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

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 * L * 60 seg/min * Rp)/(106 * T); m3/min Donde

Q = Caudal de aire consumido por la perforadora.Volumen/ciclo = Area/ciclo * L; cm3

L = Longitud de carrera; mRp = 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 cmDiámetro del cuello del émbolo 4.5 cmAncho de cabeza de émbolo 2.0 cmPresión de aire 5 kg/cm2 (71 psi)Peso del émbolo 2 kgGravedad 9.81 m/seg2

Longitud de carrera del pistón 0.068 m

Solución:A = 3.1416 * (3.5)2 = 38.49 cm2

A’ = 38.49 - (3.1416 * 2.25)2 = 22.59 cm2

a = (5 * 38.49)/(2/9.81) = 943.97 m/seg2

a’ = (5 * 22.59)/(2/9.81) = 554 m/seg2

t = 0.068/943.97 = 0,0085 seg. t’ = 0.068/554 = 0,0111 seg.

T = 0,0085 + 0,0111 = 0,0196 seg.NG/min = 60/0.0196 = 3,061 golpes/minW = 5 * 38,49 * 0,068 = 13.10 kg

EjercicioSe tiene una perforadora de percusión-rotación. Con los datos anteriores requeridos y con los siguientes: Diámetro de la barra estriada 2.30 cmLongitud de carrera del pistón 6.80 cmRelación presión aire comp. a aire atm. 5:1

Numero de golpes por cada revolución, 36Hallar RPM y Q.

SoluciónRPM = 3061 golpes/min/36 = 85 RPMQ = (A + A´) * 60 seg/min * 5/(106 * T) = (38.48 + 4.16) * 6.8 * 60 * 5/(106 * 0.0196) = 4.44 m3/min

i.- Velocidad de penetración VP = 31 * (POT/D1.4)

Donde:POT = Potencia cinética disponible en el martillo; KWD = Diámetro del barreno; mm

EjemploPOT = 18 KWD = 100 mm

Solución VP = 31 * (18/1001.4) = 0.88 m/min

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 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 DISTANCIA TALADROS( C )

COEFICIENTE ( K )

Roca dura 0.5 m 2Roca semidura 0.6 m 1.5Roca blanda 0.7 m 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.

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; mfcg = Factor de corrección geométrica, que va de 0,65 a 0,97

En el frente de galería, tajo, chimenea, generalmente es 0,9e = 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= Peso total dinamita/tonelaje roto por disparo; kg/TMS

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 guardia14.- Consumo de agua por disparo

14.1.- Para PerforaciónConsumo/gdia = 0.5 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia

0.5 = Según el Art. 226° inciso i) del REGLAMENTO DE SEGURIDAD E HIGIENE MINERA, se debe utilizar una cantidad mínima de 0,5 lt/seg. de agua.

TE = Tiempo efectivo de trabajo de perforación durante la guardia

14.2.- Para Lavado del Frente de PerforaciónConsumo/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 27Longitud de cada taladro 5 piesAncho del frente del disparo 3,5 mAltura del frente de disparo 2,3 mProfundidad del frente de disparo 1,5 m

Factor de corrección geométrica 0,9 mEficiencia de disparo 95%Peso específico del mineral 2,9Peso de cada cartucho de dinamita 0,08 kgNúmero de cartuchos por taladro 5Longitud de cada armada 7 piesConsumo de aire de perforadora a nivel del mar 254 pie3/minConsumo de aire de afiladora a nivel del mar 25 pie3/minCota de trabajo 4000 msnmNúmero de barrenos afilados por guardia 40Número de barrenos a usar en la labor 2Presión manométrica de perforación 80 psiPresión manométrica de afilado 70 psiHoras efectivas de perforación 3,43Horas efectivas de lavado de frente 0,17Horas efectivas de afilado de barrenos 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/taladro3.- Velocidad media de perforación = 5/7,61 = 0,66 pie/min4.- Pies perforados por guardia = 5 * 27 = 135 pie/gdia5.- 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 TMS8.- Peso dinamita por disparo = 0,08 * 5 * 27 = 10,8 kg9.- Número de fulminantes simples No.6 = 2710.- Longitud de mecha de seguridad = (7 * 27) + 3,28 = 192,28 pies

= 58,61 m11.. Factor de potencia = 10,8/29,93 = 0,36 kg/TMS12.- 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 = 38,25 pie3/min Consumo/gdia = 38,25 * 60 min/hora * 6 * ( 2/40 ) = 688,5 pie3/gdia

13.- Consumo de agua por disparo- Perforación = 0,5 * 3600 * 3,43 = 6 174 lt/gdia- Lavado de frente = 2 * 3 600 * 0,17 = 1 224 lt/gdia- Afilado de barrenos = 0,25 * 3 600 * 6 * (2/40) = 270 lt/gdia

C O N T R O L D E T I E M P O S

Labor : Tajo 605-W Personal: Pedro RojasGuardia:Día Juan Macuri

ANTES DE LA PERFORACION Minutos Horas

1. Caminatas 7.00 0.112. Inoperativos 40.00 0.673. Lavado de frente 10.00 0.174. Desate de rocas 20.00 0.335. Preparación de la plataforma 15.00 0.256. Instalación del equipo 20.00 0.337. Prueba de la máquina 6.00 0.10

SUB TOTAL 118.00 1.97

DURANTE LA PERFORACION

1. Desate de rocas 22.56 0.682. Cambio de barrenos (a) 16.01 0.263. Posicionamiento – empate (a) 20.22 0.344. Perforación – barrido (a) 155.90 2.59 5. Retiro de barreno (a) 5.47 0.096. Barreno plantado (a) 7.84 0.13

SUB TOTAL 228.00 3.80

ALMUERZO

SUB TOTAL 30.00 0.50

DESPUES DE LA PERFORACION

1. Caminatas 7.00 0.122. Inoperativos 30.00 0.503. Desinstalación del equipo y traslado 15.00 0.254. Preparación de 27 cebos 12.00 0.205. Carguio de taladros 30.00 0.506. Preparador del chispeador 3.00 0.057. Chispeo manual 7.00 0.12

SUB TOTAL 104.00 1.73

T O T A L 480.00 8.00(a) Control de tiempos de perforación (in situ).

ATMOSFERAS SEGÚN LAS NORMAS U.S.A. - 1962

ALTITUDm

PRESIONlb/pulg²

TEMPERATURA°C

DENSIDADlb/pie²

0 14,689 15,0 0.076100 14,515 14,4 0,076200 14,341 13,7 0,075300 14,167 13,1 0,074400 14,007 12,4 0,074500 13,848 11,8 0,073600 13,674 11,1 0,072800 13,355 9,8 0,071100 13,036 8,5 0,069

1200 12,717 7,2 0,0681400 12,412 5,9 0,0671600 12,108 4,6 0,0651800 11,181 3,3 0,0642000 11,528 2,0 0,0632200 11,238 0,7 0,0622400 10,926 0,6 0,0602600 10,701 1,9 0,0592800 10,426 3,2 0,0583000 10,165 4,5 0,0573200 9,918 5,8 0,0563400 9,657 7,1 0,0543600 9,411 8,4 0,0533800 9,179 9,7 0,0524000 8,947 11,0 0,0514500 8,367 14,2 0,0485000 7,830 17,5 0,0465500 7,323 20,7 0,0436000 6,844 24,0 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.

