Libro de Mallqui Ejercicios

5/17/2018 Libro de Mallqui Ejercicios - slidepdf.com

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h.- Cálculos de perforadoras

h.1.- Principio de Percusión

1.- Area del émbolo en viaje de trabajo (A)

A = π * 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 – anchocabeza 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; kgFuerza = 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 = π * r2 (cabeza pistón) - π * r2 (cuello barra estriada); cm2



2.- Area del émbolo en viaje de regreso (A′ )

A′ = π* r2 (cabeza pistón) - π * 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/minDonde

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 laeficiencia mecánica del compresor, de la luz entre el pistón y elcilindro, etc.

106 = Constante para transformar cm3 a m3

T = Tiempo/ciclo, es decir sumatoria de tiempo de carrera detrabajo 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

Ejercicio

Se tiene una perforadora de percusión-rotación. Con los datos anterioresrequeridos 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. 5:1Numero 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 KW

D = 100 mm

SoluciónVP = 31 * (18/1001.4) = 0.88 m/min

j.- Cálculos de perforación/voladura

1.- Cálculo del número de taladros a perforar (N) según el MANUALDE EXPLOSIVOS de Química Sol S.A. para un frente ciego.

N = R/C + KS

DondeR = Circunferencia aproximada de la sección; m2

= √ S * 4S = Sección del frente; m2

= ancho * altura * fcgfcg = Factor de correción geométrica; generalmente es 0.90

C = Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca; mK = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca



TIPO DEROCA

DISTANCIATALADROS( C )

COEFICIENTE( K )

Roca dura 0.5 m 2

Rocasemidura 0.6 m 1.5Roca blanda 0.7 m 1

Para el caso de perforación en tajeos o tajos, la distancia entretaladros y entre filas de taladros se obtiene luego de una serie depruebas, 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 unperiodo a medir los tiempos de cada labor que desarrolla el perforistay su ayudante.La finalidad de estas mediciones es conocer los tiempos efectivosAntes, Durante y Después de la Perforación, con los que podremosefectuar los cálculos reales.Debe considerarse el promedio de varios controles, sea en el tajo,materia del estudio o el promedio de mediciones efectuados en variostajos. 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 roto9.- 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 yde 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 * FDonde:

F = Factor de corrección por altura= (((PaO(Pmh + Pah))/((Pah(PaO + Pmh)))

PaO = Presión atmosférica al nivel del mar. Se halla conla Tabla de ATMOSFERAS SEGÚN NORMAS USA1962 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 BarrenosConsumo/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 afiladosen la guardia14.- Consumo de agua por disparo

14.1.- Para Perforación

Consumo/gdia = 0.5 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia0.5 = Según el Art. 226° inciso i) del REGLAMENTO DE

SEGURIDAD E HIGIENE MINERA, se debe utilizar una cantidadmínima de 0,5 lt/seg. de agua.

TE = Tiempo efectivo de trabajo de perforación durante laguardia

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 BarrenosConsumo/barrenos usados en gdia = 0.25 lt/seg * 3600 seg/hora

* TE; * %; lt/gdia0.25 = 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 lagdia.

Ejercicio:

Conociendo los siguientes datos, realizar los cálculos para un tajeoutilizando 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 mFactor de corrección geométrica 0,9 mEficiencia de disparo 95%Peso específico del mineral 2,9

Peso 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 2



Presión 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 decontrol de tiempos de perforación .

