LIBRO DE MAQUINARIA Y EQUIPO MINERO 2013.pdf

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MAQUINARIA MINERA Definición Se denomina así al conjunto de máquinas utilizadas en minería. A su vez, MÁQUINA es el conjunto de mecanismos accionados por cualquier fuente de energía, ya para aliviar al hombre o reemplazarlo en trabajos corporales (perforadora neumática en reemplazo de la comba), ya para aumentar su rendimiento o precisión de sus manos (pala mecánica, raise borer, etc.) y para transformarla (en la perforadora, la energía neumática en percusión - rotación). Al referirnos a MECANISMOS, queremos decir combinación de dispositivos que sirven para producir un movimiento, transmitirlo o guiarlo, cuya acción conjugada permite operar una máquina. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería D. S. No. 055-2010-EM del 22 de Agosto del 2010, en sus artículos: 363 a 369 menciona los relacionado a Maquinarias, Equipos y Herramientas.

I.- PERFORACIÓN 1.1.- Definición Es la acción de aperturar en el macizo rocoso huecos u orificios denominados taladros, con una distribución adecuada, a fin de alojar la carga explosiva u otros fines (sostenimiento, drenaje, etc.) con la ayuda de máquinas denominadas perforadores, perforadoras o perforatrices. En este caso, se combina el impacto, la fuerza de avance, la rotación y el barrido, como se ve en el gráfico siguiente.

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De igual modo, es la acción de desarrollar chimeneas, túneles, tajeos, etc. con la ayuda de equipos mecanizados (raise borer o perforadoras en elevación; cutter - heads o cabezas cortadoras, etc.) sin requerir el uso de explosivos. 1.2.- Propiedades de las rocas que afectan a la perforación La dureza, resistencia, elasticidad, plasticidad, abrasividad, textura, estructuras, etc., son propiedades físicas de las rocas que influyen en los mecanismos de penetración. Dureza O resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro, constituídos por la composición de los granos minerales, porosidad, humedad, etc. Se valora la posibilidad de que un mineral pueda rayar a otros que tengan un valor inferior al suyo. Existe cierta correlación entre la dureza y la resistencia a la compresión de las rocas, como se muestra en el gráfico siguiente: CLASIFICACION

DUREZA MOHS

RESISTENCIA A LA COMPRESION (MPa)

Muy dura

7

200

Dura

6a7

120 a 200

Medio dura

4a6

60 a 120

Medio blanda

3a5

30 a 60

Blanda

2a3

10 a 30

Muy blanda

1a2

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Resistencia O propiedad de oponerse a su destrucción bajo una carga exterior, estática o dinámica. Depende fundamentalmente de su composición mineralógica, es decir del tamaño de los cristales y disminuye con el aumento de éstos. Esta influencia es significativa cuando el tamaño de los cristales es inferior a 0.5 mm. ROCA Cuarzo Silicatos, ferromagnésicos aluminosilicatos Doleritas Caliza Andesitas, pizarras Cuarcitas, areniscas Mármoles Arcillas Carbón Calcita

Abrasividad

y

RESISTENCIA (MPa) 500 200 a 500 400 200 a 250 200 50 a 300 50 a 150 50 25 a 50 10 a 20

3 O capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más duro, en el proceso de rozamiento durante la perforación, que influye mucho en la vida de los barrenos. Esta capacidad abrasiva de las rocas se debe a la dureza de sus granos constituyentes (contenido de cuarzo), la heterogeneidad, la porosidad, el tamaño de los granos, entre otros. TIPO DE ROCA Cuarcita Granito Granito Pizarra Caliza Mármol

CONTENIDO EN CUARZO ( % ) 60 a 100 20 a 35 20 a 35 10 a 35 5 0

Textura Referida a la estructura de los granos de minerales constituyentes de éste. Se manifiesta a través del tamaño de los granos, la forma, la porosidad, etc. También influye el tipo de material que constituye la matriz de una roca y que une los granos de mineral. Estructura Las propiedades tales como esquistocidad, planos de estratificación, juntas, diaclasas y fallas, así como el rumbo y el buzamiento de éstas, afectan a la linealidad de los taladros, a los rendimientos de peforación y a la estabilidad de las paredes de los taladros. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacial en Minería, en sus artículos 209, 210, 213, 214, 216, 217, 219 expresa lo relacionado a Ingeniería de la Masa Rococa en Minería; y en su Art. 233, sobre Accesos y Escape. 1.3.- Clasificación de las perforadoras Las máquinas perforadoras pueden clasificarse en: 1.3.1.- Por la fuente de energía requerida a. Ignea o térmica, aquella que utiliza calor superior a 2,000 °C, combinado con chorros de agua fría y rotación de la columna de perforación. b. Eléctrica, que utiliza la energía eléctrica. c. De carburación, porque utiliza combustible (generalmente gasolina combinada con aceite). d. Neumática, porque utiliza aire comprimido. e. Hidráulica, porque utiliza generalmente aceite a alta presión f. Sónicos, porque utilizan vibraciones de alta frecuencia (a nivel experimental) g. Iluminación, al utilizar luz concentrada (rayos laser, a nivel experimental) h. Nuclear, por utilizar principios de reacción nuclear (a nivel experimental) i. Otros, como químicos (proyectiles balísticos) a nivel experimental 1.3.2.- Por el trabajo del inserto a. Fusión/rotación/enfriamiento (fundición) b. Percusión (cincelado) c. Percusión/rotación Convencional (cincelado y corte) Con ensanches escalonados (broca iniciadora y escariadoras) d. Presión/rotación (peso y giro o presión de barra o columna de perforación e. Presión/rotación/corte/desgaste de la roca (broca diamantina de corona) 1.3.3.- Por el apoyo con que cuentan a.- Manuales Sin apoyo (pick hammer, jack hammer) Con apoyo o con empujador (jack leg, stoper) b.- De avance automático

4 Sobre brazos (drifter neumática e hidráulica) En castillo o mástil (perforadora rotativa) c.- Ancladas (Pack sac, raise borer)

1.3.4.- Por la ubicación del martillo a.- En la máquina perforadora (jack leg, stoper, jack hammer, raise borer) b.- Sobre la barra o en castillo (drifter, perforadora rotativa) c.- En la punta del barreno o columna (down the hole) 1.3.5.- Otros a.- Por el peso (livianas, pesadas, superpesadas) b.- Por el tamaño c.- Otros. Una síntesis del trabajo del inserto es describe en el gráfico siguiente: PERFORACION MECANICA DE ROCAS TRABAJO DEL INSERTO

1.4.Descr

5 ipción de perforadoras 1.4.1.- Perforadora Ignea o Térmica (Jet piercing, chorro taladrante). a.- Características Su origen se remonta a 1927 en que se aplicó en Alemania en una mina de vetas de cuarzo; en 1947 con el empleo de quemadores de diseño especial, se utilizó a nivel industrias yse ampió su suo en la URSS. Se basa en la decrepitación de la roca gracias a los rápidos cambios de temperatura producidos por chorros de gases de combustión de 2200 °C a 3000 °C y a una velocidad supersónica de 1800 m/s, alternados con chorros de agua y por el giro de la columna de perforación. El agua de refrigeración alrededor del quemador evita su fusión y ayuda en su escape como vapor a aumentar la presion de evacuación de los detritus. El proceso de penetración depende de la decrepitabilidad de la roca, que se basa en la diferente capacidad de rotura de los cristales constituyentes de las rocas como consecuencia de su poca o mucha conductibilidad, en que ciertas partes se calientan con mayor rapidez que otras. Las rocas con un contenido de cuarzo mayor a 30 % decrepitan bien y mejor cuanto mayor cantidad de agua contengan. La perforadora está equipada con sistemas automáticos que mantienen la distancia óptima entre el mechero de reacción y el fondo del taladro y regulan la proporción de combustible. Se han logrado aperturar taladros de 18 a 22 cm de diámetro y hasta 20 m de longitud. Las velocidades normales de perforación llegan de 3 a 12 m/h y en casos favorables hasta 20 m/h. En escala industrial sólo fue utilizada en explotación a Cielo Abierto y actualmente ha perdido su campo de aplicación.

6 b.- Requerimientos Kerosene o petróleo (consumo de 150 gl/hora) Oxígeno (consumo de 350 m3/hora) o aire comprimido Agua (consumo de 3 m3/hora) Existen perforadoras que utilizan ácido nítrico, aire comprimido y oxígeno. c.- Componentes Ver gráficos d.- Funcionamiento El kerosene y oxígeno gaseoso son aportados por conductos de la columna de perforación a la cámara de combustión del mechero de reacción, donde se atomiza el combustible y se mezcla con el oxígeno alcanzando altas temperaturas y estos productos de combustión son proyectados desde las boquillas del mechero de reacción con una velocidad supersónica y funden la roca, para luego recibir una inyección de agua fría, que también se transporta por el interior de la columna de perforación, que agrietan la roca. Los productos de combustión y el vapor de agua engendrados durante la perforación van evacuando la roca desintegrada del fondo del taladro a superficie, con la ayuda de 02 ventiladores aspiradores a través de una Trompa Aspiradora y Conducto sujeto al mástil.

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8 1.4.2.- Perforadora eléctrica a.- Características Utiliza perforadoras rotativas manuales y de columna con motor eléctrico de 220 voltios, profundizando el barreno helicoidal de 36 a 42 mm de diámetro y hasta 1 metro de avance del taladro. Es aplicado en rocas calizas, pizarras, areniscas, cascajo, arcilla compacta; es decir en rocas de resistencia mecánica resistentes, medianas y terrosas según M. Protodiakonov. La perforación y el barrido de los detritus es en seco. Las ventajas están representadas por el uso de energía eléctrica cuya transmisión es fácil y no existe pérdidas de potencia; ausencia de sacudidas por la no existencia de vibración; menos producción de polvo. Las desventajas están representadas por el mayor desgaste de la barrena; poca profundidad del taladro y riesgo de descargas eléctricas. b.- Requerimientos Energía eléctrica. c.- Componentes Ver gráfico d.- Funcionamiento Se oprime el botón de accionamiento, iniciándose la rotación del motor que es transmitido por medio del reductor, al barreno; la presión es ejercida por el perforista o por el pistón de avance. El detritus es evacuado sacando e introduciendo alternativamente la varilla helicoidal, sin detener la perforación. Oprimiendo el botón de parada, se detiene su funcionamiento.

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10 1.4.3.- Perforadora de Carburación o Motoperforadora/rompedora Pionjar de Atlas Copco a.- Características Son perforadoras manuales (jack hammer) de percusión y/o rotación con otor a gasolina, ideal para pequeñas tareas de perforación (motoperforadora) y rompimiento de hormigón y compactadora (rompedora), en todo caso hacia abajo. El encendido es electrónico mediasnte un dispositivo de arranque (empuñadura, muelle, polea, toma de fuerza y cuerda). Cuando la rotación no sea requerida, se desconecta por medio de un selector. Cuenta con 4 modelos básicos: motoperforadora/rompedora (Pionjar 120 y 140) y rompedoras (Pionjar 130 y 150 con empuñaduras antivibraciones). Modelo de Pionjar Peso, kg Impactos/minuto Avance de perforación en granito con barreno de 34 mm; mm/min Profundidad de perforación máxima En Granito, barreno de 34 mm; m Mezcla de combustible Capacidad de depósito de combustible; lts Consumo de combustible promedio; lts/hora Combustible recomendado Aceite recomendado

120 27 2600 300

130 25 2600

140 25 2600

150 23 2600

300

6 1:12

6 1:12 1:20 1:20 1.5 1.4 90 octanos (con o sin plomo)

b.- Requerimientos Como combustible usa gasolina mezclada con aceite grado 40 en una proporción 12:1 ó 20:1. Usa barrenos integrales convencionales y puntas. c.- Componentes Ver gráfico d- Funcionamiento La máquina funciona bajo el principio de pistones opuestos que se desplazan en un mismo cilindro. El pistón del motor B va conectado por medio de una biela al cigüeñal del motor. El pistón del martillo A se desplaza libremente en el cilindro y su ciclo de trabajo se sincroniza de manera automática (impacto, barrido, rotación). Funcionamiento de los pistones: Durante la carrera de trabajo, el pistón de percusión A es impulsado por la presión de la combustión y transmite su energía al barreno. Al mismo tiempo, el pistón del motor B se acciona hacia arriba, con lo que descubre el conducto de gas C situado en la pared del cilindro. Los gases procedentes de la combustión, pasan desde este conducto C al interior de la cámara situada por debajo del pistón de percusión, a través de la válvula D.

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Esta presión del gas actúa entonces por debajo del pistón del martillo, ayudando al retroceso del pistón a su posición superior. La válvula D de no retorno, evita que estos gases regresen a la cámara de compresión y combustión. Por lo tanto, la presión del gas actúa desde abajo sobre l pistón de percusión, agregándose a la fuerza de retorno en su regreso a la posición inicial. Soplado o barrido: El aire de soplado es aspirado durante el movimiento descendente del pistón de percusión A, vía válvula de admisión E, a la cámara de compresión, por encima de la brida del pistón de percusión. Cuando éste es empujado hacia arriba, el aire es comprimido y forzado a salir a través de la válvula de presión F al barreno y continuando por el agujero axial del barreno hasta el gavilán. Esta corriente de aire manteniene este ajugero axial limpio hasta una profundidad de 6 metros.

