUINARIA MINERA I Y II. Gilberto Donayres Q. UNSAAC 1995 Cuzco
MODERNA TECNOLOGÍA Y MAQUINARIAS PARA MÁRMOL. Q. Capuzzi. Italia.
PERFORACIÓN Y VOLADURAS PARA OPERACIONES MINERAS. Lucio Vega R. y José Murillo Ch.
Ed. Juventud 1990 La Paz-Bolivia.
TRANSPORTE Y EXTRACCION EN MINAS A CIELO ABIERTO. Alejandro Novitzky. Buenos Aires,
1966.
TRATADO DE LABOREO DE MINAS. H. Fritzsche. Ed. Labor S.A. 1965. México.
TRAINING IN MINING SAFETY AND HEALTH INCLUDING: GROUND CONTROL; DRLILLLING AND
BLASTING; UNDERGROUND VENTILATION; LOADING AND HANDLING; MATERIAL STORAGE
AND HANDLING; ROOF CONTROL; GAS DETECTING DEVICES AND ACCIDENT INVESTIGATION.
U.S. DEPARTMENT OF LABOR National Mine Health and Safety Academy. Beckley, West Virginia.
January 4-22, 1999 (Certify that Aníbal N. Mallqui T. has successfully completed).
UNDERGROUND MINING METHODS HANDBOOK. A. Hustrulid. Society of Mining Engineers 1992.
New York.
325
INDICE ALFABETICO
Abrasividad, 2
Accesorios de perforación, 29
Acoplamiento de garras, 29
Adaptadores de culata, 73
Afiladores de dispositivos de corte, 79
Amortización, 60
Ancladas, 3
Barras de extensión, 73
Barrenos, varillas de perforación, 68
Barrenos acoplables, 69
Barrenos integrales, 68
Barrido, 25
Boomer H 104, 112
Brazo hidráulico BUT 25, 108
Brocas, 77
Broca tricónica, 77
Cables de acero, 168
Cálculos:
De perforadoras, 50
De perforación-voladura, 52
De costos de perforación-voladura, 59
De salarios, 63
De monitor hidráulico, 224
De perforación hidráulica, 110
De palas frontales, 192, 200
De perforación rotativa, 125
De raise borer, 132
De rastrillaje, 174
De rendimiento y avance de jack leg, 59
De costos de rastrillaje, 178
De paleado mecánico, 183
De costos de paleado mecánico, 185
De excavadora de cables, 192
De excavadoras hidráulicas, 198
De Scooptram, 293
De transporte sobre rieles, 265
De combinación LHD/Volquete, 299
De costos minería sin rieles, 300
De Selección de tricono, 125
Camiones mezcladores-cargadores, 146
Camión eléctrico tipo trolley, 279
Camiones de obra, 303
Cargadores de cartuchos de dinamita, 140
Cargadores de anfo tipo Portanol, 146
Cargador frontal de ruedas, 301
Clasificación de las perforadoras, 3
Carros mineros, 257
Comprobadores de línea, 154
Corte, 206
Corte con perforación, 206
Corte con Rozadora de brazo, 210
Corte con disco, 211
Costos, 59
Costos de barrenos, 63
Costos de propiedad, 60
Costos de operación, 61
Carros mineros, 257
Criterios para seleccionar:
Barrenos integrales, 317
Barrenos integrales cónicos, 318
Barras de acoplamiento, 318
Perforadora jack leg y stoper, 318
Jumbos, 319
Equipos de acarreo-transporte, 319
Depreciación, 60
Desate de rocas sueltas, 160
Descripción de Boomer H 104, 112
Descripción de jack leg, 28
Descripción de stoper, 35
Descripción de Drifter neumática, 38
Descripción de drifter COP 1032 HD, 96
Descripción de Brazo Hidráulico, 108
Derribo, 223
Down the hole, 45
Dragas de succión, 229
Dragas de cangilones, 231
Drifter, 15
Drifter neumática, 38
Drifter COP 1032 HD, 96
Drill jumbo neumático, 38, 40
Drill jumbo hidráulico, 101
Dureza, 2
Empuje, 25
Encendido eléctrico, 154
Estabilizador, 118
Estructura, 3
Excavadora de cables, 191
Excavadora hidráulica, 198, 204
Explosores, 154
Fundamentos de perforación roto-percusiva, 24
Hidráulica, 3
Hilo helicoidal, 216
Hilo diamantado, 217
Iluminación, 3
Indentación, 25