2.- Tiempo total perforación/taladro = 205,44 min/27 taladros = 7,61min/taladro3.- Velocidad media de perforación = 5/7,61 = 0,66 pie/min

4.- 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 = 10,32m3

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/TMS

12.- Consumo de aire comprimido por disparo- Para perforación

F = [14,689(80 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 80)] = 1,54Consumo a cota de trabajo = 254 * 1,54 = 391.16 pie3/minConsumo/gdia = 391.16 * 60 min/hora * 3,43 hora = 80,500.73

pie3/gdia

- Para afiladoF = [14,689(70 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 70)] = 1,53

Consumo a cota de trabajo = 25 * 1,53 = 38,25pie3/min

Consumo/gdia = 38,25 * 60 min/hora * 6 * ( 2/40 ) = 688,5pie3/gdia

13.- Consumo de agua por disparo- Perforación = 0,5 * 3600 * 3,43 = 6 174lt/gdia- Lavado de frente = 2 * 3 600 * 0,17 = 1 224lt/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 PERFORACIONMinutos 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 0.25

6. 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 2.595. Retiro de barreno (a) 5.47 0.09

6. 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/pie²0 14,689 15,0 0.076

100 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 0,057

3200 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 losvalores 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 * NDonde:R = Rendimiento de la perforadora; m/gdia.V = Velocidad de perforación; m/minT = Horas normales por guardia; 8 horast = Horas netas de perforación; horasN = 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 ytrabaja 4.50 horas perforando 30 taladros durante la guardia normal de 8horas 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/gdia

Avance = 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 3.5horas; el tiempo de perforación por taladro es de 6 min. Calcular elnúmero de taladros a perforar, el rendimiento y el avance teórico pordisparo.

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/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 producciónde un bien o en la prestación de un servicio y durante un periododeterminado. Puede ser referido a costos por volumen, por peso, portiempo, 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 delcapital invertido en la adquisición del bien y por la DEPRECIACION delbien.

En el precio de adquisición debe considerarse:

Precio FOB (Free on Board, Franco a Bordo), es decir el precio del bienpuesto en el Puerto de origen o de embarque, o del vendedor. En estecaso, los costos de embarque, impuestos, seguros y fletes al lugar dedestino, son a cuenta del comprador.

Precio CIF (Cost, Insurance and Freight, costo, seguro y flete), es decir elprecio de adquisición del bien puesto en el Puerto de destino o delcomprador. En este caso, los costos de embarque, impuestos, seguros yfletes 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 siguientesfórmulas:

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 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 poroperación del bien, o fondo de reposición. En principio este factor esdifícil de establecer por ser muy variables las condiciones de trabajo yel servicio de mantenimiento o reparación del bien tratado. Paradepreciar, se debe considerar el VALOR RECUPERABLE al final de suvida útil; este valor de salvataje oscila entre el 10 y el 25 % del costode 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 bienadquirido.Este costo ofrece gran variación por las condiciones particulares de

cada caso: En Argentina, Chile y Brasil consideran el doble delMonto de Adquisición dividido por la vida útil. En Estados Unidos yen el Perú, generalmente se considera el Valor de Adquisicióndividido por la vida útil (especialmente en minería). Se usa lafórmula:

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 laguardia. Generalmente, sólo se afila durante el día (unasola guardia por día).% = Número de barrenos afilados para el tajo en estudio,del total de barrenos afilados durante la guardia

5.- Costo de agua5.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 losbarrenos para el tajo en estudio, del total de barrenosafilados en la guardia.

6.- Costo de Implementos de Seguridad6.a.- Para Perforista y Ayudante

IMPLEMENTOS Cant. Costo$

DuraciónGuardias

Costo/gdia$

Casco minero 1 10 1560 0.0064 Tapones para oídos (par) 1 2 52 0.0385

Anteojos 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 0.0513



Lámpara a batería 1 100 1560 0.0641Correa porta-lámpara 1 12 936 0.0128 TOTAL $ 1.2789

6.b.- Para Supervisores Mina

Excluyendo Tapones para oídos, pantalón y saco de jebe, elCosto/gdia es de $ 0.5801. Este costo que corresponde a cadasupervisor, 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 eltajo, del total afilados en la guardia.

7.- Costo de Herramientas y Accesorios para Perforación yVoladura

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 0.0321

Cucharilla 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 1.0000 TOTAL 1.9986

8.- Costo de Salarios/Leyes Sociales/IndemnizacionesAl salario que percibe el trabajador (100 %), se le incrementa lossiguientes porcentajes, cuyos montos son retenidos o pagados a lasinstancias respectivas por el empleador.