Rotación: La rotación del barreno es producido por el movimiento del pistón de percusión. Las ranuras rectas y helicoidales practicadas en el eje de este pistón, se emparejan con las estrías de la rueda de trinquetes. Durante el movimiento descendente, gira el pistón de percusión y produce el giro del barreno.

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15 1.4.4.-Perforadora Neumática a.- Características Utiliza aire comprimido para accionar a la perforadora. Requiere un caudal de aire de 0.20 a más de 6 m3/min y requiere presiones de aire de 15 a más de 90 lb/pulg2. b.- Tipos de perforadoras convencionales (taladros menores de 1 ½ pulgadas de diámetro) Pick hammer (Martillo picador, rompedor), son manuales; es decir el operario dirige la herramienta sirviendo de freno a los movimientos de retroceso; percutan (cuyo uso es en cinceldo o desbastado) y excepcionalmente rotan. Frecuencia de impactos Consumo de aire Peso

1000 a 4080 golpes/minuto 7 a 20 litros/minuto 3 a 6 kgs

Jack hammer (Perforadora manual) o Sinker (plomada), sin pistón de avance, percusivas y/o rotativas; cuentan con una empuñadura en T para ambas manos. Se utilizan mayormente en perforaciones verticales o muy cerca a la vertical. En caso de ser sólo percusivas, se les conoce como pavin breaker (rompe pavimentos). Frecuencia de impactos 1110 a 1470 golpes/minuto Consumo de aire 25 a 2700 litros/minuto Peso 15 a 42 kgs Jack leg (Pata plegable), que cuenta con un dispositivo de avance plegable y acoplable (pata, barra, pie de avance, empujador, etc.). Son roto - percusivas. Se usan para perforaciones horizontales o cercanas a la vertical. Se describe más adelante. Stoper (Tapón), que cuenta con una barra neumática acoplada fijamente y en un mismos eje axial, constituyendo un conjunto. Son roto - percusivas. Se usa para perforaciones verticales o muy cercanas a la vertical. Se describe má adelante. Drifter (Llevado por algo, móvil, a la deriva), que se moviliza sobre un brazo alimentador montado sobre una plataforma de perforación. Son roto-percusivas y propios de Jumbos (de mucho volumen) y sus características son variadas, dependiendo principalmente de los requerimientos de perforación (diámetros, longitudes, velocidades, etc.). Se describe más adelante.

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18 c.- Principios de perforación neumática c.1.- Percusión: En la perforación por percusión o impacto y fuerza de avance, la energía cinética se trasmite desde un pistón a la culata del barreno e inserto en forma de Onda de Choque. Esta onda de choque viene determinada por: La forma geométrica del pistón y su diámetro El material del pistón y su peso El rozamientodel pistón con el cilindro La longitud de carrera La onda de choque se desplaza a lo largo del barreno a una velocidad de 5000 mseg, conocida como Velocidad de Impacto de Pistón. En este caso, no necesariamente el cincel cuenta con orificio axial para el agua, ni existe barrido por el aire comprimido. Actualmente se utilizan 2 sistemas de percusión: c.1.1.- De Válvula Oscilante o de Chapaleta.

A B

C D

El aire comprimido ingresa en la perforadora a través de la Válvula de entrada de aire, corre por los conductos pasando la válvula oscilante en forma de disco y llegando a la cámara posterior del cilindro, accionando al émbolo hacia adelante. Al avanzar el émbolo hacia adelante, deja al descubierto el orificio de salida que deja escapar el aire libremente. El émbolo impacta sobre la culata del barreno. Al escapar el aire al exterior, la corriente de aire comprimido invierte la posición de la válvula e ingresa a la cámara delantera del cilindro. El ciclo se invierte, obligando a retroceder al émbolo. Al retroceso el émbolo, el orificio de salida queda al descubierto escapando el aire libremente. La corriente de aire comprimido vuelve a invertir la posición de la válvula, repitiéndose el ciclo.

c.1.2.- De Válvula Tubular Utiliza una válvula en forma de tubo, cuyo funcionamiento es similar al anterior. Es utilizado en máquinas de mayores dimensiones.

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21 c.2. Percusión - Rotación El inserto gira entre impactos sucesivos actuando siempre sobre puntos distintos de la roca en el fondo del taladro. El número de golpes por revolución (giro completo) está supeditado al número de dientes de la caja de trinquetes. Como quiera que generalmente cuenta con 36 dientes, significará 36 golpes por giro y 10 grados el ángulo entre golpe y golpe. La velocidad de rotación oscila entre 40 y 100 RPM, determinando el número de golpes. La rotación del inserto se consigue por barra estriada y por rueda de trinquete. c.2.1.- Rotación por Barra Estriada

E

F

En su movimiento de retroceso, el émbolo es rotado mediante una tuerca estriada de bronce encajada en el émbolo, la cual corre con sus ranuras inclinadas entre las acanaladuras espirales de la barra estriada, que se mantiene fija gracias a la uñas engarzadas en los dientes de la caja de trinquetes. Cuando el cuello del émbolo pasa a través de la tuerca del mandril que cuenta con ranuras rectas, la rotación se transmite al Mandril de rotación y al casquillo del mandril, dentro del cual va introducida la culata del barreno. En su movimiento de impacto del émbolo, al desplazarse por las ranuras inclinadas de su tuerca estriada acciona rotacionalmente la barra estriada, haciendo que las uñas resbalen sobre los dientes de la caja de trinquetes.

c.2.2.- Rotación por Rueda de Trinquetes Es utilizado en máquinas de mayores dimensiones.

G H

En su movimiento de retroceso del pistón, el mandril de rotación girará u determinado ángulo y por lo mismo, el barreno. En el movimiento de impacto del émbolo, al despalzarse éste por las ranuras inclinadas de su cuello y de la tuerca estriada de bronce, gira la rueda de trinquete un determinado ángulo, siendo inmediatamente asegurado por las uñas o aletas.

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24 c.2.3.- Fundamentos de la Perforación roto-percusiva Se basa en la combinación de 4 acciones: c.2.3.1.- Percusión Los impactos producidos por el golpe del pistón sobre la culata del barreno, originan unas ondas de choque (Energía cinética) que se transmiten al inserto a través del barreno. El desplazamiento de esta onda se realiza a alta velocidad.

Cuando la onda de choque alcanza el fondo del taladro, una parte se transforma en trabajo haciendo penetrar el inserto y el resto se refleja y retrocede a través del varillaje. La eficiencia de esta transmisión se difícil de evaluar, ya que depende de factores como el tipo de roca, dimensión del pistón, características del varillaje y la ubicación del martillo, etc. La energía liberada por el golpe de un pistón puede calcularse con las siguientes relaciones: Ec = (mp * V2p)/2 Ec = Pm * Ap * Lp Donde: mp = Masa del pistón Vp = Velocidad máxima del pistón Pm = Presión del fluido de trabajo (aceite o aire) dentro del cilindro Ap = Superficie de la cara del pistón Lp = Carrera del pistón. La potencia de un martillo se puede hallar aplicando la siguiente relación: PM = Ec * ng Donde: ng = Frecuencia de impactos = K * (P m * Ap/mp * Lp)1/2 El mecanismo de percusión consume entre el 80 a un 85 % de la potencia total del equipos. Fases de formación de una Indentación (Fractura)

25 El proceso de formación de las indentaciones (fracturas), con el que se consigue el avance en este sistema de perfortación, se divide en 5 instantes, tal como se refleja en el siguiente cuadro:

Esta secuencia se repite con la misma cadencia de impactos del pistón sobre el sistema de transmisión de energía hasta la roca. c.2.3.2.- Rotación La rotación hace girar al barreno entre impactos sucesivos y tiene como misión hacer que el inserto impacte sobre lugares distintos de la roca en el fondo del taladro.

c.2.3.3.- Empuje Es necesario que el inserto se encuentra en contacto permanente con el fondo del taladro a fin que la energía cinética se transmita a la roca. Los extremos del empuje tienen las caractrísticas: EMPUJE SUFICIENTE Reduce la velocidad de penetración Produce mayor desgaste del inserto Produce calentamiento del inserto, varillaje, acoplamientos c.2.3.4.- Barrido

EMPUJE EXCESIVO Disminuye también la velocidad de penetración Aumenta también el desgaste del inserto Produce vibración, desviación de los taladros

26 Para una perforación efectiva, es necesario que el fondo del taladro se encuentre libre de los detritus producidos justo después de su formación. Evita la retrituración, el sobre consumo de energía, el desgaste del inserto sin beneficio y el riesgo de atascos (plantado del barreno). Este barrido se realiza con agua y con una presión de inyección de 3 kg/cm 2 a través del orificio axial del barreno y la abertura lateral practicada en el cabezal, que además sirve para suprimir el polvo y como refrigerante. También se puede utilizar aire comprimido y espuma que ejerce un efecto de sellado sobre las paredes cuando se atraviesan materiales sueltos. Las partículas se evacúan por el hueco anular comprendido ente el varillaje y la pared del taladro. La velocidad ascensional mínima cuando se emplea aire comprimido pueden estimarse a partir de la expresión: Va = 9.55 * Pr/(Pr + 1) * Dp ; m/s Donde: Va = Velocidad ascensional mínima; m/s Pr = Densidad de la roca; gr/cm3 Dp = Diámetro medio de partículas; mm Cuando se emplea agua, la velocidad ascensional debe estar comprendida entre 0.4 y 1.00 m/s c.3.- Perforadora de Rotación Reversible Son utilizadas por perforadoras grandes para varillas de extensión que disponen un mecanismo que invierte el sentido de la rotación. Esto simplifica las operaciones de desconexión de las citadas varillas. En este tipo de perforadoras, la barra estriada o rifle bar tiene un dentado interior en que engranan los trinquetes situados en la carcaza de la caja de trinquetes. El sistema más usual consta de ocho trinquetes dispuestos de tal forma que sólo cuatro de ellos permiten el giro de la barra estriada en un sentido y los otros cuatro en sentido contrario. Un anillo levantador de los trinquetes que gira alrededor del eje longitudinal de la perforadora, se utiliza para levantar cuatro de los ocho trinquetes. Este dispositivo levantador puede ser manual o un cilindro neumático accionado a distancia. c.4.- Perforadora con Rotación Independiente Sirve para perforar taladros de gran diámetro y de gran profundidad, en que es necesario aplicar un par más elevado que el que se obtienen por cualquiera de los procedimientos anteriores. En estos casos es necesario regular la velocidad de rotación de la perforadora. Un motor neumático o hidráulico realiza tal rotación regulada, estando fuera del barreno. El par es transmitido a la perforación a través del varillaje. Este tipo de perforadoras cuentan con una caja a cárter de engranajes y con un engranaje cilíndrico para transmitir el movimiento de rotación al barreno.