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

EjemploUna 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.

SoluciónR = 60 min/hora * (10 pulg/min * 0.0254 m/pulg) * 8 hora/odia * (4.50/8) = 68.58 m de tal/gdiaAvance = 68.58 m de tal/odia/30 tl/odia = 2.29 m

EjemploUna 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.

SoluciónNo. Taladros/gdia = (3.50 horas * 60 min/hora)/6 min/tal = 35 taladrosR = 60 * (12 * 0.0254 m/pulg) * 6 min/tal * (3.50/8) = 48.01 m/gdiaAvance 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:

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 añoFi = (n + 1)/2n

Donde:a = AmortizaciónA = Monto invertido, monto del préstamo o Valor Presentei = Tasa de interésn = 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.

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.

6.- Costo de Implementos de Seguridad 6.a.- Para Perforista y Ayudante

IMPLEMENTOS Cant. Costo Duración Costo/gdia

$ Guardias $Casco minero 1 10 1560 0.0064Tapones para oídos (par) 1 2 52 0.0385Anteojos de seguridad 1 4 156 0.0256Respirador contra polvo 1 9 312 0.0289Filtro para respirador 1 1 6 0.1667Guantes de cuero (par) 1 3 13 0.2308Botas de jebe (par) 1 28 104 0.2692Pantalón de jebe 1 20 104 0.1923Saco de jebe 1 20 104 0.1923Mameluco 1 8 156 0.0513Lámpara a batería 1 100 1560 0.0641Correa porta-lámpara 1 12 936 0.0128TOTAL $ 1.2789

6.b.- Para Supervisores MinaExcluyendo 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 BarrenosEs 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. Costo$

DuraciónGuardias

costo/gdia$

Barretilla de 8 pies 1 15 156 0.0961Llave Stillson 18 pulgadas 1 30 312 0.0961Sacabarreno hechizo 1 5 312 0.0160Pico 1 9 156 0.0577Lampa 1 9 156 0.0577Combo de 6 libras 1 10 312 0.0321Cucharilla de 6 pies 1 3 120 0.0250Atacador de madera 1 2 20 0.1000Punzón 1 0,5 52 0.0096Cuchilla 1 0,1 78 0.0013Fósforo (cajita) 1 0,06 26 0.0023Manguera de aire (m) 10 60 208 0.2885Manguera de agua (m) 10 45 208 0.2164Aceite de lubricación 1/8 1 1 1.0000TOTAL 1.9986

8.- Costo de Salarios/Leyes Sociales/IndemnizacionesAl 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 SocialesEsSalud 9.00 %SNP (Sistema Nacional de Pensiones) 11.00 %SCTR (Seguro Complementario de Trabajo de Riesgo Ley 26790, se paga a seguros particulares) 3.60 %IES (Impuesto Extraordinario de Solidadridad, ex fonavi) 2.00 % Sub total 25.60 %

Indemnizaciones

Tiempo de servicios (30 tareas) 9.90 %Gradtificaciones (60 tareas) 19.80 %Vacaciones (30 tareas) 9.90 %Enfermedad (D.L. No. 22482, 20 tareas) 6.60 %Dominicales (52 tareas) 17.16 %Feriados (10 tareas) 3.30 % Sub total 66.66 %

TOTAL 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 perforadoDonde:Costo adquisición juego = Costo de c/u de los barrenos utilizados

Vida útil juego:Patero 700 pies con 6 afiladasSeguidor 700 pies con 8 afiladasTotal 1400 pies

Pies perforados por taladro de 5 pies y por guardia:Patero 2 pie/tal * 27 tal = 54 pies/gdiaSeguidor 3 pie/tal * 27 tal = 81 pies/gdiaTotal 135 pies/gdia

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/m1m = 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 $ 3,300Vída útil, 20 meses (150,000 pies)

Afiladora GRINDEX SENIORCosto de adquisición $ 2,200Vida útil, 60 meses

Barrenos IntegralesPatero $ 89Seguidor $ 107Total $ 196

Tasa de interés: 1.5% mensual1 mes, 26 días1 día, 2 guardias (excepto Afilado de Barrenos)

Costo Aire Comprimido: 0.0010 $/pie3

Horas totales de perforación: 3.43 horasHoras totales de lavado del frente: 0.17 horasHoras totales de afilado de barrenos: 6 horasBarrenos afilados por guardia: 40 Costo de agua: 0.000008 $/ltSalarios:

Perforista $ 5.50Ayudante $ 4.50Afilador $ 5.00Capataz $ 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 $/unidadCosto mecha de seguridad: 0.36 $/mLongitud de mecha por taladro: 2.10 mToneladas rotas por disparo: 30.33 TMSCartuchos por taladro a cargar: 5Taladros a cargar: 27Consumo aire para perforación a cota de trabajo: 391.16 CFMConsumo aire para afilado a cota de trabajo: 38.25 CFMConsumo agua para perforación: 6,354 lt/gdiaConsumo agua lavado frente: 1,224 lt/gdiaConsumo agua para afilado barrenos: 540 lt/gdia

Solución:

1.- Amortización1.a.- Perforadora:a = 3 300[((1 + 0.015)20 * 0.015))/((1 + 0.015)20 - 1))]a = 192. 21 $/mesa = 192.21/(1 mes * 26 dias/mes * 2 gdia/día) = 3.70 $/gdia1.b.- Afiladora:a = 2 200[((1 + 0.015)60 * 0.015))/((1 + 0.015)60 - 1))]a = 55.87 $/mesa = 55.87 $/mes/(1 mes * 26 Gdia/mes * 1 gdia/día) = 2.15 $/gdiaa = 2.15 $/gdia * (2 barrenos/40barrenos/gdia) = 0.11 $/gdia

Nota: 2/40 significa el número de barrenos afilados utilizados enla labor (2) con relación al número de barrenos afiladosdurante la guardia (40).