Salario



Que percibe el trabajador100.00 %

Leyes SocialesEsSalud

9.00 %SNP (Sistema Nacional de Pensiones) 11.00%

SCTR (Seguro Complementario de Trabajo de RiesgoLey 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 total66.66 %

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 sucargo durante la guardia y en el caso del afilador de barrenos,se multiplica por el % de barrenos.Estos porcentajes pueden variar, en base a modificacionesexpresas (bonos de producción, vacaciones truncas, asignaciónfamiliar 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 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

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 oindirectamente 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 SENIOR

Costo de adquisición $ 2,200Vida útil, 60 meses

Barrenos IntegralesPatero $ 89Seguidor $ 107 Total $ 196

Tasa de interés: 1.5% mensual1 mes, 26 días



1 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 horas

Horas totales de afilado de barrenos: 6 horasBarrenos afilados por guardia: 40Costo 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 salarioCosto dinamita 7/8” * 7” * 65%: 0.42 $/cartuchoCosto fulminante simple No. 6: 0.32 $/unidadCosto mecha de seguridad: 0.36 $/mLongitud de mecha por taladro: 2.10 m Toneladas rotas por disparo: 30.33 TMSCartuchos por taladro a cargar: 5 Taladros 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/gdia

Consumo 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.- Depreciación

2.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 comprimido4.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 agua5.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 $/gdia

Jefe 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 voladuraSe 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 $/gdia Jefe 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 91,4416 29,160 11 98,010

6 ¼ 31,641 12 ¼ 121,5516 ¾ 36,906 13 ¾ 153,1417 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; pulgadasE = 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 rocade 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 a30,000 metros.

ROCA ABRASIVA ROCA LIGERAMENTEABRASIVA O NOABRASIVA

Brocas de plaquitastipo 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 m

350 – 600 m

300 m

900 – 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:

E J = EM/D ; lb/pulg

El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de lafórmula:EP = (Resist. Compresión/5) * D

La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula:RC = E J * 5; lb/pulg2

Ejemplo:

En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas unaroca 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 lbE J = 65,610/9 = 7,290 lb/pulgEP = (30,000/5) * 9 = 54,000 lb

RC = 7,290 * 5 = 36,450 lb/pulg2 (251.3 MPa)

PERFORACION HIDRAULICA.

f.- Cálculos1.- 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/tale = Eficiencia del operador; 50 a 85 %V = Velocidad de perforación; pie/minK = Tiempo de cambio/colocación de varillas; min



B = Tiempo medio de cambio de broca por otra; minS = Longitud media perforada por cada cambio de broca; pies

Ejercicio:

La perforación de un frente de Galería con Jumbo arroja los siguientesdatos:Profundidad del taladro 7 piesEficiencia del operador 75 %Velocidad de perforación 3 pie/min Tiempo de cambio/colocación de varillas 1.8 minLongitud de taladros por cambio de broca 230 pies Tiempo 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/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/minV = (2π * VR * T)/(A * E)

Donde:

VR = Velocidad rotacional; RPMT = Torque aplicado; lb-pieA = Area del taladro; pulg. al cuadradoE = 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, tiemposimproductivos; 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 porminuto;

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

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

Tb = Tiempo de cambio de broca;1.5 a 3 minLb = Metros de barreno por cadabroca; m

e = eficiencia del operador; 0.5 a0.8

g.- Equipos

g.1.- Truck drill



O vagones (carretones) de perforación mecanizada montados sobrellantas u orugas. Toda la unidad está accionada por aire comprimido, quepone 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 efectosde ángulo de trabajo del brazo guiador y elevación de las barras deperforación.

Pueden perforar taladros verticales o inclinados (hacia arriba o haciaabajo) de 1 hasta más de 4 pulgadas de diámetro y longitudes mayoresde 10 metros.