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28 d.- Descripción de una Jack leg d.1.- Perforadora Todas las marcas y sus modelos cuentan con barrido por agua y excepcionalmente por aire comprimido. ESPECIFICACIONES TECNICAS Peso neto de perforadora; lbs Peso perforadora y pie de avance; lbs Impactos por minuto Consumo de aire; pie³/min Presión de aire; lb/pulg² Consumo de agua; lts/min Diámetro de pistón; pulg Longitud de carrera de pistón; pulg Longitud retraída de barra de avance; pulg Longitud extendida de barra de avance; pulg Costo de adquisición; $ Vida útil; pies perforados

Ingersoll Rand JR38C 88 90.50

Ingersoll Rand E300A 70 102.00

Atlas Copco BBC24W 58 87.98

Mid Western S38F 72 100.00

1,800 90 – 180 80

2,200 130 - 238 80

2,050 77 - 138 85

2.200 183 – 233 75

2¾ 2 3/8 50.00

3 2 5/8 51.50

2¾ 2 1/8 50.00

3 2½ 49.00

87.00

87.50

87.00

85.00

6,510 175,000

6,700 175,000

8,012 190,000

4,118 150,000

Exteriormente, consta de 3 partes principales: Frontal, Cilindro y Cabezal unidos por 2 pernos laterales (tirantes) con sus respectivas tuercas. Estas tuercas deben ajustarse alternativamente y sucesivamente; en caso contrario se producen esfuerzos asimétricos que alteran el funcionamiento normal de las piezas interiores. Las partes se visualizan en los gráficos.i Exteriormente e interiormente, de acuerdo a los fabricantes y a modelos, pueden estar conformados por 66 piezas (RH-656-4W), 90 piezas (Stoper BBD-46-WS), 100 piezas (Leopard BBC-35-WTH), etc. FABRICANTES Atlas Copco

Toyo Shenyang Compair Holman Gardner Denver Montabert Huascarán Ingersoll Rand

MODELOS Puma BBC – 16W Lion BBC – 24W Leopard BBC – 35WTH Panther BBD – 40W Falcon BBD – 46WS Leg Drill TY -24LD Stoper TY – 280 – JS Leg Drill YT - 27

IMPACTOS/MIN 2300 2050 2250 3000 3000 2450

PESO; lbs 59 64 69 50 85 52 110 57

29 d.2.- Pistón, barra, pie de avance, empujador, pata neumática Es un dispositivo acoplable o fijo cuyas funciones son soportar a la perforadora y mantener al barreno en contacto firme con la roca, además de frenar los movimientos de retroceso de la herramienta que se producen cuando el pistón se acelera y se retarda dentro del cilindro. En la jack leg, consiste en un tubo o cilindro con un pistón o émbolo dentro; exteriormente en el extremo inferior cuenta con uñas y punta con el objeto de que se asiente en el piso, y en el extremo superior con un sistema de empalme a la perforadora. Cuenta con azas. Características: - Longitud total - Longitud de avance - Diámetro del pistón - Peso - Material

54 a 71 pulgadas 35 a 52 pulgadas 2 ¾ a 2 5/8 pulgadas 33 a 50 libras Aluminio

Funcionamiento: El aire comprimido ingresa por los agujeros especiales en la perforadora o por la manguera de aire (racor o enchufe), pasa por la válvula de regulación y el cuello del émbolo hacia el anillo de soporte, empujándolo hacia arriba o hacia adelante. La presión de aire se controla por medio de la empuñadura. Mediante la válvula se purga de aire se elimina rápidamente la presión del avance y se ajusta la posición en altura durante la perforación. d.3.- Accesorios Lubricadora o aceitera Es un depósito pequeño de aceite que se intercala en la manguera de aire comprimido, para enviar el aceite a la corriente de aire por medio de una válvula, que una vez lleno de aceite, asegura una lubricación constante del equipo. Existen modelos automáticos, o sea que cortan el paso del aire cuando se termina su contenido. El consumo medio es de 1/5 de litro de aceite por cada hora de trabajo. El aceite a utilizarse debe ser emulsificante, o sea debe mezclarse con el agua formando una emulsión resistente al lavado por el agua y/o aire comprimido, resistente a los ácidos y óxidos, así como de una elevada viscosidad. El aceite sólo pasará cuando existe presión del aire en la tubería o manguera. Los lubricantes aconsejables son: - Esso Arox EP 65 y Shell Tonna Oil 27R para temperaturas mayores de 25° - Esso Arox EP 38 y Castrol Magma SPX para temperaturas menores de 25° Acoplamiento de garras Son conexiones seguras y rápidas para las mangueras de aire a la perforadora. Requiere de abrazaderas y empaquetaduras (sellos) de jebe.

30 Mangueras de jebe, malla metálica y tela De 3 a 7 capas, resistentes a la abrasión y corte.

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35 e.- Descripción de una Stoper Exteriormente, consta con las mismas partes de una jack leg, a excepción de la empuñadura; en el cabezal va adherido el Pistón de avance, axialmente. Este pistón de avance cuenta en su extremo inferior con una punta para el apoyo sobre el piso. El mando del pistón se efectúa desde la perforadora. Existen modelos en que el Empujador va unido a la perforadora fuera del eje axial. El Funcionamiento es similar a la jack leg. Interiormente, es similar a la jack leg. Características (modelo TY-280-JS): - Peso total - Longitud cerrada - Diámetro del cilindro - Carrera del pistón

50 kg 2,27 m 0,076 m 0,068 m

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38 f.- Drill Jumbo Neumatica (Perforadora de gran volumen) f..1.-Concepto Significa el uso de un fluido comprimible (aire) para accionar los mecanismos de impacto, de rotación, de avance y de posicionamiento de las perforadoras de rocas drifter que se desplazan a través de una viga que puede ser fija o que empalma a un brazo telescópico. f.2.- Características La energía neumática (que puede ser tomada del sistema de de aire comprimido instalado o de una compresora) es normalmente la fuente primaria para la percusión, rotación, avance, posicionamiento y traslación del equipo, que a su vez sirve para accionar los sistemas hidráulicos (gatos, tracción, tablero de mandos, etc). Fuente de energía Velocidad de percusión Velocidad de penetración Diámetro del taladro Amortiguador Medio ambiente Nivel de ruido Barrido Eficiencia de perforación Peso de la drifter

Aire comp.. 59 – 260 psi 2,280 RPM 21 mm/seg 7/8” – 4 ½” Nitrógeno, algunos Partículas de aceite 103 Db Agua/aire 11 % 11 – 145 kg

Su uso es cada vez menor en minería, dada la alta mecanización actual. f.3.- Descripción de una Perforadora Drifter Neumática Características Son máquinas roto-percusivas accionadas por aire comprimido que van montadas sobre brazos o vigas directrices (deslizaderas) en una plataforma o chasis de perforación con un tren de rodaje sobre carriles, neumáticos u orugas. El avance y retroceso de la perforadora es mecánico o automático sobre este brazo, por tornillo sin fin, cable de acero o cadena. Perfora taladros horizontales a verticales. Utiliza barrenos integrales de 25 mm o varillaje extensible de 32 - 38 mm ( en este último caso son de rotación reversible). Existen diferentes marcas y modelos (BBE 57, COP A15, etc.). Requerimientos Aire comprimido Componentes Ver gráfico

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40 g.- Descripción de Drill Jumbo Neumáticas Truck drill O vagones (carretones) de perforación mecanizada montados sobre llantas u orugas. La fuerza de propulsión es neumática, eléctrica (hidráulica) o diesel. Toda la unidad está accionada por aire comprimido, que pone en funcionamiento los sistemas hidráulicos. Trabajan con perforadoras drifter y barrenos integrales o varillas de extensión. Existen modelos que una vez asegurados los brazos de posicionamiento, son inamovibles. Algunos modelos cuentan con cabrestante o winches para efectos de ángulo de trabajo del brazo guiador y elevación de las barras de perforación. Pueden perforar taladros verticales o inclinados (hacia arriba o hacia abajo) de 1 hasta más de 4 pulgadas de diámetro y longitudes mayores de 10 metros. Son conocidos los Wagon drill o Uper drill ( sobre llantas ) y los Crawler drill ( sobre orugas ). Trabajan en interior mina y en superficie. Pueden trabajar con DTH.

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45 Down the hole ( Perforadora dentro del taladro) Características Es una perforadora cuya percusión es de accionamiento neumático y que trabaja en el interior del

taladro (cilindro de acero ubicado en el fondo del taladro, detrás de la broca y similar al resto de la columna de perforación), trasladando al fondo del taladro la energía de cada golpe generado por el pistón. La rotación del inserto y de la columna de perforación se logra con el Cabezal Rotativo que se encuentra en la viga o brazo alimentador exterior, mediante accionamiento hidráulico. Se utiliza en labores de superficie e interior mina ( taladros para voladuras, pasajes de cables y relleno hidráulico, drenaje, etc.). Se pueden lograr taladros mayores de 3 pulgadas de diámetro y hasta de 185 metros de longitud. Utilizan los Truck drill así como otros tipos de vehículos ( camiones ). Componentes Broca: Utiliza tipo cuchilla o cincel, en cruz o en aspa (rocas de mediana dureza) y de botones (rocas muy duras ). Los diámetros utilizados van de 3 a 27 pulgadas. Perforadora: Es de menor diámetro que la broca. COP 32 Diámetro externo 77 mm Diámetro de pistón 60 mm Velocidad rotación 30 - 40 RPM

COP 42 96 mm 76 mm 25 - 35 RPM

Barras de Perforación Varían en diámetro de 3 a 27 pulgadas y en longitudes de 5, 10 y 20 pies c/u. Son huecas y poseen rosca macho en un extremo y hembra en el otro. Adaptador de culata Pieza que trabaja dentro de la drifter, para efectos de la rotación de la barra de perforación.

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50 h.- Cálculos de perforadoras h.1.- Principio de Percusión 1.- Area del émbolo en viaje de trabajo (A) A =  * r2 ; cm2 Donde: r = Radio de cabeza del émbolo; cm 2. Area del émbolo en viaje de regreso (A‟) A‟ = A - Area de cuello del émbolo ; cm2 3. Aceleración del émbolo en viaje de trabajo (a) a = Fuerza/masa a = (presión de aire * A)/(Peso émbolo/gravedad) ; m/seg2 Presión = kg/cm2 Peso = kg Gravedad = m/seg2 4. Aceleración del émbolo en viaje de regreso (a‟) a‟ = (Presión de aire * A‟)/(Peso émbolo/gravedad) ; m/seg2 5. Tiempo del émbolo en viaje de trabajo (t) t = L/a ; seg. Donde: L = Longitud de carrera, es decir longitud cilindro – ancho cabeza del pistón; m 6. Tiempo del émbolo en viaje de regreso (t‟) t‟ = L/a‟ ; seg. 7. Tiempo del ciclo (T) T = t + t‟ ; seg. 8. Número de golpes por minuto (NG/min) NG/min = (60 seg./min)/T ; golpes/min 9. Trabajo efectuado (W) W = Fuerza * Longitud; kg Fuerza = masa * aceleración = (peso/gravedad) * aceleración = Presión * Area W = Presión * Area * Longitud; kgm h.2.- Principio de percusión/rotación 1.- Area del émbolo en viaje de trabajo (A) A =  * r2 (cabeza pistón) -  * r2 (“cuello” barra estriada); cm2 2.- Area del émbolo en viaje de regreso (A) A = * r2 (cabeza pistón) -  * r2 (cuello pistón); cm2

51 3.- Revoluciones por minuto (RPM) RPM = (NG/min)/(GR) Donde: GR = El número de golpes por cada revolución; es decir, el número de dientes de la Caja de Trinquetes. El resto de cálculos son similares a los cálculos para percusión. h.3.- Caudal de aire para perforación (Q) Q = (Volumen/ciclo * 60 seg/min * Rp)/(106 * T); m3/min Donde Q = Caudal de aire consumido por la perforadora. Volumen/ciclo = Area/ciclo * L = (A + A‟) * L; cm3 L = Longitud de carrera; cm Rp = Relación de presión del aire comprimido al aire atmosférico. Esta relación es de 8:1 mayormente, dependiendo de la eficiencia mecánica del compresor, de la luz entre el pistón y el cilindro, etc. 106 = Constante para transformar cm3 a m3 T = Tiempo/ciclo, es decir sumatoria de tiempo de carrera de trabajo y tiempo de carrera de regreso; seg. Ejercicio: Contando con los siguientes datos de una PERFORADORA DE PERCUSION, calcular las fórmulas descritas anteriormente. Diámetro de cabeza del émbolo 7 cm Diámetro del cuello del émbolo 4.5 cm Ancho de cabeza de émbolo 2.0 cm Presión de aire 5 kg/cm2 (71 psi) Peso del émbolo 2 kg Gravedad 9.81 m/seg2 Longitud de carrera del pistón 0.068 m Solución: A = 3.1416 * (3.5)2 A‟ = 38.49 – ((3.1416 * (2.25)2) a = (5 * 38.49)/(2/9.81) a‟ = (5 * 22.59)/(2/9.81) t = 0.068/943.97 t‟ = 0.068/554 T = 0,0085 + 0,0111 NG/min = 60/0.0196 W = 5 * 38,49 * 0,068

= = = = = = = = =

38.49 cm2 22.59 cm2 943.97 m/seg2 554 m/seg2 0,0085 seg. 0,0111 seg. 0,0196 seg. 3,061 golpes/min 13.10 kg

Ejercicio Se tiene una perforadora de percusión-rotación. Con los datos anteriores requeridos y con los siguientes: Diámetro “cuello” barra estriada 2.30 cm Longitud de carrera del pistón 6.80 cm

52 Relación presión aire comp. a aire atm. 5:1 Numero de golpes por cada revolución, 36 Hallar RPM y Q. Solución RPM = 3061 golpes/min/36 = 85 RPM Q = (A + A´) * 60 seg/min * 5/(106 * T) = (38.48 + 22.58) * 6.80 * 60 * 5/(106 * 0.0196) = 6.40 m3/min i.- Velocidad de penetración VP = 31 * (POT/D1.4) Donde: POT = Potencia cinética disponible en el martillo; KW D = Diámetro del barreno; mm Ejemplo POT = 18 KW D = 100 mm Solución VP = 31 * (18/1001.4) = 0.88 m/min El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 257a 259 expresa sobre Perforación y Voladura. j.- Cálculos de perforación/voladura 1.- Cálculo del número de taladros a perforar (N) según el MANUAL DE EXPLOSIVOS de Química Sol S.A. para un frente ciego. N = R/C + KS Donde R = Circunferencia aproximada de la sección; m2 =  S * 4 (NOTA: es Raiz cuadrada de S) S = Sección del frente; m2 = ancho * altura * fcg fcg = Factor de correción geométrica; generalmente es 0.90 C = Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca; m K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca TIPO DE ROCA Roca dura Roca semidura Roca blanda