Jackleg, 15, 28
Jack hammer, 15
Línea riel, 258
Locomotora de acumuladores, 251
Locomotora de aire comprimido, 251
Locomotora diesel, 252
Locomotora de trole, 250
Long hole drilling, 112
Lubricadora, 29
Manguera de aire comprimido, 29
Manguitos de acoplamiento, 74
Máquina rozadora, 237
Máquina integral o de rodillos moledores, 238
Mecanismos, 1
Megacamiones, 304
Metodologías para selección de maquinarias, 314
Mezcladora estacionaria, 147
Microscoop, 278
Minado contínuo, 236
Minadores de brazo, 237
326
Minadores de tambor, 238
Minadores de cadenas, 238
Minadores especiales, 238
Minería Sin Rieles, 270
Minidraga tipo hidrojet, 230
Máquina, 1
Monitor hidráulico, 223
Ohmetro, 155
Pala Cavo, 189
Pala electrohidráulica, 203
Pala o excavadora frontal, 191
Pala Mecánica, 182
Palas de cables, 191
Palas o excavadoras frontales hidráulicas, 198
Peralte, 259
Percusión, 18, 24
Percusión-rotación, 21
De barra estriada, 21
De rueda de trinquetes, 21
Perforación, 1
Perforadora de carburación, 3, 10
Perforadora eléctrica, 3, 8
Perforadora hidráulica, 95
Perforación ígnea, 3, 5
Perforadora de avance automático, 3
Perforadora manual, 3
Perforadora neumática, 15
Perforadora de rotación independiente, 26
Perforadora de rotación reversible, 26
Perforadora rotativa, 116
Percusión, 18, 24
Percusión-rotación, 21
Pick hammer, 15
Pistón, 29
Plataforma trepadora Alimak, 84
Percusión, 18
Principio de perforación neumática:
De válvula oscilante, 18
De válvula tubular, 18
Principio de percusión Drifter COP 1032 HD, 99
Propiedades de las rocas que afectan a la
perforación, 2
Purificadores, 275
Raise borer, 129
Rastrillaje, 166
Rastrillo, raedera, 167
Recámara semi-automática, 140
Reglamentaciones:
De accesos y vías de escape, 3
De agua, 54
De camiones de obra, 303
De carguío de taladros, 54
De explotación de placeres, 223
De ingeniería de la masa rocosa, 3
De maquinaria, equipo, herramientas, 1
De minería a cielo abierto, 191
De Minería Sin Rieles, 271
De perforación y voladura, 52
De transporte, carga, acarreo, 166
De transporte de personal, 259
De transporte sobre rieles, 249
De uso de mercurio, 223
Resistencia, 2
Resumen costos raise borer, 131
Roldanas, 169
Rotación, 25
Scooptram diesel, 273
Scooptram eléctrico, 277
Sistema de dril jumbo, 102
Sistemas del LHD, 276
Sónicos, 3
Sollado o barrido, 11
Stoper, 15, 35
Succión-excavación subacuática, 229
Textura, 3
Tipos de costos, 60
Tipos de carros mineros:
De vaciado frontal, 257
De vaciado lateral, 257
Gable, 258
Granby, 258
Descarga por el fondo, 258
Tipos de perforadoras convencionales, 15
Transporte, 249
Transporte sobre rieles, 249
Trocha, 2569
Truck drill, 40
Varillas acoplables, 73
Varillas de perforación, 68
Vida útil de broca tricónica, 78
Volquete, 304
Volquete de bajo perfil, 278
Winche de arrastre, 167.
327
Dr. ANÍBAL N. MALLQUI TAPIA
Ingeniero de Minas
CIP 22355
Teléfono
Celular
E.mail
:
:
:
064-236666
964082616
amallquit@yahoo.es
ESTUDIOS SUPERIORES
Universidad Nacional Daniel A. Carrión. Cerro de Pasco, 1969 – 1975
ESTUDIOS DE MAESTRIA
Universidad Peruana Cayetano Heredia. Huancayo. 2004 – 2005
Magister en Educación. Mención: Docencia e Investigación en Educación Superior
ESTUDIOS DE DOCTORADO
Atlantic International University. Honolulu Hawaii 2009 – 2010
Doctor en Ciencias e Ingeniería. Mención: Seguridad y Control de Pérdidas en Minería.