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

Son conocidos los Wagon drill o Uper drill ( sobre llantas ) y los Crawlerdrill ( 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 0.8



D = Diámetro del barreno; cmEv = Energía específica por unidad de volumen; kgm/cm3

d.- Cálculos

d.1.- Selección de un TriconoEl 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:E J = EM/D ; lb/pulg

El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de lafórmula:

EP = (Resist. Compresión/5) * DLa resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula:

RC = E J * 5; lb/pulg2

Ejemplo:En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas unaroca 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 lbE J = 65,610/9 = 7,290 lb/pulgEP = (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 RECOMENDADAS TIPO 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; m



d = 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 hastaun límite impuesto por la evacuación de los detritus.

TIPO DE ROCA VELOCIDAD DEROTACION RPM

Blanda 75 – 160Media 60 – 80

Dura 35 – 70

d.6.- Potencia de rotaciónHPr = (Nr * Tr)/5,250Donde:HPr = Potencia de rotación; HPNr = 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 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 deperforabilidad 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 recuperacióndel 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 desección, se tienen los siguientes parámetros:

Número de taladros perforados/odia, 15Profundidad media de los taladros incluyendo sobreperforación, 12.1mSobreperforación 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/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/min TT/Gdia = 15 * 12.5/0.73 * 0.6875 = 374 min/gdia

Tiempo demoras perforación = 8 – 6.23 = 1.77 horas/gdia Ton 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 calcularseaplicando 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 * 0,001U = Coeficiente de tracción

15 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 0,95

Eh = Eficiencia de impulso hidrostático; 0,50 a 0,75d.- 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 actividadesdurante la jornada.La finalidad es principalmente, conocer el tiempo real dedicado alrastrillaje 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 dediferentes labores de rastrillado.

Ejemplo:

Compañía Minera del Madrigal Tajo 6-40Guardia de DíaDistancia media de rastrillado, 45 metros

ACTIVIDADES PERFOR/RASTRILLAD

O

RASTRILLADO

Caminatas 45 minutos 20 minutosInoperativos 135 minutos 40 minutosDesate de roca 30 minutos 25 minutosInstalación de cables 20 minutos 10 minutosAlmuerzo 30 minutos 30 minutos Trabajo efectivo 205 minutos 345 minutos Tiempo acarreo (ta) 1,20 minutos Tiempo retorno vacío (tr) 0,90 minutos Tiempo demora carguío,

Descarguío y cambio de

Direcciones(t)

0,18 minutos

Tiempos muertos 1,00 minutosTiempo/ciclo 3,28 minutos

Tonelaje 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/min

dr = 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 lavelocidad de sus rastrillos en condiciones ideales.

Pikrose Company Limited fija para su winche de 30 HP unavelocidad 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 dedirecciones; 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 delrastrillo.

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.) * 35,52Donde: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: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 piesNV/hora = 60/3,28 = 18,29

CR 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 rastrillo0,2 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) * 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 = lbsfM = 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 δ * e)/1 000V = Voltaje o tensión; VI = Amperaje, intensidad de electricidad que pasa por el

conductor, dividida por el tiempo; Amp

cos δ = 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, 0,7

Coeficiente de fricción cable - roldana, 1,3Coeficiente de fricción del material, 1,6Eficiencia del motor eléctrico, 0,8Voltaje, 440 VAmperaje, 90 Amp

Solución:

Rm = Wm * fmWm = (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 HPHPll = (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 40HP c/u 1 2 100 72

Rastrillo 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 horas Ton/gdia rastrilladas = 50 TMHConsumo de energía eléctrica = 47,74 KWHCosto de energía eléctrica = 0,04 $/KWH 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. AmortizacionesWinche