2.- Depreciación2.a.-Perforadora:D = (0.80 * 3,300 $)/(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) = 2.54 $/gdia

2.b.- Afiladora:D = (0.80 * 2,200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día) = 0.06 $/gdia

3.- Mantenimiento3.a.- Perforadora:M = 3,300 $ /(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) = 3.17 $/gdia

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 seguridadPerforista 1.2789 $/gdiaAyudante 1.2789 $/gdiaCapataz 0.5801/8 0.0725 $/gdiaSobrestante 0.5801/24 0.0242 $/gdiaJefe de Mina 0.5801/71 0.0081 $/gdiaSuperintendencia 0.5801/100 0.0058 $/gdiaAfilador 1.2789 * (2/40) 0.0640 $/gdia

= 2.7324 $/gdia Nota: Se halló anteriormente

7.- Costo de herramientas y accesorios para perforación y voladura Se halló anteriormente = 1.9986 $/gdia

8.- Costo de salariosPerforista 5.5 * 1.9266 10.60 $/gdiaAyudante 4.5 * 1.9266 8.67 $/gdiaAfilador 5 * 1.9266 * (2/40) 0.48 $/gdiaCapataz 7 * 1.9266/8 1.69 $/gdiaSobrestante 10 * 1.9266/24 0.80 $/gdiaJefe de Mina 15 * 1.9266/72 0.40 $/gdiaSuperintendente 20 * 1.9266/100 0.39 $/gdia

= 21.79 $/gdia

9.- Costo de barrenos= (196 $ * 135 pie/gdia perforad)/1400 pie VU = 18.90 $/gdia

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

VIDA DE ACCESORIOS DE PERFORACION

ACCESORIO TAJO ABIERTO SUBTERRANEOBarrenos integrales- Intervalo de afilado- Vida de servicio

20 – 250 m150 – 800 m

20 – 250 m200 – 800 m

Brocas de pastillas- Intervalo de afilado- Vida de servicio

20 – 150 m200 – 1200 m

20 – 150 m250 – 1200 m

Brocas de botonesDiámetro menor a 64 mm- Intervalo de afilado- Vida de servicioDiámetro menor de 57 mm- Intervalo de afilado- Vida de servicio

60 – 300 m400 – 2500 m

100 – 300 m300 – 1300 m

250 – 1300 m

Varillas extensibles- Vida de servicio 600 – 1800 m 1000 – 1600 mManguitos 100 % vida varillas 100 % vida varillasAdaptadoresVida de servicio- Perforadoras neumáticas- Perforadoras hidráulicas

1500 – 2000 m3000 – 4000 m

1200 – 1600 m2500 – 3500 m

(*) ESTIMATED MAXIMUN PULLDOWN (= 810 * diameter²)

Diameter (in) Max Pulldown (lbs) Diameter (in) Max Pulldown (lbs)5 7/8 27,958 10 5/8 91,441

6 29,160 11 98,0106 ¼ 31,641 12 ¼ 121,5516 ¾ 36,906 13 ¾ 153,141

7 7/8 50,233 14 ¾ 176,2268 ¾ 62,016 15 182,2509 65,610 17 ½ 248,063

9 7/8 78,988

(*) 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)/NDonde:D = Diámetro del tricono; pulgadas

E = Empuje sobre la roca; miles de librasVp = Velocidad de penetración; m/horaN = Velocidad de rotación; RPM

EjercicioHallar 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.

SoluciónVida 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

Brocas de plaquitas tipo cincel Intervalo entre afiladas Duración en servicio

20 – 25 m250 – 350 m

150 m900 – 1200 m

Brocas de botones Intervalo entre afiladas Duración en servicio

60 – 100 m350 – 600 m

300 m900 – 1200 m

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); lbEl Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D ; lb/pulgEl 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/pulg2 (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)

PERFORACION HIDRAULICA.

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 piesEficiencia del operador 75 %Velocidad de perforación 3 pie/minTiempo de cambio/colocación de varillas 1.8 minLongitud de taladros por cambio de broca 230 piesTiempo medio de cambio de broca 1.5 minHallar 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/horaTaladros 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)

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 operadorPj = Producción del jumbo/operador; m/hora LV = Longitud de la varilla; mVP = Velocidad de penetración; m/hora

Tm = Tiempo de sacar varilla, movimiento de la deslizadera y emboquillado; 1 a 2 min

Tb = Tiempo de cambio de broca; 1.5 a 3 minLb = Metros de barreno por cada broca; me = eficiencia del operador; 0.5 a 0.8

g.- Equipos

g.1.- Truck drill

O vagones (carretones) de perforación mecanizada montados sobre llantas u orugas. 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 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.

La fuerza de propulsión es neumática, eléctrica (hidráulica) o diesel.

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.

Cálculos

Velocidad de penetración

VP = (43 * Pm1/2 * dp2)/Rc *(35/(RC + 1) *D2 * D1/D)Donde:VP = Velocidad de penetración; m/horaP.m. = Presión del aire a la entrada del martillo; lb/pulg2

dp = Diámetro del pistón; pulgD = Diámetro del barreno; pulgRC = 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/minPM = Potencia de la perforadora; kgm/minRe = Rendimiento de transmisión de energía; 0.6 a 0.8D = Diámetro del barreno; cmEv = Energía específica por unidad de volumen; kgm/cm3

d.- Cálculos

d.1.- Selección de un Tricono

El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente: EM = (810 * D2

/9); lbEl Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D ; lb/pulgEl 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/pulg2 (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 detritusVa = (573 * Pr)/(Pr + 1) * Dp0.6

Donde:Va = Velocidad ascencional; m/minPr = Densidad de la roca; gr/cm3Dp = Diámetro de la partículo; mm

VELOCIDADES ASCENSIONALES RECOMENDADASTIPO DE ROCA VELOCIDAD MINIMA

m/minVELOCIDAD

MAXIMA m/minBlanda 1.20 1.80Media 1.50 2.10Dura 1.80 2.40

d.3.- Caudal de aire necesarioQa = Ab * Va = Va * (D2 – d2)/1.27Donde:Ab = Area de la corono circular entre la barra y la pared del taladro; m2D = Diámetro del taladro; md = Diámetro de la barra; m

d.4.- Empuje sobre la rocaEm = 28.5 * RC * DDonde¨Em = Empuje mínimo; librasRC = Resistencia a la compresión de la roca, MPaD = Diámetro del tricono; pulgadas

EMPUJES LIMITES RECOMENDADOSDIAMETRO TRICONO

pulgadasEMPUJE LIMITE

libras5 1/8 21,0006 ¼ 31,0006 ¾ 37,0007 7/8 50,000

9 65,0009 7/8 79,00012 ¼ 121,000

d.5.- Velocidad de rotaciónLa velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación hasta un límite impuesto por la evacuación de los detritus.