DISTANCIA TALADROS (C) 0.5 m 0.6 m 0.7 m

COEFICIENTE ( K ) 2 1.5 1

Para el caso de perforación en tajeos o tajos, la distancia entre taladros y entre filas de taladros se obtiene luego de una serie de pruebas, considerando si es perforación horizontal (breasting), inclinada o vertical, entre otros. El resultado de N es teórico, el mismo que debe ser reajustado de acuerdo al trazo de perforación,

53 distribución de taladros en el frente (en un gráfico) y en la labor luego de varias pruebas, antes de ser estandarizado. Ejercicio Datos: a = 2.10 m H = 2.30 m Fcg = 0.9 Roca dura Hallar N Solución S = 2.10 * 2.30 * 0.9 = 4.35 m2 R = 4.35 * 4 = 2.086 * 4 = 8.34 m2 N = (8.34/0.5) + (2 * 4.35) = 25.38 taladros = 26 taladros 2.- Cálculo de Tiempos durante de Guardia Requiere la participación de personal capacitado, quien con el apoyo de instrumentos y materiales de trabajo, se dedicará durante un periodo a medir los tiempos de cada labor que desarrolla el perforista y su ayudante. La finalidad de estas mediciones es conocer los tiempos efectivos Antes, Durante y Después de la Perforación, con los que podremos efectuar los cálculos reales. Debe considerarse el promedio de varios controles, sea en el tajo, materia del estudio o el promedio de mediciones efectuados en varios tajos. Se adjunta 02 hojas CONTROL DE TIEMPOS 3.- Tiempo de perforación por taladro = Tiempo total de perforación/Taladros perforados; min 4.- Velocidad de perforación por taladro = Longitud taladro/Tiempo total perforación taladro; pie/min 5.- Pies perforados por guardia = Longitud taladro * taladros perforados; pie/gdia 6.- Eficiencia de la perforación = (Tiempo efectivo perforación * 100)/8 ; % 7.- Volumen roto por disparo = a * h * p * fcg * e; m3/disparo Donde: a, h y p = Ancho, altura y profundidad del frente de disparo; m fcg = Factor de corrección geométrica, que va de 0,65 a 0,97 En el frente de galería, tajo, chimenea, generalmente es 0,9 e = Eficiencia del disparo, considerando los “tacos” Generalmente es un valor de 0,95 8.- Tonelaje roto por disparo = Volumen roto por disparo * p.e.; TMS/disparo Donde: p.e. = Peso específico del material roto 9.- Peso de dinamita por disparo = Peso de cada cartucho * cartuchos/taladro * taladros cargados; kg En el caso de cartuchos de dinamita de 7/8” * 7”, generalmente es 80 gr. de peso de cada uno. 10.- Número de fulminantes simples por disparo = Número de taladros a encender 11.- Longitud de mecha de seguridad por disparo = Sumatoria de longitudes de mecha de seguridad de las armadas y de chispeador o mecha de seguridad; pie o metros

12.- Factor de potencia del explosivo

54 = Peso total dinamita/tonelaje roto por disparo; kg/TMS El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, en sus artículos 260 a 261 menciona lo relacionado a Volaura No Eléctrica y en sus Artículos 262 a 269, sobre Voladura Eléctrica. 13.- Consumo de aire comprimido por disparo 13.,1.- Para Perforación: Consumo/gdia = Consumo a cota de trabajo * 60 min/hora * TE ; pie3/gdia Consumo a cota de trabajo = Consumo al nivel del mar * F Donde: F = Factor de corrección por altura = (((PaO(Pmh + Pah))/((Pah(PaO + Pmh))) PaO = Presión atmosférica al nivel del mar. Se halla con la Tabla de ATMOSFERAS SEGÚN NORMAS USA 1962 adjunta. Pmh = Presión manométrica (lectura del manómetro). Pah = Presión atmosférica a cota de trabajo.( Tabla ) TE = Tiempo efectivo de trabajo durante la guardia 13.2.- Para Afilado de Barrenos Consumo/gdia = Consumo a cota de trabajo * 60 min/hora * TE * %; pie³/gdia (se sigue el procedimiento anterior, con sus propios datos) TE = Tiempo efectivo de trabajo de afilado durante la guardia % = Barrenos a usar en el tajo * 100/total barrenos afilados en la guardia 14.- Consumo de agua por disparo 14.1.- Para Perforación Consumo/gdia = 0.5 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia 0.5 = Según el Art. 257 del Reglamento de Seguridad Y salud Ocupacional en Minería, se debe utilizar una cantidad mínima de 0,5 lt/seg. de agua y una presiónde 0.3 kg/cm2. TE = Tiempo efectivo de trabajo de perforación durante la guardia 14.2.- Para Lavado del Frente de Perforación Consumo/gdia = 2 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; lt/gdia 2 = Empíricamente se considera 2 lt/seg. la cantidad mínima de agua a usar para el lavado del frente de trabajo. 14.3.- Para Afilado de Barrenos Consumo/barrenos usados en gdia = 0.25 lt/seg * 3600 seg/hora * TE; * %; lt/gdia 0.25 = Empíricamente se considera 0,25 lt/seg. la cantidad mínima de agua a usar para el afilado de barrenos. % = Barrenos a usar en un tajo/ total de barrenos afilados en la gdia. Ejercicio: Conociendo los siguientes datos, realizar los cálculos para un tajeo utilizando los cuadros y las fórmulas anteriormente descritos: Número de taladros

Longitud de cada taladro

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5 pies

55 Ancho del frente del disparo Altura del frente de disparo Profundidad del frente de disparo Factor de corrección geométrica Eficiencia de disparo Peso específico del mineral Peso de cada cartucho de dinamita Número de cartuchos por taladro Longitud de cada armada Consumo de aire de perforadora a nivel del mar Consumo de aire de afiladora a nivel del mar Cota de trabajo Número de barrenos afilados por guardia Número de barrenos a usar en la labor Presión manométrica de perforación Presión manométrica de afilado Horas efectivas de perforación Horas efectivas de lavado de frente Horas efectivas de afilado de barrenos

3,5 m 2,3 m 1,5 m 95% 2,9 0,08 kg 5 7 pies

0,9 m

254 pie3/min 25 pie3/min 4000 msnm 40 2 80 psi 70 psi 3,43 0,17 6

Solución: 1.- Cálculo de tiempos durante la guardia: Se adjunta los cuadros de control de tiempos de perforación . 2.- Tiempo total perforación/taladro = 205,44 min/27 taladros = 7,61 min/taladro 3.- Velocidad media de perforación = 5/7,61 = 0,66 pie/min 4.- Pies perforados por guardia = 5 * 27 = 135 pie/gdia 5.- Eficiencia de perforación = (3,43/8) * 100 = 42,88% 6.- Volumen roto por disparo = 3,5 * 2,3 * 1,45 * 0,9 * 0,95 = 10,32 m3 7.- Tonelaje roto por disparo = 10,32 * 2,9 = 29,93 TMS 8.- Peso dinamita por disparo = 0,08 * 5 * 27 = 10,8 kg 9.- Número de fulminantes simples No.6 = 27 10.- Longitud de mecha de seguridad = (7 * 27) + 3,28 = 192,28 pies = 58,61 m 11.. Factor de potencia = 10,8/29,93 = 0,36 kg/TMS 12.- Consumo de aire comprimido por disparo - Para perforación F = [14,689(80 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 80)] = 1,54 Consumo a cota de trabajo = 254 * 1,54 = 391.16 pie3/min Consumo/gdia = 391.16 * 60 min/hora * 3,43 hora = 80,500.73 pie3/gdia -

Para afilado F = [14,689(70 + 8,947)]/[8,947(14,689 + 70)] = 1,53 Consumo a cota de trabajo = 25 * 1,53 Consumo/gdia = 38,25 * 60 min/hora * 6 * ( 2/40 )

13.- Consumo de agua por disparo

= 38,25 pie3/min = 688,5 pie3/gdia

56 - Perforación = 0,5 * 3600 * 3,43 - Lavado de frente = 2 * 3 600 * 0,17 - Afilado de barrenos = 0,25 * 3 600 * 6 * (2/40) CONTROL Labor : Guardia:

Tajo 605-W Día

DE

= 6 174 lt/gdia = 1 224 lt/gdia = 270 lt/gdia TIEMPOS

Personal:

Pedro Rojas Juan Macuri

ANTES DE LA PERFORACIÖN 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7.

Caminatas Inoperativos Lavado de frente Desate de rocas Preparación de la plataforma Instalación del equipo Prueba de la máquina SUB TOTAL

Minutos 7.00 40.00 20.00 15.00 20.00 6.00

Horas 0.11 0.67 10.00 0.33 0.25 0.33 0.10

118.00

0.17

1.97

DURANTE LA PERFORACIÖN 1. 2. 3. 4. 5. 6.

Desate de rocas Cambio de barrenos (a) Posicionamiento – empate (a) Perforación – barrido (a) Retiro de barreno (a) Barreno plantado (a)

ALMUERZO

22.56 16.01 20.22 155.90 5.47 7.84

0.68 0.26 0.34 2.59 0.09 0.13

SUB TOTAL

228.00

3.80

SUB TOTAL

30.00

0.50

7.00 30.00 15.00

0.12 0.50 0.25

DESPUËS DE LA PERFORACIÖN 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7.

Caminatas Inoperativos Desinstalación del equipo y traslado Preparación de 27 cebos Carguio de taladros Preparador del chispeador Chispeo manual SUB TOTAL TOTAL

12.00

30.00 3.00 7.00

0.50 0.05 0.12

104.00

1.73

0.20

480.00 8.00 (a) Control de tiempos de perforación (in situ).

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

ALTITUD m 0 100 200 300 400 500 600 800 100 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 2600 2800 3000 3200 3400 3600 3800 4000 4500 5000 5500 6000

PRESION lb/pulg² 14,689 14,515 14,341 14,167 14,007 13,848 13,674 13,355 13,036 12,717 12,412 12,108 11,181 11,528 11,238 10,926 10,701 10,426 10,165 9,918 9,657 9,411 9,179 8,947 8,367 7,830 7,323 6,844

TEMPERATURA °C 15,0 14,4 13,7 13,1 12,4 11,8 11,1 9,8 8,5 7,2 5,9 4,6 3,3 2,0 0,7 0,6 1,9 3,2 4,5 5,8 7,1 8,4 9,7 11,0 14,2 17,5 20,7 24,0

DENSIDAD lb/pie² 0.076 0,076 0,075 0,074 0,074 0,073 0,072 0,071 0,069 0,068 0,067 0,065 0,064 0,063 0,062 0,060 0,059 0,058 0,057 0,056 0,054 0,053 0,052 0,051 0,048 0,046 0,043 0,041

Los cambios de tiempo pueden dar lugar a que los valores tabulados para la presión alrededor del 0 – 5% y lo relativo a la Densidad varían en un 0 – 20% aproximadamente. Sintetizando, de la Tabla de Control de Perforación anterior, se desprende que el tiempo “real” de perforación con una Jack leg es de 205.44 minutos para 140 pies de taladros; lo que significa que la velocidad media de perforación es de 1.47 min/pie de taladro (88 seg/pie).