EXPERIENCIA PRE-PROFESIONAL
Empresa Minera del Centro del Perú (CENTROMIN PERU) Cerro de Pasco - Del 20 de Junio de 1968
al 05 de Abril de 1975 (Oficial)
Compañía Minera Milpo S.A. (Enero-Febrero 1974 Practicante).
Minera San Expedito S.A. (Enero - Abril 1973 Practicante)
EXPERIENCIA PROFESIONAL
Sociedad Minera de RL Valery-Andrea. Resolución Jefatural No. 02355-2003-INACC/J Del 01 Enero
2005 y continuando a la fecha (Gerente General).
Universidad Nacional del Centro del Perú. Huancayo.
Pre – Grado:
Del 17 de Julio de 1986 y continuando a la fecha. Docente Principal Nombrado, adscrito a
la Facultad de Ingeniería de Minas, dictando los cursos de Seguridad e Higiene Minera,
Servicios Auxiliares Mineros y Maquinaria y Equipo Minero.
De Enero del 2008 y Continuando a la fecha. Docente del Curso de Seguridad y Control de
Pérdidas en el Curso de Actualización Profesional de la Facultad de Ingeniería de Minas.
Post – Grado
Del 03 de Enero del 2007 y continuando a la fecha. Docente, dictando los cursos
Legislación en Seguridad y Medio Ambiente, Gestión de Riesgos y Ambiental y Programa
Anual de Seguridad.
Ingenieros Contratistas y Consultores Asociados E.I.R. Ltda. Huancayo. De Noviembre de 1993 a
Julio del 2004 (Fiscalizador de Normas de Seguridad e Higiene Minera del Ministerio de Energía y
Minas) como sigue:
328
Shougang Hierro Perú S.A.C., Empresa Minera
Los Quenuales S.A., Cia. Min. San Valentin S.A.,
Doe Run Perú La Oroya Division, Chancadora
Centauro S.A.C, Cementos Lima S.A.. Año 2004.
Cía Minera Antamina S.A., Cía. Minera Arcata
S.A., Minera Aurífera Calpa S.A. Año 2003.
Cia. Minera de Caylloma S.A., Cia. Minera San
Valentín. Año 2002.
U.P. Cerro de Pasco de Volcan Cia. Minera S.A.
Años 2000 y 2001.
Minera Aurífera Retamas S.A., U.P. Consorcio
Minero Horizonte S.A., U.P. Cerro de Pasco
de Centromin Perú S.A., Doe Run Perú S.R.L.
Cobriza Division, Doe Run Perú S.R.L. La Oroya
Division, Año 1999.
Sociedad Minera El Brocal. Años 1997 y 1998.
U.P. Cobriza de Centromin Perú S.A., Minera
Laytaruma S.A., Minera Austria Duvaz S.A. Año
1997.
U.P. Andaychagua y U.P. San Cristóbal de
Centromin Perú S.A. Año 1993.
Empresa Administradora Chungar S.A. Años
1999 y 2000.
Ingenieros Contratistas y Consultores Asociados E.I.R. Ltda. Huancayo. Del 17 de Noviembre del
2003 al 01 de Abril del 2004 (Gerente General)
UP San Cristóbal de Centromin Perú S. A., Levantamiento Integral de Ventilación. Julio de 1990
Compañía. Minera San Valentin S. A., Levantamiento Integral de Ventilación. Noviembre del 2002
Empresa Administradora Chungar S. A. Levantamiento Integral de Ventilación. Marzo del 2001
Mina Colca. Santa Rosa, Melgar, Puno. Superintendente General y Socio. Del 18 de Octubre de 1979
al 28 de Febrero de 1986.
Compañía Minera del Madrigal. Madrigal, Arequipa. Jefe de Entrenamiento, Jefe de Guardia,
Sobrestante General, Asistente de Superintendente de Seguridad, Jefe General de Seguridad y
Asistente de Superintendente de Servicios Técnicos. Del 01 de Junio de 1977 al 28 de Febrero de
1986.
Mina Aguila S.A. Pasacancha, Huaraz, Ancash. Jefe de Control de Suministros y Jefe de Guardia.
Del 08 de Julio de 1975 al 14 de Julio de 1976.
TEXTOS ELABORADOS
Maquinaria y Equipo Minero
Servicios Auxiliares Mineros
Seguridad e Higiene Minera
Ventilación de Minas
Huancayo, 01 de Enero del 2001.