TIPO DE ROCA VELOCIDAD DE ROTACION RPM

Blanda 75 – 160Media 60 – 80Dura 35 – 70

d.6.- Potencia de rotaciónHPr = (Nr * Tr)/5,250Donde:HPr = Potencia de rotación; HPNr = Velocidad de rotación; RPMTr = 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 ROCOSAROCA RESISTENCIA A LA

COMPRESION MPaCONSTANTE K

Muy blanda - 14.10-5

Blanda - 12.10-5

Medio blanda 17.5 10.10-5

Dura 210 6.10-5

Muy dura 476 4.10-5

d.7.- Velocidad de penetraciónVp = K * Nr * P’Donde:Vp = Velocidad de penetraciónK = Constante que engloba condiciones reales que ensayos de perforabilidad no produceNr = RPMP’ = Avance del tricono por cada revolución

d.8.- Vida útil del triconoVUt = 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, 15Profundidad media de los taladros incluyendo sobreperforación, 12.1 mSobreperforación 2.00 mTiempo de perforación por taladro 16.10 minPeso específico (p.e.) del mineral 2.83Tiempo de recuperación columna de perforación 1.10 min/talTiempos de mantenimiento, reparación, refrigerio, trasalados, etc. 2.5 horas/gdiaHallar los resultados con las fórmulas descritas.Solución:

TT/tal = 16.10 + 1.10 = 17.20 min/tal % = 8 – 12.5/8 = 68.75 %V = 12.5/17.20 = 0.73 m/minTT/Gdia = 15 * 12.5/0.73 * 0.6875 = 374 min/gdiaTiempo demoras perforación = 8 – 6.23 = 1.77 horas/gdiaTon rotas = 12 * 20 * (12.5 – 2) * 2.83 = 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; HPRR = Resistencia al rodamiento; lbs = U * W * 0,001

U = Coeficiente de tracción15 a 30 para tren de rodaje sobre rieles400 para tren de rodaje sobre orugas100 a 250 para tren de rodaje sobre llantas

W = Peso del pistón; lbsGR = Resistencia de la gradiente; lbs = % * W * 0,01S = Velocidad; 80 a 500 pie/minEm = Eficiencia de impulso mecánico; 0,80 a 0,95Eh = Eficiencia de impulso hidrostático; 0,50 a 0,75

d.- Cálculos de rastrillaje

1.- Cálculo de trabajo efectivo o útilEste 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 MadrigalTajo 6-40Guardia de DíaDistancia media de rastrillado, 45 metros

ACTIVIDADES PERFOR/RASTRILLADO RASTRILLADOCaminatas 45 minutos 20 minutosInoperativos 135 minutos 40 minutosDesate de roca 30 minutos 25 minutosInstalación de cables 20 minutos 10 minutosAlmuerzo 30 minutos 30 minutosTrabajo efectivo 205 minutos 345 minutosTiempo acarreo (ta) 1,20 minutosTiempo retorno vacío (tr) 0,90 minutosTiempo demora carguío, Descarguío y cambio de Direcciones (t)

0,18 minutos

Tiempos muertos 1,00 minutos Tiempo/ciclo 3,28 minutosTonelaje Rastrillado 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/mindr = Distancia de recorrido del rastrillo; pieta = Tiempo medio de acarreo de mineral; mintr = Tiempo medio de retorno vacío; min

Es conveniente tener presente que los fabricantes regulan la velocidad de sus rastrillos en condiciones ideales.

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; piesdr = Distancia media de rastrillado; piesVr = Velocidad real de rastrillado; pie/mint = 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 cicloDonde: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. 1TE = 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.) * 35,52Donde:p.e. = Peso específico del mineral35,52 = 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:Distancia de recorrido del rastrillo, 45 m ó 147,6 piesPeso específico del mineral, 2,96Demás datos se encuentran en cálculo No. 1Solución:

VR = ((147,6/1,10) + (147,6/0,80))/2 = 159,34 pie/minLt = (2 * 147,6) + (0,18 * 159,34) = 323,88 pies

NV/hora = 60/3,28 = 18,29CR en ton/viaje = (50/5,75)/18,29 = 0,48CR en ton/hora = 50/5,75 = 8,70CR en pie3/viaje (0,48/2,96) * 35,32 = 5,73CR en pie3/hora = 5,73 * 18,28 = 104,74CR en NV/gdia = 50/0,48 = 104,17

ó también = 18,29 * 5,75 = 105,17

e.- Cálculo de winches

1.- Cálculo de resistencia del material al desplazamiento

Rm = Wm * fm; lbsDonde:Rm = Resistencia del material al desplazamiento; lbsWm = Peso del material rastrillado; lbsWm = 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 metálicos0,7 para Metálicos

2.- Cálculo de resistencia del rastrillo al desplazamiento

Rr = Wr * frDonde:Rr = Resistencia del rastrillo al desplazamiento; lbsWr = 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 metálicos0,5 a 0,7 para Metálicos

3.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo con carga

Etc = (Wr + Wm) * fcrDonde:Etc = Esfuerzo de tracción del rastrillo con carga; lbsWm = Peso del material rastrillado; lbsfcr = Coeficiente de fricción cable - roldana; 1,1 a 1,7

4.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo durante el llenado

Etll = (Wm + Wr) * fMDonde: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; HPVR = Velocidad real de rastrillado; milla/hora = (pie/min * 60 min/hora)/(3,28 * 1 609,32 m/milla)375 = Constante para transformar a HPe = 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 * TiempoDonde:E = Consumo de energía eléctrica por hora; KWHPotencia = Fuerza eléctrica absorbida por el motor del winche; KW

= (3 * V * I * cos * e)/1 000V = Voltaje o tensión; VI = Amperaje, intensidad de electricidad que pasa por el conductor, dividida por el

tiempo; Ampcos = 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, 2,96Eficiencia por condiciones de trabajo, 80%Peso del rastrillo tipo cajón, 800 lbs (según tabla)Coeficiente de fricción del material, 0,7Coeficiente de fricción cable - roldana, 1,3Coeficiente de fricción del material, 1,6Eficiencia del motor eléctrico, 0,8Voltaje, 440 VAmperaje, 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 = 703,57 lbsRr = Wr * fr Wr = 800 + 160 = 960 lbsRr = 960 * 0,6 = 576 lbsEtc = 960 + 1 005,10) * 1,3 = 2 554,63 lbsEtll = (1 005,10 + 960) * 1,6 = 3 144,16 lbsHPc = (Etc * VR)/(375 * 0,8) VR = (159,34 * 60)/(3,28 * 1 609,32) = 1,81 milla.horaHPc = (2 554,63 * 1,81)/(375 * 0,8) = 15,41 HP HPll = (3 144,16 * 1,81)/(375 * 0,8) = 18,97 HPE = Potencia * Tiempo Potencia = (3 * 440 * 90 * 0,87 * 0,8)/1 000 = 47,74 KW Tiempo = 1 horaE = 47,74 * 1 = 47,74 KWH

f.- Cálculo de costos de rastrillado

Ejercicio:

DESCRIPCION Unid. Cant. Costo Total$

Vida Utilmes

Winche eléctrico 2T 40 HP c/u 1 2 100 72Rastrillo tipo cajón 42” c/u 1 500 30Cable de acero 5/8” m 50 480 12Cable de acero ½” m 100 520 12Cable eléctrico AWGNYY m 80 1 500 72Roldanas 8” c/u 2 280 24Cáncamos hechizo c/u 6 6 1Cuñas hechizas c/u 6 3 1Cable de acero usado m 6 4 3