59 k.- Cálculos de rendimiento y avance de perforadora jack leg Rendimiento de la perforadora ( R ) R = 60 min/hora * V * T * N Donde: R = Rendimiento de la perforadora; m/gdia. V = Velocidad de perforación; m/min T = Horas normales por guardia; 8 horas t = Horas netas de perforación; horas N = Factor de perforación; relación t/T; s/u Avance teórico por disparo = R/Número de taladros/gdia; m Ejemplo Una perforadora jack leg tiene una velocidad de avance de 10 pulg/min y trabaja 4.50 horas perforando 30 taladros durante la guardia normal de 8 horas de trabajo. Calcular el rendimiento del equipo y el avance teórico por disparo. Solución R = 60 min/hora * (10 pulg/min * 0.0254 m/pulg) * 8 hora/odia * (4.50/8) = 68.58 m de tal/gdia Avance = 68.58 m de tal/odia/30 tl/odia = 2.29 m Ejemplo Una stoper avanza 12 pulg/min en un frente de 3 m * 3 m durante 3.5 horas; el tiempo de perforación por taladro es de 6 min. Calcular el número de taladros a perforar, el rendimiento y el avance teórico por disparo. Solución No. Taladros/gdia = (3.50 horas * 60 min/hora)/6 min/tal = 35 taladros R = 60 * (12 * 0.0254 m/pulg) * 6 min/tal * (3.50/8) = 48.01 m/gdia Avance teórico = 48.01 m/gdia/35 tal = 1.37 m

l.- Cálculo de costos l.1.- Concepto de Costo: Es la sumatoria de valores reales o financieros utilizados en la producción de un bien o en la prestación de un servicio y durante un periodo determinado. Puede ser referido a costos por volumen, por peso, por tiempo, por longitud, etc. l.2.- Fines del Costos: - Conocer el valor de la actividad (gasto con respecto a lo producido) - Analizar las labores que intervienen y sus propios requerimientos - Servir de base para la toma de decisiones - Brindar información económica real y oportunamente l.3.- Tipos de Costos:

60

l.3.1.- Costos de Propiedad.- Constituidos por la AMORTIZACION del capital invertido en la adquisición del bien y por la DEPRECIACION del bien. En el precio de adquisición debe considerarse: Precio FOB (Free on Board, Franco a Bordo), es decir el precio del bien puesto en el Puerto de origen o de embarque, o del vendedor. En este caso, los costos de embarque, impuestos, seguros y fletes al lugar de destino, son a cuenta del comprador. Precio CIF (Cost, Insurance and Freight, costo, seguro y flete), es decir el precio de adquisición del bien puesto en el Puerto de destino o del comprador. En este caso, los costos de embarque, impuestos, seguros y fletes al puerto de destino es a cuenta del vendedor. Cualquiera sea el caso, además se debe incluir los costos de transporte, embalaje, seguro, ensamble, etc. Se halla aplicando las siguientes fórmulas: 1.- Amortización: O monto periódico de devolución, pago periódico o recuperación del capital invertido. Se halla aplicando la siguiente fórmula: a = A[((1 + i)n * i)/(1 + i)n - 1))] También se aplica la siguiente fórmula: a = (A * i * Fi)/Horas de operación por año Fi = (n + 1)/2n Donde: a = Amortización A = Monto invertido, monto del préstamo o Valor Presente i = Tasa de interés n = Vida útil del bien, número de cuotas de devolución. Es en base a estándares y/o experiencias. Fi = Factor de inversión. En este caso, está dado en años. 2.- Depreciación: O disminución del valor por obsolescencia o por desgaste por operación del bien, o fondo de reposición. En principio este factor es difícil de establecer por ser muy variables las condiciones de trabajo y el servicio de mantenimiento o reparación del bien tratado. Para depreciar, se debe considerar el VALOR RECUPERABLE al final de su vida útil; este valor de salvataje oscila entre el 10 y el 25 % del costo de adquisición. El más usual es 20 % del costo de adquisición; el resto ( 80 % ), dividido entre la vida útil, constituye la Depreciación. D = 0.8 * Precio adquisición/Vida útil Se amortiza y se deprecia la perforadora y el afilador de barrenos.

61 l.3.2.- Costos de Operación 3.- Costo de Mantenimiento: Constituido por los costos de mano de obra, materiales, instalaciones, herramientas, etc. durante la vida útil de cada bien adquirido. Este costo ofrece gran variación por las condiciones particulares de cada caso: En Argentina, Chile y Brasil consideran el doble del Monto de Adquisición dividido por la vida útil. En Estados Unidos y en el Perú, generalmente se considera el Valor de Adquisición dividido por la vida útil (especialmente en minería). Se usa la fórmula: M = Precio de adquisición/Vida útil 4.- Costo de aire comprimido 4.a.- Para Perforación = Consumo a cota de trabajo * costo/pie3 * 60 min/hora * TT Donde: TT = Tiempo total de perforación; horas 4.b.- Para Afilado de Barrenos = Consumo a cota de trabajo * costo/pie3 * 60 min/hora * TT * % Donde: TT = Tiempo total de afilado de los barrenos durante la guardia. Generalmente, sólo se afila durante el día (una sola guardia por día). % = Número de barrenos afilados para el tajo en estudio, del total de barrenos afilados durante la guardia 5.- Costo de agua 5.a.- Para Perforación = Consumo/gdia * Costo por litro 5.b.- Para Lavado de Frente de Perforación = Consumo/gdia * Costo por litro 5.c.- Para Afilado de Barrenos = Consumo/gdia * Costo por litro * % Donde: % = porcentaje de consumo de agua para el afilado de los barrenos para el tajo en estudio, del total de barrenos afilados en la guardia.

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

Cant.

Casco minero Tapones para oídos (par) Anteojos de seguridad Respirador contra polvo Filtro para respirador Guantes de cuero (par) Botas de jebe (par) Pantalón de jebe Saco de jebe Mameluco Lámpara a batería Correa porta-lámpara TOTAL $

1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

Costo $ 10 2 4 9 1 3 28 20 20 8 100 12

Duración Guardias 1560 52 156 312 6 13 104 104 104 156 1560 936

Costo/gdia $ 0.0064 0.0385 0.0256 0.0289 0.1667 0.2308 0.2692 0.1923 0.1923 0.0513 0.0641 0.0128 1.2789

6.b.- Para Supervisores Mina Excluyendo Tapones para oídos, pantalón y saco de jebe, el Costo/gdia es de $ 0.5801. Este costo que corresponde a cada supervisor, debe dividirse entre las labores a su cargo. 6.c.- Para Afilador de Barrenos Es similar al costo de perforista, es decir el Costo/gdia es de $ 1.2789. Este costo se multiplica por el % de barrenos afilados para el tajo, del total afilados en la guardia. 7.- Costo de Herramientas y Accesorios para Perforación y Voladura IMPLEMENTOS

Cant.

Barretilla de 8 pies Llave Stillson 18 pulgadas Sacabarreno hechizo Pico Lampa Combo de 6 libras Cucharilla de 6 pies Atacador de madera Punzón Cuchilla Fósforo (cajita) Manguera de aire (m) Manguera de agua (m) Aceite de lubricación TOTAL

1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 10 10 1/8

Costo $ 15 30 5 9 9 10 3 2 0,5 0,1 0,06 60 45 1

Duración Guardias 156 312 312 156 156 312 120 20 52 78 26 208 208 1

costo/gdia $ 0.0961 0.0961 0.0160 0.0577 0.0577 0.0321 0.0250 0.1000 0.0096 0.0013 0.0023 0.2885 0.2164 1.0000 1.9986

63 8.- Costo de Salarios/Leyes Sociales/Indemnizaciones Al salario que percibe el trabajador (100 %), se le incrementa los siguientes porcentajes, cuyos montos son retenidos o pagados a las instancias respectivas por el empleador. Salario Que percibe el trabajador

100.00 %

Leyes Sociales EsSalud SNP (Sistema Nacional de Pensiones) SCTR (Seguro Complementario de Trabajo de Riesgo Ley 26790, se paga a seguros particulares) IES (Impuesto Extraordinario de Solidadridad, ex fonavi) Sub total

9.00 % 11.00 % 3.60 % 2.00 % 25.60 %

Indemnizaciones Tiempo de servicios (30 tareas) Gradtificaciones (60 tareas) Vacaciones (30 tareas) Enfermedad (D.L. No. 22482, 20 tareas) Dominicales (52 tareas) Feriados (10 tareas)

Sub total

TOTAL

9.90 % 19.80 % 9.90 % 6.60 % 17.16 % 3.30 % 66.66 % 192.66 %

Nota: En el caso del perforista y su ayudante, se considera el 100%, en el caso de cada Supervisor, se divide entre las labores a su cargo durante la guardia y en el caso del afilador de barrenos, se multiplica por el % de barrenos. Estos porcentajes pueden variar, en base a modificaciones expresas (bonos de producción, vacaciones truncas, asignación familiar Ley 25129, sobretiempos, etc.). 9.- Costo de Barrenos = (Costo adquisición juego/vida útil juego) * pie/gdia perforado Donde: Costo adquisición juego = Costo de c/u de los barrenos utilizados Vida útil juego: Patero 700 pies con 6 afiladas Seguidor 700 pies con 8 afiladas Total 1400 pies Pies perforados por taladro de 5 pies y por guardia: Patero 2 pie/tal * 27 tal = 54 pies/gdia Seguidor 3 pie/tal * 27 tal = 81 pies/gdia Total 135 pies/gdia

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10.- Costo de Dinamita = Cartuchos/taladro * taladros a cargar * costo/cartucho 11.- Costo de Fulminantes Simples No. 6 = Taladros a cargar * costo/fulminante 12.- Costo de Mecha de Seguridad = Longitud total de Mecha de Seguridad * costo/metro = (m/tal * No. tal + 1 m) * costo/m 1m = chispeador o mecha de seguridad 13.- Costo de Otros (Varios) Se considera aquí, los demás costos que intervienen directa o indirectamente en esta labor, como: transporte del personal, administrativos, convenios, utilidades (caso de terceros), etc. = 10% del total de los costos anteriores, generalmente. 14.- COSTO TOTAL = Sumatoria de los costos anteriores 15.- COSTO POR TONELADA ROTA = Costo total/toneladas rotas Ejercicio: Cálculo de costos Perforación - Voladura en Tajo Jackleg SHENYANG YT 27 (incluye lubricadora) Costo de adquisición $ 3,300 Vída útil, 20 meses (150,000 pies) Afiladora GRINDEX SENIOR Costo de adquisición $ 2,200 Vida útil, 60 meses Barrenos Integrales Patero $ 89 Seguidor $ 107 Total $ 196 Tasa de interés: 1.5% mensual 1 mes, 26 días 1 día, 2 guardias (excepto Afilado de Barrenos) Costo Aire Comprimido: 0.0010 $/pie3 Horas totales de perforación: 3.43 horas Horas totales de lavado del frente: 0.17 horas Horas totales de afilado de barrenos: 6 horas Barrenos afilados por guardia: 40 Costo de agua: 0.000008 $/lt Salarios: Perforista $ 5.50

65 Ayudante $ 4.50 Afilador $ 5.00 Capataz $ 7.00 ( 8 labores) Sobrestante $ 10.00 ( 24 labores) Jefe de Mina $ 15.00 ( 72 labores) Superintendente $ 20.00 (100 labores) Beneficios sociales e Indemnizaciones: 82.26 % del salario Costo dinamita 7/8” * 7” * 65%: 0.42 $/cartucho Costo fulminante simple No. 6: 0.32 $/unidad Costo mecha de seguridad: 0.36 $/m Longitud de mecha por taladro: 2.10 m Toneladas rotas por disparo: 30.33 TMS Cartuchos por taladro a cargar: 5 Taladros a cargar: 27 Consumo aire para perforación a cota de trabajo: 391.16 CFM Consumo aire para afilado a cota de trabajo: 38.25 CFM Consumo agua para perforación: 6,354 lt/gdia Consumo agua lavado frente: 1,224 lt/gdia Consumo agua para afilado barrenos: 540 lt/gdia Solución: 1.- Amortización 1.a.- Perforadora: a = 3 300[((1 + 0.015)20 * 0.015))/((1 + 0.015)20 - 1))] a = 192. 21 $/mes a = 192.21/(1 mes * 26 dias/mes * 2 gdia/día) 1.b.- Afiladora: a = 2 200[((1 + 0.015)60 * 0.015))/((1 + 0.015)60 - 1))] a = 55.87 $/mes a = 55.87 $/mes/(1 mes * 26 Gdia/mes * 1 gdia/día) = 2.15 $/gdia a = 2.15 $/gdia * (2 barrenos/40barrenos/gdia)

= 3.70 $/gdia

= 0.11 $/gdia

Nota: 2/40 significa el número de barrenos afilados utilizados en la labor (2) con relación al número de barrenos afilados durante la guardia (40). 2.- Depreciación 2.a.-Perforadora: D = (0.80 * 3,300 $)/(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) 2.b.- Afiladora: D = (0.80 * 2,200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día) 3.- Mantenimiento 3.a.- Perforadora: M = 3,300 $ /(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) $/gdia

= 2.54 $/gdia

= 0.06 $/gdia

= 3.17

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

= 0.07 $/gdia

4.- Costo de aire comprimido 4.a.- Costo de aire comprimido para perforación = 391.16 pie3/min * 0.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 3.53 horas

= 82.85 $/gdia

4.b.- Costo de aire comprimido para afilado de barrenos = 38.25 pie3/min* 0.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 6 horas * (2 barrenos/40 barrenos/gdia)

= 0.69 $/gdia

5.- Costo de agua 5.a.- Costo de agua de perforación = 6,354 lt/gdia * 0.000008 $/lt

= 0.05 $/gdia

5.b.- Costo de agua para lavado frente perforación = 1,244 lt/gdia * 0.000008 $/lt

= 0.01 $/gdia

5.c.- Costo de agua para afilado de barrenos = 540 lt/gdia * 0.000008 $/lt * (2 barrenos/40 barrenos/gdia)

= 0,0002 $/gdia

6.- Costos de implemento de seguridad Perforista Ayudante Capataz 0.5801/8 Sobrestante 0.5801/24 Jefe de Mina 0.5801/71 Superintendencia 0.5801/100 Afilador 1.2789 * (2/40)

1.2789 $/gdia 1.2789 $/gdia 0.0725 $/gdia 0.0242 $/gdia 0.0081 $/gdia 0.0058 $/gdia 0.0640 $/gdia = 2.7324 $/gdia

Nota: Se halló anteriormente 7.- Costo de herramientas y accesorios para perforación y voladura Se halló anteriormente 8.- Costo de salarios Perforista Ayudante Afilador Capataz Sobrestante Jefe de Mina Superintendente

5.5 * 1.9266 4.5 * 1.9266 5 * 1.9266 * (2/40) 7 * 1.9266/8 10 * 1.9266/24 15 * 1.9266/72 20 * 1.9266/100

= 1.9986 $/gdia

10.60 $/gdia 8.67 $/gdia 0.48 $/gdia 1.69 $/gdia 0.80 $/gdia 0.40 $/gdia 0.39 $/gdia = 21.79 $/gdia

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

= 18.90 $/gdia

67 10.- Costo de dinamita = 5 cart/tal * 27 tal * 0.42 $/cart

= 56.70 $/gdia

11.- Costo fulminante simple No. 6 = 27 fulm.* 0.32 $/fulm.