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 $/mesa = 21,72/(1 * 26 * 2) = 0,42$/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 $/mes

a = 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 $/mes

a = 14,47/(1 * 26 * 2) = 0,28$/gdia

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

Rastrillo

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

Cable tractorD = (480 * 0,8)/(12 * 26 * 2) = 0,62$/gdiaCable riel



D = (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

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. JornalesWinchero 5,8 * 1,8226 10,57 $/gdiaAyudante 4,8 * 1,8226 8,75 $/gdiaCapataz 8,0 * 1,8226/6 2,43 $/gdia Jefe de Sección 10 * 1,8226/18 1,01 $/gdia



Sobrestante 12 * 1,8226/40 0,55 $/gdia Jefe 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 capacidadteórica.Puede hallarse: ancho * longitud * altura * factor decorrección geométrica

fll = Factor de llenado, que depende del grado de fragmentación,

pericia del operador, estado de la máquina, etc. Oscila entre0,5 y 0,8.

fe = Factor de esponjamiento del mineral, es decir el contenido devacíos entre partículas. Se considera en todo cálculo similarpara hallar el volumen a transportar. Está dado por el pesoespecífico, grado de humedad, fragmentación, etc. Oscila entre1,1 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 lacapacidad del carro.

t1 = Duración promedio del ciclo carguío - descarguío de cadacuchara; 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; 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) * µDonde:60= minutos/horaµ = 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 * 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 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 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 min Tconvoy = (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 = 8,81 Ton/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, $ 9 200

Vida útil, 10 años Tasa 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, 26



Guardias por día, 2 Tonelaje 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 * F

F = (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 $/gdiaCapataz 8,0 * 1,8226/6 2,42 $/gdia Jefe de Sección 10 * 1,8226/18 1,01 $/gdiaSobrestante 12 * 1,8226/40 0,55 $/gdia

Jefe 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 FRONTALESd.- cálculos

Ciclo de operación pala (COP)COP = (T/ciclo)/(número de ciclos pala); seg/cucharaT/ciclo = T1 + T2 + T3 + T4

Donde:T1 = Tiempo de carga de cucharaT2 = Tiempo de giro para descargar

T3 = Tiempo de descarguíoT4 = Tiempo de giro retornoNúmero 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 materialt2 = Tiempo de desquinche de taludt3 = Tiempo de cambio de posiciónt4 = Tiempo de limpieza del piso por el tractor

t5 = Tiempos perdidos en otros factores improductivost6 = Tiempo de espera para cargar el siguiente volquete

Número de volquetes cargados/gdia (NV/gdia)

NV/gdia = (Tiempo de operación asignado – tiemposmuertos)/tiempo de carguío/volquete sintiempos 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 porvolquete 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 lapala 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 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/gdia Tiempo 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 depala5.- Rendimiento de la pala

Solución:1.- Ciclo de la pala

T/ciclo = (1300 + 720 + 610 + 700) = 3330 seg/gdiaTiempo/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 guardiaNV/gdia = ((420 – 35) * 0.5328)/((3330 * 60)/17) = 62.40 volquete

4.- Número de volquetes necesarios para operación óptima de la palaNV = 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 máquinaL = Longitud entra las ruedas guíaM = Longitud de las orugasN = Ancho de las orugas.

9.2.11.- Cálculos de Transporte SobreRieles

1. Esfuerzo tractor necesarioEn = (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 dela 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 gradientepositiva 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, esdecir:

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 convoyPC = 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 locomotoraPL = (PC * (Rr + Rg))convoy/(500 - (Rr + Rg))locomotora

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

5. Tonelaje por viajeTon/viaje = (Ton/gdia)/(NV/gdia)

6. Número de carrosNcarros = (Ton/viaje)/(capacidad carro)

7. Potencia del motorHP = (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 mineralWatt-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 vacíoWatt-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; ohmDonde:Resistencia de cada eclisa = Resistencia eléctrica de cada eclisa en

función al tipo de fijación de la misma:Eclisado por soldadura aluminotérmica despreciableEclisado por soldadura convencional 30 a 40 ohmEclisado convencional 200 a 300 ohm