1 mes = 26 días1 día = 2 guardiasHoras efectivas de rastrillado = 5,75 horasTon/gdia rastrilladas = 50 TMHConsumo de energía eléctrica = 47,74 KWHCosto de energía eléctrica = 0,04 $/KWHTasa 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. AmortizacionesWinchea = 2 100[((1 + 0,018)72 * 0,018)/((1 + 0,018)72 - 1)] = 52,27 $/mesa = 52,27/(1 * 26 * 2) = 1,01 $/gdia

Rastrilloa = 500[((1,018)30 * 0,018)/((1,018)30 - 1)] = 21,72 $/mesa = 21,72/(1 * 26 * 2) = 0,42 $/gdia

Cable tractora = 480[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)] = 44,83 $/mesa = 44,83/(1 * 26 * 2) = 0,86 $/gdia

Cable riela = 520[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)] = 48,57 $/mesa = 48,57/(1 * 26 * 2) = 0,87 $/gdiaCable eléctricoa = 1 500[((1,018)72 * 0,018)/((1,018)72 - 1)] = 37,33 $/mesa = 37,33/(1 * 26 * 2) = 0,72 $/gdia

Roldanasa = 280[((1,018)24 * 0,018)/((1,018)24 - 1)] = 14,47 $/mesa = 14,47/(1 * 26 * 2) = 0,28 $/gdia

2. DepreciacionesWincheD = (2 100 * 0,8)/(72 * 26 * 2) = 0,45 $/gdia

RastrilloD = (500 * 0,8)/(30 * 26 * 2) = 0,26 $/gdia

Cable tractorD = (480 * 0,8)/(12 * 26 * 2) = 0,62 $/gdiaCable rielD = (520 * 0,8)/(12 * 26 * 2) = 0,67 $/gdia

Cable eléctricoD = (1 500 * 0,8)/(72 * 26 * 2) = 0,32 $/gdia

RoldanasD = (280 * 0,8)/(24 * 26 * 2) = 0,18 $/gdia

3. Mantenimientos:WincheM = 2 100/(72 * 26 * 2) = 0,56 $/gdia

RastrilloM = 500/(30 * 26 * 2) = 0,32 $/gdia

Cable tractorM = 480/(12 * 26 * 2) = 0,77 $/gdia

Cable rielM = 520/(12 * 26 * 2) = 0,83 $/gdia

Cable eléctricoM = 1 500/(72 * 26 * 2) = 0,40 $/gdia

RoldanasM = 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. JornalesWinchero 5,8 * 1,8226 10,57 $/gdiaAyudante 4,8 * 1,8226 8,75 $/gdiaCapataz 8,0 * 1,8226/6 2,43 $/gdiaJefe de Sección 10 * 1,8226/18 1,01 $/gdiaSobrestante 12 * 1,8226/40 0,55 $/gdiaJefe de Mina 15 * 1,8226/80 0,34 $/gdiaSuperintendente 20 * 1,8226/170 0,21 $/gdia = 23,86 $/gdia

SUBTOTAL:Amortizaciones 4,16 $/gdiaDepreciaciones 2,50 $/gdiaMantenimientos 3,10 $/gdiaCáncamos 0,12 $/gdiaCuñas 0,06 $/gdiaCable usado 0,03 $/gdiaEnergía eléctrica 13,11 $/gdia

Jornales 46,44 $/odia

9. Otros10% de los costos anteriores = 4,69 $/gdia

COSTO TOTAL = 51,63 $/día

COSTO/TON = (51,63 $/gdia0/(50 TMH/día)

= 1,03 $/TON

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)/feDonde: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; minDonde: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; mint2 = Duración promedio de cambio de carro lleno por vacío; min

4.- Tiempo de carga, transporte y descarga del convoy

Tconvoy = Tcarro * n + t3; minDonde:n = Número de carros del convoyt3 = Tiempo promedio del ciclo transporte con carga, vaciado y transporte de regreso vacío

del convoy; min

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 * TEDonde:TE = Trabajo efectivo de la pala; horas

7.- Tonelaje transportado por hora

Ton/hora = CRC * p.e. * Convoy/hora * nDonde: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 mFactor de corrección geométrica, 0,775Factor de llenado, 0,80Factor de esponjamiento, 1,60Pala mecánica con capacidad de cuchara de 0,198 m3

Tiempo carguío - descarguío de la cuchara, t1 = 1 minTiempo cambio de carro vacío por lleno, t2 = 2 minTiempo transporte y vaciado, t3 = 12 minTiempo efectivo de trabajo, TE = 4,5 horasNúmero de carros del convoy, 8Factor de utilización de la pala, 0,85Peso específico del mineral, 2,8

Solución:

CRC = (0,97 * 0,81 * 1,91 * 0,755 * 0,80)/1,6 = 0,57 m3

CRP = (0,198 * 0,80)/1,6 = 0,10 m3

Tcarro = ((0,57/0,10) * 1) + 2 = 7,7 minTconvoy = (7,7 * 8) + 12 = 73,6 minConvoy/hora = (60 * 73,6) * 0,85 = 0,69Convoy/gdia = (0,69 * 4,5 = 3,11

Ton/hora = 0,57 * 2,8 * 0,69 * 8 = 8,81Ton/gdia = 8,81 * 4,5 = 39,65f.- Cálculo de costos de paleado mecánico

Ejercicio:Se tienen los siguientes datos:Costo de Pala EIMCO 21 incluido accesorios, $ 9 200Vida útil, 10 añosTasa de interés, 1,5% mensualHoras efectivas de trabajo, 4,5 horasCota de trabajo, 4 500 m.s.n.m.Presión manométrica a cota de trabajo, 85 psiConsumo de aire al nivel del mar, 247 pie3/minCosto de aire comprimido, 0,0003 $/pie3

Días de trabajo por mes, 26Guardias por día, 2Tonelaje cargado por día, 39,65Salario del Operador de la Pala, $ 5,80Salario del Ayudante, $ 4,20Salario 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 * FF = (14,689 * (85 + 8,947))/(8,947 * (14,689 + 85)F = 1,55= 247 * 1,55 = 382,85 pie3/minCosto/gdia = 382,85 * 60 * 0,0003 * 4,5 = 31,01 $/gdia

5. SalariosOperador 5,8 * 1,8226 10,57 $/gdiaAyudante 4,2 * 1,8226 7,56 $/gdia

Capataz 8,0 * 1,8226/6 2,42 $/gdiaJefe de Sección 10 * 1,8226/18 1,01 $/gdiaSobrestante 12 * 1,8226/40 0,55 $/gdiaJefe de mina 15 * 1,8226/80 0,34 $/gdiaSuperintendente 20 * 1,8226/170 0,21 $/gdia = 22,77 $/gdia