= 8.64 $/gdia

12.- Costo mecha de seguridad = ((2.10 m/tal * 27 tal) + 1 m) * 0.36 $/m

= 20.77 $/gdia

SUBTOTAL

= 226.03 $/gdia

13.- Costo de otros (varios) = 10% de costos anteriores

= 22.60 $/gdia

14.- COSTO TOTAL = 224.7881 + 22.48

= 248.63 $/gdia

COSTO/ TONELADA = 248.63 $/gdia/30.33 TMS/gdia

= 8.20 $/TMS

m.- Reglamentaciones sobre Perforación y Voladura El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera (D.S. No. 046-2001-EM), en sus artículos 226° y 227° especifican lo relacionado a Perforación; en sus artículos 211° a 225° sobre Voladura No Eléctrica y en sus artículos 228° y 231° a 237° sobre Voladura Eléctrica, los mismos que serán leídos y comentados en clase.

68 n.- Barrenos, varillas de perforación n.1.- Concepto Son barras de acero especial de mayor dureza que la roca. Transmiten el golpe, presión y/o rotación al terreno produciéndose la trituración de la roca de acuerdo al diámetro del extremo cortante o rompiente. El acero de las barras debe reunir los siguientes requisitos: - Alta resistencia a la fatiga - Alta resistencia a la flexión - Alta resistencia al desgaste en roscas y culatas Los mismos que se obtienen por: - Carburización, que incrementa en contenido de carbono en una capa superficial; es efectuada en un horno introduciendo un gas rico en carbono a una temperatura de 925°C, obtieniéndose un acero con alto contenido de carbono, utilizado para barrenos integrales. La parte de la culata es tratada térmicamente por separado para resistir las cargas de impacto del pistón. - Endurecimiento superficial (alta frecuencia HF), que brinda una superficie con alta resistencia a la fatiga, al ser calentada rápidamente hasta unos 900°C para luego ser sumergida en agua. Este método HF es usado como tratamiento de roscas de barras, manguitos de acoplamiento y varios tipos de brocas. - Bombardeo de la superficie con perdigones de acero, para aumentar la resistencia a la fatiga del acero. - Protección contra la corrosión, es un tratamiento de la superficie del acero, tanto por fuera como en el orificio axial de barrido mediante una fosfatación y aplicación de una fina capa de cera, cuya protección será durante su vida útil. El metal duro (carburo cementado) es una mezcla de carburo de tungsteno y cobalto (88 a 84% y 6 a 12 % respectivamente), sinteriados. El carburo de tungsteno imparte la dureza y la resistencia al desgaste mientras que el cobalto dará la tenacidad. Los insertos se sueldan dentro de encajes fresados en el acero. Los materiales de soldar más usados son: cobre, bronce y plata. Los botones se fijan por contracción o presión en frío. Se efectúan taladros en el cuerpo de la broca, la cual después es calentada y los botones con colocados en posición. Cuando el acero se enfría, el taladro se contrae fijando los botones firmemente. n.2.- Barrenos integrales Consisten de una barra con una culata forjada a un extremo y una broca, forjada también, con inserto al otro extremo. Las barras generalmente son designados H19, H22 y H25 donde H indica la barra hexagonal y los números indican las medidas en milímetros entre caras opuestas del hexágono.

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Serie de Barrenos Integrales Nombre Patero Seguidor Pasador

Diámetro Inserto 40 mm 39 mm 38 - 37 mm

Longitud Total 0,80 a 1,20 m 1,60 m 2,40 a 3,20 m

En el mercado existen barrenos integrales de 27 a 51 mm de diámetro del inserto. Se utilizan mayormente los barrenos con insertos tipo Cincel, tipo Insertos Múltiples (que tienen la cabeza en forma de una pequeña broca, que reduce los riesgos de atascamiento en los taladros), con 3 ó 4 pastillas y tipo de botones. En una cara de la cabeza del barreno, el agua de barrido sale a través del orificio axial. Existen los barrenos integrales roscados en uno de sus extremos. Actualmente se repotencian (reconstruyen), cortando las cabeza totalmente, forjándolos y soldando otro inserto. Se les reconoce porque exteriormente y a todo lo largo de la barra se le forja un canal. n.2.1.- Partes de un Barreno Integral - Espiga o zanco.- es el extremo que ingresa en la bocina de la perforadora. Su longitud es de 4 ¼ pulgadas generalmente, existiendo también de 6 ¼ pulgadas. - Culata o culatín.- es la superficie transversal de la espiga, que recibe y transmite los golpes del pistón. En su borde exterior cuenta con un chaflán. - Orificio de barrido.- con un diámetro de ingreso de 11/32“  hasta aproximadamente la mitad de la longitud de la espiga, y de allí hasta la broca de 9/32”; comunicando a un lado del ancho de la broca, con determinado ángulo. - Collar o collarín.- Es una prominencia o anillo forzado que sirve para mantener el barreno dentro de la bocina con la ayuda de la grampa de la perforadora. Su diámetro es de 1 3/8 pulgadas y su longitud es de 3/8 de pulgada; cuenta con una superficie de golpeo, radio y cuello. - Barra o cuerpo.- De acero hexagonal, cuya longitud y medidas entre caras opuestas son variables. - Broca, extremo con dispositivo de corte o cabezal.- contiene la pastilla o inserto soldado en su canal. Cuenta con el orificio de salida de agua. Las diámetros son variables. Cuenta con una base del inserto, flancos del inserto, altura del inserto, radio del inserto, ángulo de incidencia, ángulo de corte, anchura del inserto, ancho de la broca, filo y chaflán de desgaste. ñ.- Barrenos acoplables a brocas En lugar del extremo con dispositivo de corte, cuentan con una conicidad (de 7 a 12°) que sirve para alojar brocas con una platina de bronce entre ellos para una mejor adherencia y que no se suelden por la energía no utilizada (que se transforma en calor), así como para facilitar el cambio de broca. Generalmente utilizan brocas descartables en cruz o en X de 4 insertos (múltiples). Pueden usar brocas afilables.

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73 o.- Varillas acoplables o de acoplamiento Forman un tren o columna de barras para perforar taladros largos, gracias a las roscas externas en sus extremos y a las roscas internas de los manguitos de acoplamiento o coplas, que une a las varillas, adaptadores de culata y brocas. El ajuste de estos componentes debe ser de tal forma que se mantenga unidos convenientemente permitiendo una transmisión directa de la energía de impacto o presión. Excesos de ajuste dificultan el desacoplamiento. La energía no utilizada se transforma en calor en las uniones, pudiendo soldarse la varilla y la copla en las superficies roscadas o transformar al acero haciéndolo fácil de romper. o.1.- Componentes: - Barras de Extensión.- O varillas de extensión, de sección hexagonal o circular con rosca de mayor, igual o menor diámetro. También existen varillas con roscas dobles para en caso de desgaste de la primera parte de la rosaca, ésta se corta y se puede entonces seguir perforando con la segunda parte. Existen barras con culata, espiga y collar en un extremo y rosca en el otro; como barras a las que se acoplan la espiga y collar. Los tipos de rosca son variados: Rosca R (soga), que se usa en varillas pequeñas de 22 a 38 mm. Rosca T, se usa en varillas de 38 a 51 mm de diámetro. Rosca C, usado en varillas de 51 y 57 mm de diámetro Rosca GD o HI, que tiene unas características intermedias entre rosa R y la T. También existen roscas especiales como la rosca en espiral a todo lo largo de la varilla, que puede irse cortando a medida que los tramos se gastan, con el inconveniente de no trabajar con longitudes estándar. Los diámetros de estas últimas varillas disponibles son de 32, 38 y 45 mm.

- Adaptadores de Culata.- Que constituyen parte de la primera barra y sirven para que se fijen a las perforadoras y así transmitir la energía de impacto, la rotación del varillaje y el empuje. Básicamente existen dos tipos de adaptadores: De arrastre Leyner (sin estrías) para varillas de 25 a 32 mm y Estriados (con 4 a 8 estrías) para varillas de 38, 44 y 50 mm de diámetro La longitud es generalmente de 12 pulgadas. La forma depende del diseño del buje de rotación o bocina de la perforadora.

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- Manguitos de Acoplamiento o Coplas.- que fijan las varillas unas a otras con ajuste tal que aseguren un contacto de los extremos de las varillas y que la transmisión de la energía sea efectiva. Cuenta con rosca interior (hembra). Sus longitudes varían de 5 a 7 pulgadas. Existen manguitos sin tope central (a), con tope central (b) y (c), con estrías (d) y con aletas (e).

75 DIAMETROS DE MANGUITOS PARA DIAMETROS DE VARILLAJE DIAMETRO DE BROCA (mm) 41 45 51 57 64 70 76 89

DIAMETRO DE VARILLA (mm) 25 28 32 32 38 38 45 51

DIAMETRO DE MANGUITOS (mm) 36 40 44 44 55 55 63 72

VIDA DE ACCESORIOS DE PERFORACION ACCESORIO Barrenos integrales Intervalo de afilado Vida de servicio Brocas de pastillas Intervalo de afilado Vida de servicio Brocas de botones Diámetro menor a 64 mm Intervalo de afilado Vida de servicio Diámetro menor de 57 mm Intervalo de afilado Vida de servicio Varillas extensibles Vida de servicio Manguitos Adaptadores Vida de servicio Perforadoras neumáticas Perforadoras hidráulicas

TAJO ABIERTO

SUBTERRANEO

20 – 250 m 150 – 800 m

20 – 250 m 200 – 800 m

20 – 150 m 200 – 1200 m

20 – 150 m 250 – 1200 m 250 – 1300 m

60 – 300 m 400 – 2500 m 100 – 300 m 300 – 1300 m 600 – 1800 m 100 % vida varillas

1000 – 1600 m 100 % vida varillas

1500 – 2000 m 3000 – 4000 m

1200 – 1600 m 2500 – 3500 m

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78 p.- Brocas Son los elementos del cuerpo de perforación que realizan el trabajo de trituración de la roca. La parte de la broca que está en contacto con la roca es un metal de carburo de tungsteno y cobalto. La caja (socket) pueden ser de longitud corta o mayor (honda), con superficie interior lisa (cónica) o roscada (cilíndricamente). Cuentan con uno o más orificios centrales y laterales por los que se inyecta el fluido de barrido para remover el detrito y poseen una hendiduras por las que pasan y sacienden las partículas de polvo producidas Pueden ser de los tipos: De pastillas o de cincel, de una sola pastilla o plaquita, de 3 pastillas o plaquitas, de 4 plaquitas dispuestas en ángulo recto o en cruz, un solo inserto de 4 pastillas o plaquitas en cruz o en X (en este último caso, las plaquitas forman ángulos de 75° y 105° unas con otras Estas brocas se fabrican de 35 a 57 mm de diámetro en cruz y de 64 a 127 en X. Pueden ser de múltiples afiladas o descartable. Brocas de botones, que disponen de unos botones o insertos cilíndrico de carburo de tungsteno distribuidos sobre la superficie de la misma. Se adaptan mejor a la peroforación rotativa, obteniéndose velocidades de avance superiores con con brocas de pastillas. También presentan una mayor resistrencia al desgaste debido no solo a la forma de los botones sino incluso a la sujeción más efectiva del acero, por contracción o presión en frío, sobre todo el contorno de los insertos Se fabrican en diámetros que van desde los 50 mm hasta los 251 mm. Brocas especiales, con diseño especial como las brocas Patilladoras, Rameadoras o Escariadoras y las brocas Balísticas. q.- Broca tricónica, trépano Es propio de la perforación rotativa (rotación/presión). Consiste de un cuerpo que se compone de tres rodillos cónicos móviles (mediante cojinetes de bolas y de rodillos) equipados con insertos de metal duro (cincel o botones) distribuidos en los tres rodillos de manera que toda la superficie del fondo del taladro sea cubierta cuando la broca esté en rotación. Para roca suave (arcillas, limo) y roca medianamente duras (calizas, areniscas, diorita) se prefiere el uso de brocas tricónicas con insertos de plaquitas tipo cincel y para roca dura (fierro, taconita) se prefiere la broca con insertos de botones. La broca para roca dura y abrasiva tiene un espacio menor entre los botones. La clase de metal duro puede variar de acuerdo a las propiedades de la roca a ser perforada. Existen brocas tricónicas desde 2 a más de 17 ½ pulgadas de diámetro. La penetración en la roca ocurre por la combinación de 3 acciones: 1) EMPUJE CONTRA LA ROCA, fuerza principal que causa la penetración de los insertos (dientes) hasta en un 80% de su longitud, al exceder a la fuerza compresiva de la roca. 2) ROTACION, es decir el empuje cesa y la palanca comienza por la rotación del como, haciendo que la roca ceda y se parta en pequeños pedazos por medio de corte.