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

Donde:Peralte = Pendiente lateral de la vía o diferencia de cota entre las rielesen curvas; mm

V = 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 latolva en cancha y allí es cargado con relleno que lo transportará ydescargará 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

Tolv

a

OrePass

WastePass

M

R



2 300 lbs rellenoEficiencia del motor 0,90Velocidad media del tren 9 km/horaCarros con rodajes de bolasLocomotora con rodajes cilíndricos

Tiempo 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 necesariocon mineral

9) Esfuerzo tractor necesariocon relleno

10) Potencia del motor conmineral

11) Potencia del motor conrelleno

12) Consumo de corriente

con mineral13) Consumo de corrientecon relleno

14) 14. Consumo decorriente 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 + PCPL = (25,58 * (30 + 8))/(500 - (20 + 8) = 2,06 TCPtren = 2,06 + 25,58 = 27,64

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 lbs

10. 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) = 13,86HP12. 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-hora



14. Corriente eléctrica ciclo = 580,27 + 826,41 = 1 406,68watt-horaEjercicio No. 2:Un tren en interior mina transporta mineral desde el OP 370 hasta el OP332, 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 ruedascon rodajes cilíndricos.

Calcular los esfuerzos necesarios de cada tramo y finalmente el promediode 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 mineraleconómico de A a B con carros de 3 000 lbs de capacidad y peso de 1 880lbs 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 cargaSolución:

Ore Pass

Ore Pass

B

A

OP 370

OP 332+

++

-

-0.4%

0.5%0.4%

DC

B

A

0.6%0.5%



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 TC

PL = (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 lassiguientes características:Longitud de cada riel 10 mPeso de cada riel 30 lb/ydEspaciamiento entre durmientes 0,51 m Trocha 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 347lbs

MINERIA SIN RIELES

10.3.- Scooptram Diesel

a.- CaracterísticasSon equipos de bajo perfil que cargan, transportan y descargan materialfragmentado utilizando petróleo como combustible, por lo que emitengases y humos que en muchas minas crean problemas de ventilación.

CARACTERISTICAS

WAGNER

ST 13

EIMCO

912

EIMCO

915

JARVIS

CLARK JS

100 E

JARVIS

CLARK JS500

FRANCE

LOADER CT

500 HECapacidad; yd³ 13 2.25 5 1 5 0.42Potencia; HP 300 100 180 40 185Peso; kg 45050 1814

5Dimensiones; m

AnchoAlturaLongitud

3.042.1811.48

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 ST1A

ST2D

ST700

ST7.52

ST 15Z

Carga; 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

2.572.6210.513.43

3.403.1012.405.00



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, luegoDumpers 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 estrechoradio de curvatura, al estar conformados por 2 módulos unidos por un ejevertical.

CARACTERISTICAS WAGNERMT 413 30

ELMACD 10 4ª

MT 420 DUXDT 30

MANMKA

12.1Capacidad; 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 –6.006.55

2.842.188.68

2.822.419.95

1.831.908.42

Radio de giro; mInterior

Exterior

2.34

3.18

2.84

4.98

4.04

7.82

5.29

8.99

5.30

7.96

10.8.- Cálculos para Scooptram

1. Capacidad real de cucharaCRC = (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 mecánicaEM = (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 cálculoes tan sólo para determinar el porcentaje de utilización de tiempopara el mantenimiento y/o reparaciónmecánico y/o eléctrico.

h.p. = Horas programadas para el trabajo del equipo. Sde obtioene delReprte del Operador.

M = Mantenimiento o tiempo de reajustes en general del equipo. Seobtiene del reporte del operador adjunto.

R = Reparación o tiempo de reparaciones en general, tanto mecánicacomo 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 demantenimiento, reparación, servicios y refrigerio..

4. Eficiencia de operaciónEO = (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. Estecálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización delequipo considerando los tiempos de servicios, refrigerio,mantenimiento y reparación.