SUBTOTAL = 56,23 $/gdia

6. Otros10% de los costos anteriores = 5,62 $/gdia

TOTAL = 63,33 $/gdia

COSTO/TON = 63,33/39,65 = 1,60 $/TON

PALAS HIDRAULICAS FRONTALES

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

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 segTiempo de desquinche talud 85 segTiempo de cambio de posición de la pala 70 seg Tiempo de limpieza del piso por el tractor 215 segTiempo perdido en otros factores improductivos 150 segTiempo de espera para cargar al siguiente volquete 1980 segTiempo de carga cuchara 1300 seg/gdiaTiempo de giro para descargar 720 seg/gdiaTiempo de descarguío 610 seg/gdiaTiempo de giro retorno 700 seg/gdiaTiempo de transporte volquetes 18 minutosTiempo de reparación motor de cable de izamiento 35 minCapacidad de volquete Lectra haul M100 35.70 m3Eficiencia de carguío 85 %Número de ciclos de pala 110 ciclos/palaNúmero de viajes/volquete 17 viaje/gdiaTiempo de operación asignado 420 min/gdia

Calcular:1.- Ciclo de la pala2.- Eficiencia de trabajo de la pala3.- Número de volquetes cargados/gdia4.- Número de volquetes necesarios para operación operación óptima de pala5.- Rendimiento de la pala

Solución:1.- Ciclo de la pala T/ciclo = (1300 + 720 + 610 + 700) = 3330 seg/gdia Tiempo/cuchara = 3330/ 110 = 30.27 seg/cuchara2.- 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 volquetes5.- 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 máquinaL = Longitud entra las ruedas guíaM = Longitud de las orugasN = Ancho de las orugas.

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; lbsPL = Peso de la locomotora; TCRr = Coeficiente de resistencia debido a la fricción o rodamiento 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/TCRodajes cilíndricos = 15 a 20 lbs/TCRodajes 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 carrosPc = Peso de cada carro vacío; TCPm = Peso del mineral en cada carro; TC

3. Peso de la locomotora PL = (PC * (Rr + Rg))convoy/(500 - (Rr + Rg))locomotora

4. Número de viajes por guardia NV/gdia = (Horas efectivas de trabajo)/(hora/ciclo)

5. Tonelaje por viaje

Ton/viaje = (Ton/gdia)/(NV/gdia)

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); lbsV = Velocidad; milla/horae = Eficiencia del motor; oscila entre 0,7 a 0,9

8. Consumo de corriente eléctrica convoy con mineral Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760

Donde:Distancia = Longitud recorrida; piesEn = Esfuerzo necesario de tren con carga; lbs1 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: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 200 a 300 ohm

11. Peralte * Peralte = (5 * V2)/R

Donde:Peralte = Pendiente lateral de la vía o diferencia de cota entre las rieles en curvas; mmV = Velocidad del tren; km/horaR = Radio de curvatura; m

* Según Tratado de Laboreo de Minas por H. Fritzche. Tomo I - Pág. 356

Ejercicio No. 1:

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 horasGradiente de la vía 0,4%Peso de cada carro vacío 1 800 lbsCapacidad de cada carro 3 315 lbs mineral económico

2 300 lbs rellenoEficiencia del motor 0,90Velocidad media del tren 9 km/horaCarros con rodajes de bolasLocomotora con rodajes cilíndricosTiempo de cada ciclo (mineral - relleno) 25 minutosHallar:

1) Número de viajes por guardia2) Peso del convoy con mineral3) Peso del convoy con relleno4) Peso del tren con mineral5) Peso del tren con relleno6) Tonelaje de mineral por viaje7) 7. Tonelaje de relleno por viaje

8) Esfuerzo tractor necesario con mineral9) Esfuerzo tractor necesario con relleno10) Potencia del motor con mineral11) Potencia del motor con relleno12) Consumo de corriente con mineral13) Consumo de corriente con relleno14) 14. Consumo de corriente por ciclo

Solución:1. NV/gdia = 6/(25/60) = 14,42. Peso convoy con mineral = 10 * (1 800 + 3 315) = 51 150 lbs = 25,58 TC3. Peso convoy con relleno = 10 * (1 800 + 2 300) = 41 000 lbs = 20,50 TC4. Peso tren con mineral = PL + PC

PL = (25,58 * (30 + 8))/(500 - (20 + 8) = 2,06 TCPtren = 2,06 + 25,58 = 27,64

Tolva

Ore Pass

WastePass

M

R

5. Peso tren con relleno = 20,5 + 2,06 = 22,56 TC6. Ton/viaje mineral = 10 * (3,315/2 000) = 16,58 TC7. Ton/viaje relleno = 10 * (2 300/2 000) = 11,50 TC8. Esfuerzo con mineral = (2,06 * (20 - 8) + (25,58 * (30 - 8) = 587,48 lbs9 Esfuerzo con relleno = (2,06 * (20 + 8) + (20,50 * (30 + 8) = 836,68 lbs10. Potencia motor mineral = (587,48 * (9/1.60932)/(375 * 0,9) = 9,7 HP11. Potencia motor relleno = (836,68 * (9/1,60932)/(375 * 0,9) = 13,86 HP12. Corriente eléctrica mineral = ((530 * 3,28) * 587,48)/1 760 = 580,27 watt-hora13. Corriente eléctrica relleno = ((530 * 2,28) * 836,68)/1 760 = 826,41 watt-hora14. Corriente eléctrica ciclo = 580,27 + 826,41 = 1 406,68 watt-horaEjercicio 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:

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 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)) = 554 lbsEn D-C = (2 * (10 + 12)) + (18,5 * (20 + 12)) = 636 lbsEn C-B = (2 * (10 - 10)) + (18,5 * (20 - 10)) = 185 lbsEn B-A = (2 * (10 + 20 * 0,5)) + (18,5 * (20 * 0,5)) = 595 lbsEn A-332 = (2 * (10 - 8)) + (18,5 * (20 - 8)) = 226 lbsEn 370-332 = (554 + 636 + 185 + 595 + 266)/5 = 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%.

Hallar:1. Número de viajes2. Toneladas por viaje3. Número de carros necesarios4. Peso del tren con carga

Ore PassOre Pass

B

A

OP 370

OP 332+

++

--

0.4%0.5%

0.4%DC

B

A0.6%0.5%

Solución:

1. NV = 4/((10min/ciclo)/(60 min/hora) = 242. Ton/viaje = 360 TC/24 viajes = 153. Ncarros = (15 * 2 000)/3 000 = 104. Peso tren carga = Pc + PL

PC= 10(1 880 + 3 000) = 48 800 lbs = 24 TCPL = (24 * (20 + 10))/(500 - (10 + 10)) = 1,5 TC

= 24 + 1,5 = 25,5 TCEjercicio 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 mPeso de cada riel 30 lb/ydEspaciamiento entre durmientes 0,51 mTrocha 24” (0,61 m)Clavo rielero de 4”

Hallar:Cantidad y peso de rielesDimensiones y cantidad de durmientesCantidad de eclisas, pernos y clavos rielerosSolución:

1. Cantidad de rieles= (500 m/10 m) * 2 collera = 100 rieles

2. Peso de rieles= 10 m * 100 rieles * 30 lb/yd * 1,034 = 32 820 lbs = 16,41 TC

3. Dimensiones de las durmientesLongitud = 2 * trocha = 2 * 24” = 48” (1,22 m)Espesor = 0,25 + longitud clavo = 0,25 + 4 = 4,25” (0,11 m)Ancho = espesor + 0,04 = 0,11 + 0,04 = 0,15 m

4. Cantidad de durmientes= longitud vía/separación de durmientes= 500 m/0,50 = 1 000

5. Cantidad de eclisas= empalmen * eclisa/collera= ((500/10) - 1) * 2 = 98 eclisas

6. Cantidad de pernos= 98 eclisas * 4 pernos/eclisa = 392 pernos

7. Cantidad de clavos= (durmientes * 4) + (empalmes * 8)= (980 * 4) + (20 * 8) = 4 080 clavos = 1 347 lbs

MINERIA SIN RIELES

10.3.- Scooptram Diesel

a.- CaracterísticasSon 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.

CARACTERISTICASWAGNER

ST 13EIMCO

912EIMCO

915JARVIS CLARK

JS 100 E

JARVIS CLARK JS 500

FRANCE LOADER

CT 500 HECapacidad; yd³ 13 2.25 5 1 5 0.42Potencia; HP 300 100 180 40 185Peso; kg 45050 18145Dimensiones; mAnchoAlturaLongitud

3.042.18

11.48

1.661.607.80

2.461.728.69

1.221.835.16

2.442.138.89

0.801.113.54

Radio de giro; mInteriorExterior

3.666.30

2.856.17

2.614.17

3.286.30

1.422.50

ATLAS COPCO

Características ST 1A ST 2D ST 700 ST 7.52 ST 15 ZCarga; TM 1.36 3.62 6.50 12.25 20.40Cuchara; yd³ 1.00 2.50 4.20 7.50 15.00Motor; HP 65 139 180 300 475Dimensiones; mAnchoAlturaLongitudAltura de descarga

1.221.935.281.85

1.652.206.632.52

2.042.118.532.79

2.572.62

10.513.43

3.403.10

12.405.00

Volquete de Bajo Perfil (Teletram, Dumper o Camión)

a) CaracterísticasEl 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 WAGNER MT 413 30

ELMACD 10 4ª

MT 420 DUX DT 30

MAN MKA 12.1

Capacidad; yd³ 9 6.5 20 TM 30 TM 12 TMPotencia; HP 112 150 277Peso; ton 11.7 9.10 22.4DimensionesAncho; mAltura; mLongitud; m

1.911.88 - 3.99

6.96

1.852.26 – 6.00

6.55

2.842.188.68

2.822.419.95

1.831.908.42

Radio de giro; mInteriorExterior

2.343.18

2.844.98

4.047.82

5.298.99

5.307.96

10.8.- Cálculos para Scooptram

1. Capacidad real de cuchara CRC = (volumen cuchara * p.e. * fll)/fe

Donde:CRC = Capacidad real de la cuchara; TMSVolumen cuchara = Volumen o capacidad de la cuchara, dado por el fabricante; m3

p.e. = Peso específico del mineral; adimensionalfll = Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de la máquina, pericia del

operador, etc. Oscila entre 0,5 a 0,8fe = 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 = Serviciosr = RefrigerioM = MantenimientoR = Reparación

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; kgRg = 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/tonAceptable 40 kg/ton

6. Viajes por hora NV/hora = (60 min/hora * DF)/min/ciclo

7. Producción por hora Prod/hora = (CRC * NV/hora) * DF; TM

8. Producción por mes Prod/mes = Prod/hora * h.n.o. * gdia/día * días/mes; TM

Ejercicio:

Se tienen los siguientes datos:Volumen de la cuchara LHD 1,68m3

Peso específico de mineral 1,85Factor de llenado 0,9Factor de esponjamiento 1,3Horas 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, AceptablePeso del vehículo (volquete) 10 TonPeso del material cargado por volquete 13 TonTipo de piso, Tierra compactaCiclo 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 = 2,15 TMS2. EM = (8 - (0,50 + 1,75) * 100/(8 - 0,50) = 76,67%3. DF = 3,33 * 100/8 = 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) = 68,27 %5. FTN = ((10 * 1,5) + 40) * (10 + 13) = 1 265 kg6. NV/hora = (60 * 0.4163)/4 = 6,257. Prod/hora = 2,15 * 6,25 = 13, 44 TMS/hora8. Prod/mes = 13,44 * 3,33 * 2 * 26 = 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.

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 minTiempo de descarguío 0.18 minVelocidad con carga 133 m/minVelocidad sin carga 167 m/minTiempo de estacionamientos 1 min/ciclo

Disponibilidad Física (DF) 72 % y datos de REPORTE DE OPERADORFactor de llenado 0.8Factor de esponjamiento 1.6Peso específico 2.4Tonelaje 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 minTiempo de transporte sin carga = 32.16 m/167 m/min = 0.19 minCapacidad real de la cuchara = (2.5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.4 * 0.80)/1.6 = 2.29 TM/cucharaTiempo por ciclo = 0.42 + 0.24 + 1.00 + 0.18 + 0.19 = 2.03 min/cicloNV/hora = (60 min/hora/ 2.03 min/ciclo) * 0.72 = 21.28 viajes/horaProducción/hora = 2.29 TM/cuchara * 21.28 viajes/hora = 48.73 TM/horaTiempo 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.

Siguiendo este procedimiento, se adjunta un Cuadro de Cálculos para diferentes distancias, hasta 452 m de avance de la rampa (482 metros incluyendo distancia frente de limpieza-botadero)

CALCULOS DE LIMPIEZA – TRANSPORTE DEL FRENTE DE RAMPA

Distancia frente limpieza-bocamina; m 2.16 40 90 200 300 400 452Distancia frente limpieza a botadero; m 32.16 70 120 230 330 430 482Velocidad con carga; m/min 133 133 133 133 133 133 133Tiempo de transporte con carga; min 0.24 0.53 0.90 1.73 2.48 3.23 3.62Velocidad sin carga; m/min 167 167 167 167 167 167 167Tiempo de transporte sin carga; min 0.19 0.42 0.72 1.38 1.98 2.58 2.89Tiempo/ciclo; min/ciclo 2.03 2.55 3.22 4.71 6.06 7.41 8.11Viaje/hora 21.28 16.94 13.42 9.18 7.13 5.82 5.33Producción/hora; TM 48.73 38.79 30.73 21.02 16.33 13.33 12.21Tiempo de limpieza por disparo; hora 1.61 2.03 2.56 3.75 4.83 5.91 6.45. Comentario:Al haberse programado 2 horas de limpieza-transporte, este LHD cumplirá su objetivo hasta un avance de rampa de 110 metros desde el frente de disparo hasta el botadero.