79 3) BARRIDO, es decir el detritus es evacuado a superficie por acción del agua y/o aire y por la rotación de la barra. El principio de empuje, penetración y partición de la roca se visualiza en el siguiente gráfico:

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

Max Pulldown (lbs)

5 7/8 6 6¼ 6¾ 7 7/8 8¾ 9 9 7/8

27,958 29,160 31,641 36,906 50,233 62,016 65,610 78,988

Diameter (in) 10 5/8 11 12 ¼ 13 ¾ 14 ¾ 15 17 ½

Max Pulldown (lbs) 91,441 98,010 121,551 153,141 176,226 182,250 248,063

(*) Datos tomados del Catálogo de Ferreyros S.A.A. (pág. 60) Vida Util de la Broca Tricónica Vida del tricono = (28,140 * D1.55 * E-1.67 * 3 * Vp)/N Donde: D = Diámetro del tricono; pulgadas E = Empuje sobre la roca; miles de libras Vp = Velocidad de penetración; m/hora N = Velocidad de rotación; RPM Ejercicio Hallar la vida del tricono de 9 pulgadas de diámetro, empuje sobre la roca de 39,000 libras, velocidad de penetración de 34 m/hora y velocidad de rotación de 60 RPM.

80 Solución Vida tricono = (28,140 * 91.55 * 39-1.67 * 3 * 34)/60 = 3,174 m Las barras estabilizadoras suelen tener una vida media de 11,000 a 30,000 metros. ROCA ABRASIVA

ROCA LIGERAMENTE ABRASIVA O NO ABRASIVA

20 – 25 m 250 – 350 m

150 m 900 – 1200 m

60 – 100 m 350 – 600 m

300 m 900 – 1200 m

Brocas de plaquitas tipo cincel  Intervalo entre afiladas  Duración en servicio Brocas de botones  Intervalo entre afiladas  Duración en servicio

q.1.- Partes de la Broca Tricónica: Ver gráficos adjuntos r.- Selección de un Tricono El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente: EM = (810 * D2 /9); lb El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D ; lb/pulg El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula: EP = (Resist. Compresión/5) * D La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula: RC = EJ * 5; lb/pulg2 Ejemplo: En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas una roca con una resistencia a la compresión de 30,000 lb/pulg 2 (206.8 MPa). Hallar los empujes y la resistencia. Solución: EM = 810 * 92 = 65,610 lb EJ = 65,610/9 = 7,290 lb/pulg EP = (30,000/5) * 9 = 54,000 lb RC = 7,290 * 5 = 36,450 lb/pulg2 (251.3 MPa) s.- Afiladoras de Dispositivos de Corte Son máquinas estacionarias o portátiles accionados por aire comprimido o electricidad y que sirven para afilar los insertos en sentido longitudinal y diametral. Existen marcas y modelos para insertos tipo cincel, cruz o aspa y botones (Grindex, Rock Master, Secoroc, etc).

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83 s.- Afiladoras de Dispositivos de Corte Son máquinas estacionarias o portátiles accionados por aire comprimido o electricidad y que sirven para afilar los insertos en sentido longitudinal y diametral. Existen marcas y modelos para insertos tipo cincel, cruz o aspa y botones (Grindex, Rock Master, Secoroc, etc).

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t.- Plataforma Trepadora Alimak

86 t.1.- Características Es un equipo que permite el desarrollo seguro de chimeneas verticales e inclinadas (39° a 90°)de sección circular o rectangular, en diferentes tipos de rocas. La sección de la chimenea va de 1.6.m * 1.6. m a 2.4 m * 2,4 m a más (9 a 20 m 2 existiendo para ellos plataformas plegables) y las longitudes de 13 a más de 900 m. La perforación, carguío y desate se efectúa debajo de la cubierta protectora. El disparo se efectúa cuando la plataforma se halla en la Estación. El personal (perforista y ayudante) viaja en la jaula debajo de la plataforma. Fueron introducidos a la minería en 1957 en Suecia. Existen modelos STH 5, STH 5L (neumáticos), STH 5E (eléctricos) y STH 5D (diesel). Algunas Minas del Perú que cuentan con estos equipos son: Huarón, Arcata, Milpo S. A., Volcan Cia. Minera S.A.. (ex - Centromin Perú U.N. Cerro de Pasco). Velocidades Máximas: subida bajada máxima Vida útil: Valor Neto del Equipo Costo/disparo Costo/m de avance Sección de la Plataforma Area de la labor

0,36 m/seg. 0,41 m/seg. 0,90 m/seg. 10 000 a 15 000 horas 3 000 hora/año 5 años 104 504 $ (Huarón) 355 000 $ (Arcata) 198 $ 103 $ 1,6 m * 1,6 m a 2,4 m * 2,4 m 2 9 m a 35 m2

t.2.- Requerimientos Aire comprimido Agua Energía eléctrica Petróleo (para la propulsión a diesel, para chimeneas largas). t.3.- Componentes - Plataforma de Trabajo, construido de acero soldado; cuenta con una cubierta protectora, barandilla, escotilla, soporte de barrenos. Su peso oscila entre 280 y 420 kg. - Equipo de accionamiento, comprende dos engranajes de tornillo sin fin, cada uno provisto de piñones trepadores que se apoyan sobre el carril guía por medio de rodillos. Cuenta con motores que son activados por aire comprimido, electricidad o petróleo. El conjunto cuenta con frenos de mando y frenos centrífugos. - Jaula o cabina, constituido de tubos de acero y recubierto con tela mecánica, suspendida debajo de la plataforma, pudiendo bascular en chimeneas inclinadas. Cuenta con una escalera fija para subir a la plataforma, cajas especiales para explosivos y accesorios, cajas especiales para explosivos y accesorios de voladura. Su peso medio es de 500 kg. - Carril guía o monorriel con cremallera , que soporta y guía la plataforma trepadora; conducen a través de 4 tuberías interiores el aire, agua y electricidad al frente de trabajo (la conducción de la electricidad es mediante un cable bipolar

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con aislamiento de plástico y sirve para la comunicación telefónica, detonación y control remoto de suministro de aire y agua). A medida que avanza la chimenea, se va empalmando los tramos con pernos; cada tramo se fija a la roca mediante placas y pernos de anclaje, en taladros expresamente preparados. Para el cierre hermético entre cada una de las tuberías interiores se aplican anillos obturadores especiales. Existen carriles rectos, curvados y de servicio que van de 0,50 a 2,00 metros de longitud. Ascensores de servicio y de seguridad, conocidos como Alitrolley (con propulsión neumática, eléctrica o diesel-hidraulica) y Alicab (con propulsión neumática o eléctrica) respectivamente, y que son similares a las jaulas. Aseguran la comunicación entre la estación y la plataforma de trabajo. Carretes de Manguera y/o Cable eléctrico, para enrollar - desenrrollar los mismos. Pueden ser accionados en forma manual, por electricidad, o por aire comprimido. Circuito de aire, agua y electricidad que desde las tomas respectivas instaladas en la Estación, son transportados al frente de trabajo. Equipo de seguridad, constituido por un Dispositivo de freno automático al exceder la velocidad de subida/bajada de la jaula de 54 m/min o al cortarse la energía, dos pares de zapatos trepadores de acero, dos ganchos con cinturones y sogas adecuados, además de la palanca para operar manualmente la jaula.

t.4.- Funcionamiento Inicialmente se apertura en forma convencional la chimenea piloto con sección de 3,00 * 3,00 m y longitud no menor de 5 m. Sobre el material derribado o sobre un andamio se perforan taladros para la curva o chaflán, para el anclaje y para el tecle. Se dispara la zona a curvear. Se instala el tecle, se sube y ancla el carril curvo armado y luego los carriles rectos a ambos lados. Se instala la plataforma y sus componentes, se efectún pruebas, y luego se trabaja con este equipo. u.- Reglamentaciones sobre Preparación de Chimeneas con Plataforma y Jaula de Seguridad El R.S. e H.M. en su Art. 203° b) especifica lo relacionado a este tipo de construcción de chimeneas; el mismo que será leído y comentado en clase.

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1.4.5.- Perforación hidráulica a.- Concepto Significa el uso de un fluido no comprimible (aceite mineral) para accionar los mecanismos de impacto, de rotación, de avance y de posicionamiento de las perforadoras de rocas drifter que se desplazan a través de una viga que empalma a un brazo telescópico.. b.- Características Fueron introducidas a comienzos de 1970. La energía eléctrica es normalmente la fuente primaria para el accionamiento de los motores del sistema hidráulico (percusión, rotación, avance, posicionamiento). Cuentan con opción de accionamiento por motor diesel. Un sistema automático vigila la perforación y evita el atasco del barreno. Al completar la perforación del taladro, la perforadora se detiene y retrocede a su posición posterior. DIFERENCIAS ENTRE PERFORADORA NEUMÁTICA E HIDRAULICA CARACTERISTICAS Fuente de energía Velocidad de percusión Velocidad de penetración Diámetro del taladro Amortiguador Medio ambiente Nivel de ruido Barrido Eficiencia de perforación Peso de la drifter

NEUMATICA Aire comp.. 59 – 260 psi 2,280 RPM 21 mm/seg 7/8” – 4 ½” Nitrógeno, algunos Partículas de aceite 103 dB Agua/aire 11 % 11 – 145 kg

HIDRAULICA Presión aceite 2,00 – 3,500 psi 3,600 RPM 30 mm/seg a más 7/8” – 4 ½” Nitrógeno, todos No hay niebla de aceite – agua 101 dB Aire/agua 35 % 40 – 145 kg

Las funciones hidráulicas que se realiza en este tipo de peroración son: -

Rotación, realizada por un motor de rotación reversible e independiente que puede graduar paso a paso las revoluciones (18). Así se puede aprovechar al máximo la energía del mecanismo de impactos sin que haya riesgos de atascamiento del barreno.

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Impacto, que se puede graduar mediante el simple movimiento del Tornillo de regulación (12), así como la variación de la presión de accionamiento.

-

Absorción de las ondas de retroceso, generadas en el golpe del barreno sobre el terreno. Un sistema hidráulico de absorción de las vibraciones (8) limita el esfuerzo y la fatiga del varillaje, haciendo más larga la vida de todo el sistema hidráulico del brazo de avance.

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c.- Ventajas de su uso -

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Aumento en la velocidad de perforación (mayor presión, mejor barrido) Aumento en la productividad de perforación (dimetros y longitudes de taladros mayores) Ahorro en los aceros de perforación (la mayor presión del aceite permite menores secciones del pistón; es decir suministra más energía en cada golpe a través de la culata siendo menor la acción destructivadel pistón sobre la culata. El uso de nitrógeno como amortiguador disminuye las vibraciones y por lo mismo produce un menor desgaste de los componentes mecánicos). Ahorro en el consumo de energía (una perforadora hidráulica consume 1/3 parte compara con la neumática y la distribución de la energía eléctrica a través de cables de 3 a 10 Kw que son más económicos que las tuberías para aire comprimido y con menores pérdidas). Menores costos de operación (deja de trabajar en casos de bajo nivel de aceite, baja presión del agua, es decir menor de 175 psi y bajo nivel de voltaje) Se economiza barrenos o varillas de perforación. Mejor ambiente de trabajo (sin niebla, menor intensidad de ruidos) Cuentan con captadores de polvos.

d.- Desventajas de su uso -

Se requiere personal calificado Pueden existir pérdidas de aceite Pueden existir fallas estructurales en el equipo Pueden existir roturas de las mangueras de alta presión Pueden deteriorarse los sellos y por lo mismo existir fugas Alto costo de inversión inicial y alto costo de energía eléctrica.

e.- Requerimientos Electricidad Aceite Nitrógeno f.- Descripción de Drifter COP 1032 HD Pesa 100 kgs. y es utilizado para perforar taladros de pequeño diámetro (35 a 47 mm) Utiliza barras de 1 ¼” y brocas de 35 a 45 mm de diámetro. Incorpora Una sustancias amortiguadora (nitrógeno) que absorve el retroceso de la onda de choque, suavizando lo impulsos de presión del sistema hidráulico, lo que reduce las vibraciones y el desgaste de los componentes. Es de rotación independiente o reversible (motor hidráulico). Posee un barrido a alta presión (13 bares ó 190 psi) que impide el atasco del barreno.