S = Serviciosr = RefrigerioM = MantenimientoR = Reparación

5. Fuerza de tracción necesariaFTN = (Rg + Rr) * (Wv + Wm)

Donde:



FTN = Fuerza de tracción necesaria o fuerza que debe desarrollar unvehículo para realizar determinado trabajo en gradiente positiva ycon su carga; kg

Rg = Resistencia de la gradiente, que por convención es 10 kg/ton porcada 1% de pendiente de la rampa.

Rr = Resistencia de la vía o de la rodadura, que depende del estado deconservación de la vía.Buena 30 kg/tonAceptable 40 kg/ton

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

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

8. Producción por mesProd/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 Ton

Peso del material cargado por volquete 13 Ton Tipo de piso, Tierra compactaCiclo del LHD, 4 minutosHallar 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 deoperación (h.n.o) son muy reducidas dentro de la guardia, por eltiempo 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 kg



6. 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 distanciapuede variar de una guardia a otra y aún en la misma guardia;m

Velocidad media = La que desarrolla el LHD durante el transporte delmaterial fragmentado. Los fabricantes fijan las velocidades delos LHD teniendo en cuenta la gradiente, el traslado con carga

o vacío, etc. Generalmente, para gradiente positiva estasvelocidades oscilan entre 70 y 150 m/min y para gradientenegativa entre 100 y 180 m/min. En cada mina y aún en cadalabor debe determinarse las velocidades medias de estosvehiculos.

10.- Tiempo por ciclo= Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga,

descarga, transporte sin carga y estacionamientos (para cargary 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 unfrente 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 albotadero) Tiempo de carguío 0.42 min Tiempo de descarguío 0.18 minVelocidad con carga 133 m/minVelocidad sin carga 167 m/min Tiempo de estacionamientos 1 min/cicloDisponibilidad Física (DF) 72 % y datos de REPORTE DE OPERADOR



Factor de llenado 0.8Factor de esponjamiento 1.6Peso 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 avanceefectivo de 2.16 metros por disparo y por guardia y que la rampa tendráuna longitud final de 452 metros efectivos (no se considera los cruceros apreparar 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 minCapacidad 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/cicloNV/hora = (60 min/hora/ 2.03 min/ciclo) * 0.72 = 21.28viajes/horaProducción/hora = 2.29 TM/cuchara * 21.28 viajes/hora =48.73 TM/hora Tiempo de limpieza = 78.80 TM/gdia/48.73 TM/hora = 1.61horas

Como quiera que se ha programado 2 horas para la limpieza del mineralroto del frente disparado, y que el tiempo de limpieza es de 1.16 horas, serequiere sólo del 58 % del tiempo programado.

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

CALCULOS DE LIMPIEZA – TRANSPORTE DEL FRENTE DE RAMPA

Distancia frente limpieza-bocamina; m

2.16 40 90 200 300 400 452

Distancia frente limpieza abotadero; m

32.16

70 120 230 330 430 482

Velocidad con carga; m/min 133 133 133 133 133 133 133 Tiempo de transporte concarga; 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 sincarga; 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 8.11Viaje/hora 21.2

8

16.9

4

13.4

2

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 pordisparo; 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 cumplirásu objetivo hasta un avance de rampa de 110 metros desde el frente dedisparo hasta el botadero.

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

A partir de esta longitud de avance de rampa (110 metros) o después del25.46 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 avanceaproximado de 350 metros de avance de rampa. Considerarnecesariamente 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 losproblemas de ventilación que conllevaría esta alternativa.

3) Cambiar por un LHD de mayor capacidad (yd3), lo que conllevaría aefectuar 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 cargary descargar).