En tiempo significa: 110 m/4.32 m/dia de avance real = 25.46 días efectivos de trabajo.

A partir de esta longitud de avance de rampa (110 metros) o después del 25.46 avo dia de trabajo efectivo, se deberá optar por:

1) Incrementar (duplicar) el tiempo de trabajo del LHD trabajando inclusive por etapas a fin de no retrazar los períodos de perforación-voladura. Esta alternativa podría ser viable hasta un avance aproximado de 350 metros de avance de rampa. Considerar necesariamente los problemas de ventilación que ello ocasionaría.

2) Incrementar el número de LHD de igual capacidad, haciéndolos trabajar por etapas (en serie) y aún en sobretiempos. Considerar los problemas de ventilación que conllevaría esta alternativa.

3) Cambiar por un LHD de mayor capacidad (yd3), lo que conllevaría a efectuar nuevos cálculos.4) Otras alternativas, inherentes.

10.9.- Cálculos para combinación LHD/VOLQUETE DE BAJO PERFIL

1.- Capacidad real de la tolva del volquete (CRT) CRT = (Capacidad tolva * fll)/fe; TM

2.- Número de cucharas por tolva = CRT/CRC

3.- Tiempo por ciclo de volquete = Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga, descarga, transporte sin carga y

estacionamientos (para cargar y descargar).

Ejercicio:

El trabajo de un LHD de 5 yd3 que carga en la labor mineral fragmentado hacia un Volquete de bajo perfil de 13 toneladas de capacidad teórica para su transporte hasta una distancia de 250 metros, se basa en los siguientes parámetros:

LHD:Tiempo de carguío cuchara 0.45 min/cicloTiempo de transporte con carga 0.15 min/cicloTiempo descarguío cuchara 0.30 min/cicloTiempo de transporte sin carga 0.12 min/ciclo

Tiempo de estacionamientos 0.40 min/cicloDistancia de acarreo carga zona carguío-volquete 8 metros

VOLQUETE DE BAJO PERFIL:Velocidad con carga 160 m/minVelocidad sin carga 180 m/minTiempo carguío 5 min/cicloTiempo descarguío 3 min/cicloTiempo estacionamientos 2 min/cicloTiempo refrigerio 0 horasTiempo mantenimiento 0.50 horasTiempo reparación 0 horasHoras programadas 2 horasHoras netas en operación 1.43 horasPeso vehiculo 22,000 kgGradiente de la vía 12 %Factor esponjamiento 1.3Factor de llenado 0.9

Solución:

LHDCRC = (5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.8 * 0.9)/1.3 = 7.41 TMTiempo/ciclo = 0.45 + 0.15 + 0.30 + 0.12 + 0.40 0 = 1.42 min/ciclo

Volquete de bajo perfilCRT = (13 TM * 0.9)/1.2 = 9 TMNúmero de cucharas/tolva = 9 TM volquete/7.41 TM LHD = 1.22 cucharasTiempo transporte con carga = 250 m/160 m/min = 1.56 min/cicloTiempo transporte sin carga = 250 m/180 m/min = 1.39 min/cicloTiempo/ciclo = (5 + 1.56 + 3 + 1.39 + 2 min) = 12.95 min/cicloDM = ((2 – (0.40 + 0) * 100)/2 = 80 %DF = (1.43 *100)/2 = 71.5 %EO = ((2 – (1 + 0 + 0.5 + 0) * 100)/(2 – (1 + 0)) = 50 %FTN = ((10 kg/ton * 12 %) + 30 kg/ton) * (22 + 9) = 4650 kgNV/hora = 60 min/hora/12.95 min/ciclo = 4.63 viaje/horaProdución/hora = 9 TM * 4.63 viaje/hora = 41.67 TM/horaProducción/hora neta de trabajo = 41.67 TM/hora * 1.43 horas netas = 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/añoTasa de interés anual 18%Precio de adquisición de neumáticos (juego) $ 510Vida útil de los neumáticos 3 meses (750 horas netas)Consumo de energía eléctrica 65 kw/horaCosto de energía eléctrica 0,35 $/kwProducción por hora 18 TMSSalario del operador 1 $/hora

Solución:Amortización = 79 560[((1,18)8 * 0,18)/(1,18)8 - 1)]

= 19 511,64 $/año/3 000 horas = 6,50 $/horaDepreciación = (79 560 * 0,80)/24 000 horas = 2,65 $/horaMantenimiento = 79 560/24 000 = 3,32 $/horaEnergía eléctrica = 65 kw/hora * 0,35 $/kw = 22,75 $/horaSalario operador = 1 * 1,8226 = 1,82 $/horaNeumáticos = 510 $/750 hora = 0,68 $/horaMantenimiento neumáticos = 10% costo neumáticos = 0,07 $/hora

SUBTOTAL = 37,79 $/horaOtros = 10% de costos anteriores = 3,78 $/hora

TOTAL = 41,47 $/hora

COSTO/TON = (41,57 $/hora)/(18 ton/hora) = 2,31 $/ton

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 INGERSOLL RAND

JR 38 C

INGERSOLL RAND

JR 300 A

ATLAS COPCO

BBC 24 W

MID WESTERN

S 83 F1.- PERFORADORAPeso neto. Lbs.Diámetro broca. Pulgs.Golpes/min del pistónVeloc. Penetración. Pie/minConsumo aire. Pie³/minDuración bocina. Pie

681 3/819501.80161

18291

701 3/822501.00213

23259

58.211 3/821601.01125

21819

721 3/822102.091826810

2.- BARRA DE AVANCEPeso neto. Lbs.Longitud retraída. Pulgs.Longitud extendida. Pulgs.

22.5050.0087.00

32.0051.5087.50

29.7751.3888.78

28.0049.0085.00

3.- LUBRICADORPeso neto. Lbs. 12.00 12.00 16.00 11.00

Capacidad. Lts. 1.00 1.00 0.75 0.484.- PESO TOTALPerforadora y barra. Lbs 90.50 102.00 88.00 100.005.- DISTRIBUCIONU.P. San Cristobal 52 18 31 236.- COSTO DE ADQUISICION. $ 6510 6700 8012 41187.- VIDA UTIL. Pie. 75000 75000 90000 500008.- COSTOSPropiedad $/10000 piesMantenim./reparac- $/horaCosto total $/pie

13024.950.60

13405.09.59

16026.090.70

8243.130.36

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 LONGITUDES (pies)Galerías 3 a 8Tajeos 5 a 12Chimeneas 2 a 7

- Tipo de terrenoDependiendo de las características de la roca se puede optar por las siguientes longitudes y diámetros:

LONGITUD BARRENO

Pies

DIAMETROmm

TERRENO DURO

DIAMETROmm

TERRENO DURO ABRASIVO

2 35 413 34 404 34 405 33 396 33 3910 31 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)Condiciones de trabajoAbastecimiento de repuestosServicio 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 acarreo-transporte 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.).