Ejercicio:

El trabajo de un LHD de 5 yd3 que carga en la labor mineral fragmentadohacia un Volquete de bajo perfil de 13 toneladas de capacidad teóricapara su transporte hasta una distancia de 250 metros, se basa en lossiguientes 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/cicloDistancia de acarreo carga zona carguío-volquete 8 metros

VOLQUETE DE BAJO PERFIL:Velocidad con carga 160 m/minVelocidad 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 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 TM Tiempo/ciclo = 0.45 + 0.15 + 0.30 + 0.12 + 0.40 0 = 1.42min/ciclo

Volquete de bajo perfilCRT = (13 TM * 0.9)/1.2 = 9 TMNúmero de cucharas/tolva = 9 TM volquete/7.41 TM LHD = 1.22cucharas Tiempo transporte con carga = 250 m/160 m/min = 1.56min/ciclo

Tiempo transporte sin carga = 250 m/180 m/min =1.39 min/ciclo Tiempo/ciclo = (5 + 1.56 + 3 + 1.39 + 2 min) = 12.95min/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) = 4650kgNV/hora = 60 min/hora/12.95 min/ciclo = 4.63viaje/hora

Produción/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 energíaeléctrica (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 cuyosparámetros son:Precio de adquisición (sin neumáticos) $ 79 560Vida 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) $ 510Vida útil de los neumáticos 3 meses (750 horas netas)Consumo de energía eléctrica 65 kw/hora

Costo 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 $/hora

Energía 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 estadísticasy los análisis de costos de los mismos, luego de pruebas o experienciasobtenidas durante un período de tiempo. Estos resultados sirven además,para determinar las bondades y por lo mismo seleccionar de acuerdo anecesidades, como se muestra:

HOJA ESTADISTICA–ECONOMICA DE PERFORADORAS JACK LEG

CARACTERISTICAS INGERSOLL RAND JR 38 C

INGERSOLL RAND

JR 300 A

ATLASCOPCOBBC 24

W

MIDWESTERN S 83 F

1.- PERFORADORAPeso neto. Lbs. 68 70 58.21 72



Diámetro broca. Pulgs.Golpes/min del pistónVeloc. Penetración. Pie/minConsumo aire. Pie³/minDuración bocina. Pie

1 3/819501.80161

18291

1 3/822501.00213

23259

1 3/821601.01125

21819

1 3/822102.091826810

2.- BARRA DE AVANCE

Peso 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.Capacidad. Lts.

12.001.00

12.001.00

16.000.75

11.000.48

4.- PESO TOTALPerforadora y barra. Lbs 90.50 102.00 88.00 100.005.- DISTRIBUCIONU.P. San Cristobal 52 18 31 236.- COSTO DEADQUISICION. $

6510 6700 8012 4118

7.- 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 varillasde 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 8 Tajeos 5 a 12Chimeneas 2 a 7

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

LONGITUDBARRENO

Pies

DIAMETROmm

TERRENO DURO

DIAMETROmm

TERRENO DUROABRASIVO

2 35 41



3 34 404 34 405 33 396 33 3910 31 37

- Eficiencia de avanceQue depende del conocimiento y experiencia del perforista, tipo deroca, estado mecánico, de la perforadora, características técnicas delbarreno, presión de aire y agua, utilización de taladros de alivio demayor 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, considerandolas brocas descartables con insertos tipo cincel o de botones. La

conicidad barreno/broca oscila entre 5° (terreno suave), 11° (terrenosemiduro) 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, losfactores 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 extendidarespectivamente)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 fabricanteatrae al cliente destacando las ventajas de sus productos (mayor

velocidad de perforación y energía de impacto, mayor duración de labarra de perforación, menor costo de mantenimiento y de operación,entre otras).

Para seleccionar este tipo de perforadoras, debemos tener en cuentaademás:

- Duración del acero de perforación, puesto que éste representa 25 a30 % 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 rápidodel 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 (Condicionesgeográficas y ambientales, características físicas del material,características de las vías de acarreo-transporte etc.), las carácterísticasde 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 energíasrequeridas, vida útil del equipo, apoyo técnico post-venta y garantía delfabricante, etc.).

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