99 En el sistema hidráulico puede utilizar aceite mineral, mezcla de agua y glicol o emulsión de agua u aceite en proporción de 40 a 60 %. Este aceite debe contener minerales con buenas características contra el desgaste, impedir que se hagan espuma, así como una capacidad eficaz de separación de aire y agua. La longitud de percusión (longitud de recorrido del pistón) puede adaptarse a la roca mediante el simple ajuste del regulador. Existen drifter de diferentes marcas y tipos. La COP 3038 rinde de 1 a 3 m/min f.1.- Componentes Cuerpo delantero - Tiene un casquillo desgastable en el que se aloja el extremo delantero del Adaptador de culata (2) y la Guía radial (3). - En el Cabezal de barrido (4) y Anillo de tope (6) hay dos Juntas (5) para cerrar herméticamente al fluido de barrido. - El Anillo de tope (6) restringe el movimiento hacia delante del adaptador de culata. - La rotación del varillaje se transfiere desde el Motor hidráulico (19) a través del Eje de acoplamiento (17), el Engranaje (15) y el Buje de rotación (8). - El Buje de rotación tiene un Cilindro de guía (7) que aplica el movimiento de rotación al Adaptador de culata (2). La tapa de la caja de engranaje sirve de punto de unión entre el cuerpo delantero, central y posterior a través de los tirantes. Pieza intermedia - Interiormente contiene al Pistón amortiguador (10) y la juntas correspondientes (11 y 12). Este pistón (10) que se apoya en el casquillo del Buje de rotación (9), aplica las ondas de choque de la percusión. Cuenta además con el Tapón regulador (14) y Cilindro (20). - El Pistón de percusión (18) está conducido por 2 guías, una en cvada extremo del cilindro. Estas guías del pistón sirven como retención de la juntas (11 y 12) que impiden las fugas de aceite desde el mecanismo de percusión. Cuerpo trasero (23) - El Pistón de la válvula (21) está montado en una Camisa (22) paralela al eje central de la perforadora. Esta camisa está obturada por juntas con dobles curvaturas.

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101 f.2.- Principio de percusión de la drifter COP 1032 HD

Actúan las válvulas del Pistón ( C ) cuyas posiciones son controladas por la presión del aceite a través de los conductos de regulación (2) ó (6) y el Pistón de percusión (B) cuya posición es controlada por la presión del aceite a través de los conductos (1) y (5). Carrera de retorno El aceite ingresa por el conducto (6) a la cámara posterior haciendo que el pistón ( C ) se desplace hacia adelante (primera posición 8), permitiendo el ingreso del aceite del Acumulador (D) por el conducto (1) a la Cámara delantera del cilindro del Pistón de percusión (B) haciendo que este pistón retorne. Carrera de percusión El aceite ingresa por el Conducto (2) a la Cámara delantera haciendo que el Pistón ( C ) se desplace hacia atrás (segunda posición 8), permitiendo de esta manera el ingreso del aceite del Acumulador (D) por el Conducto (5) a la Cámara trasera del cilindro, produciéndose por este efecto la carrera de percusión. Aceite de retorno (R) El aceite de retorno procedente de la Cámara del cilindro que no está sometido a presión, se aplica a la Conducción de retorno (R) a través de los conductos (1) y (5) alternativamente. Cuando el pistón C de la válvula cambia de posición, el aceite sale del espacio de inversión (8), no sometido a presión, a través del conducto (3) hasta el (4). Acumulador (D) - Funciona en el lado de Impulsión (P). Sirve para producir un incremento momentáneo en el caudal de aceite durante la carrera de percusión del pistón y también para absorver cierta cantidad de aceite cuando el pistón cambia de posición.

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1.4.6.- Drill jumbo (Perforadora de gran volumen, carros de perforación) a.- Características Consisten de plataformas, chasises o bastidores montados sobre carriles (Rail drill o rail carriage), orugas (Crawler Carriage) o neumáticos (Tired Carriage); accionados por energía eléctrica, neumática, hidráulica, diesel o combinaciones. Cuentan con uno o más brazos (plumas, vigas, deslizaderas) los mismos que son dirigidos por acción de otros brazos (plumas, cilindros) hidráulicos. Los brazos deslizadores son accionados hidraulicamente y guían automáticamente a las drfter mediante tornillos (husillos), cadena cable o pistón para su avance. Perforan taladros horizontales, verticales e inclinados, tanto para el carguío de explosivos o con fines de sostenimiento, operados generalmente por un solo perforista. Son utilizados en minería subterránea y superficial. Para la elección del equipo de perforación se tiene en cuenta el tamaño de los brazos (área que puede cubrir) y su montaje. DATOS COMPARATIVOS DE JUMBOS Marca Tipo Tracción Brazos Consumo aire/perforadora Presión de aire/perforadora Longitud del taladro Diámetro de la broca Costo de adquisición Vida útil

NEUMATICO Jarvis Clrk MJM 20B 4 ruedas 2 400 cfm 100 psi 10 pies $ 500 000 15 000 horas

HIDRAULICO Atlas Copco Boomer H 127 4 ruedas 2 12 pies 2 pulgadas $ 580 000 15 000 horas

b.- Componentes Están compuestas generalmente por: -

Pluma de plataforma auxiliar Gatos hidráulicos Tren de rodaje Brazos de posicionamiento (plumas o cilindro/pistones) Brazo alimentador (deslizadera) Drifter Barreno o columna de perforación Cabina con su panel de controles Compresores

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Depósitos de fluido hidráulico Cajas de control eléctrico Bombas - Motores - Lubricador Mangueras hidráulicas Cable eléctrico traslación/operación - Tambor o carrete para cable eléct. - Tambor para manguera de agua Convertidor a 24 V

104 - Luces c.- Sistemas La operación del Jumbo Hidráulico requiere de los siguientes sistemas:     

Sistema hidráulico, para la percusión, rotación, avance y posicionamiento del brazo. Sistema de agua, para el brrido de la broc y enfriamiento del aceite hidráulico. Sistema de aire, para la lubricación y presurización del cbezal de la perforadora. Sistema eléctrico, para l operació y control de los otores eléctricos.

La perforación cuenta con los siguientes sistemas: -

Sistema de posicionamiento del brazo hidráulico Sistema de emboquillado (empate del taladro) Sistema de avance (baja presión, 30 – 35 Bar) Sistema de rotación Sistema de percusión (130 – 150 Bar) Sistema antiatasque (reduce la presión de avance e invierte el avance) Sistema de barrido (aire/agua, opcional) Sistema de lubricación Sistema de enroscado-desenroscado (opcional)

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110 e.- Descripción de Brazo Hidráulico BUT 25 (Atlas Copco) - La drifter está ubicada en un brazo hidráulico telescópico. - Las secciones delanteras y traseras del brazo tienen un sistema de suspensión que consisten en dos cilindros hidráulicos conectados en pares, para dar un paralelismo automático en los planos tanto vertical como horizontal. - El brazo hidráulico cuenta con una pequeña Placa de sujeción para fijarla al equipo. - El Dispositivo hidráulico de rotación hace rotar a la Viga de la deslizadera por un acoplamiento de fricción. - El Cilindro basculador sirve para posicionar la viga de la deslizadera para la perforación en el techo o para la perforación transversal. También se usa para obtener un ángulo de abertura al perforar barrenos periféricos. - Todas las sujeciones de cilindros y anillas de acoplamiento de vástagos de pistón están equipadas con Ejes extensibles, que se expanden haciendo girar una tuerca y obligando a subir los casquillos desgastados por un eje cónico, ocupando así el espacio libre en la junta, manteniendo la precisión en el posicionamiento del brazo en todo momento. - El peso del Brazo BUT 25, deslizadera BMH 1114, perforadora COP 1032 HD y mangueras hidráulicas, es de 1,710 kg. El brazo pesa 1,330 kg aproximadamente.

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112 f.- Cálculos 1.- Número de perforadoras ( N ) N = (F * e)/(V * K) 2.- Capacidad de producción ( C ) C = (60 * F * N * e)/(F * B/S) + K + (F/V) 3.- Taladros perforados por hora = C/F Donde: F = Profundidad del taladro; pie/tal e = Eficiencia del operador; 50 a 85 % V = Velocidad de perforación; pie/min K = Tiempo de cambio/colocación de varillas; min B = Tiempo medio de cambio de broca por otra; min S = Longitud media perforada por cada cambio de broca; pies Ejercicio: La perforación de un frente de Galería con Jumbo arroja los siguientes datos: Profundidad del taladro 7 pies Eficiencia del operador 75 % Velocidad de perforación 3 pie/min Tiempo de cambio/colocación de varillas 1.8 min Longitud de taladros por cambio de broca 230 pies Tiempo medio de cambio de broca 1.5 min Hallar N, C y taladro perforados por hora Solución: N = (7 * 0.75)/(3 * 1.8) = 0.97 = 1 perforadora (Jumbo de un brazo) C = (60 * 7 * 1 * 0.75)/(7 * 0.75/230) + 1.8 + (7/3) = 75.38 pie/hora Taladros perforados por hora = 75.38/7 = 10.77 tal/hora 4.- Velocidad de penetración ( V ) V = pies perforados por guardia/pies perforados por minuto; pie/min V = (2 * VR * T)/(A * E) Donde: VR = Velocidad rotacional; RPM T = Torque aplicado; lb-pie A = Area del taladro; pulg. al cuadrado E = Energía específica; lb-pie/pie al cubo 5.- Tiempo programado por guardia (TP/Gdia)

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TP/Gdia = Sumatoria de tiempos de perforación, mantenimiento, reparación, cambio barrenos, cambio de brocas, tiempos improductivos; hora/gdia 6.- Porcentaje de uso del jumbo ( % ) % = TE/Gdia/TP/Gdia Donde: TE/Gdia = Tiempo efectivo de perforación por guardia 7.- Tiempo total de perforación por guardia ( TT/Gdia ) TT/Gdia = tal/hora * L/V * % Donde: L = Longitud media de los taladros; pies 8.- Tiempo efectivo de perforación ( TEP ) TEP = longitud total de perforación por guardia/pies perforados por minuto; min/gdia 9.- Pies perforados por guardia (Pie/gdia) Pie/gdia = V * TEP 10.- Eficiencia de perforación (e) e = (TP/Gdia – TEP) * 100/TP/Gdia Cálculo de número de brazos y Producción 11.- Número de brazos Nb = (Lv * e)/(VP * tm) 12.- Producción de Jumbo Pj = (60 * LV * Nb * e)/((LV * tb/lb) + tm + LV/VP)) Donde: Nb = Número de brazos por operador Tm = Tiempo de sacar varilla, movimiento Pj = Producción del jumbo/operador; de la deslizadera y emboquillado; 1 a m/hora 2 min LV = Longitud de la varilla; m Tb = Tiempo de cambio de broca; 1.5 a 3 VP = Velocidad de penetración; m/hora min Lb = Metros de barreno por cada broca; m e = eficiencia del operador; 0.5 a 0.8 g.- Equipos

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g.1.- Boomer H 104 Es un Jumbo autopropulsado por motor eléctrico o diesel. La perforación es electro-hidráulica con potencia de 37 KW. La unidad puede desarmarse en 3 o 4 componentes para su traslado por chimeneas. Acciona la drifter COP 1032 para taladros de 3,4 m de longitud y utiliza barrenos integrales o varillas acoplables de 38 a 48 mm de diámetro. Perfora tanto horizontal como verticalmente. Sus dimensiones son 1,22m * 1,60m * 7,70m ( ancho, alto y longitud respectivamente) y cubre un ancho de galería de 4,70 m y una altura de 4,70m g.2.- Long hole drilling (Perforadoras Rotativas de Taladros Largos) Características Se utiliza desde 1971. Inicialmente requería una base de concreto. Utiliza Perforadoras rotativas que van montadas en brazos o columnas de perforación y sobre chasis de orugas o de neumáticos. Los diámetros de la broca van de 48 hasta más de 127 mm y las longitudes van de 40 m (hacia arriba) hasta 60 m (hacia abajo). Son accionados por motores eléctricos. Trabajan con 250 a 950 voltios. Pueden perforar en abanico. Utiliza brocas de botones y aún tricónicas y varillas acoplables, así como coronas de diamantes. El barrido es con aire comprimido y agua. Normalmente perfora taladros verticales y hasta 30 grados de la vertical. Existen modelos que perforan radialmente. Las RPM van de 10 a 112 Requerimientos Energía eléctrica Energía neumática (17 m3/min) para barrido Agua Componentes Perforadora Sujetador de varillas, accionado hidráulicamente. Unidad de fuerza Un motor eléctrico de 25 a 35 HP Bomba hidráulica y torque Carrete de cable de fuerza Chasis, gatos hidráulicos, panel de control

115 Cálculos Velocidad de penetración VP = (43 * Pm1/2 * dp2)/Rc *(35/(RC + 1) *D2 * D1/D) Donde: VP = Velocidad de penetración; m/hora P.m. = Presión del aire a la entrada del martillo; lb/pulg 2 dp = Diámetro del pistón; pulg D = Diámetro del barreno; pulg RC = Resistencia de la roca a l compresión; (lb/pulg2)/100

Velocidad de Penetración según el Bureau o f Mines VP = (48 * PM * Re)/(3.1416 * D2 * Ev Donde: VP = Velocidad de penetración; cm/min PM = Potencia de la perforadora; kgm/min Re = Rendimiento de transmisión de energía; 0.6 a 0.8 D = Diámetro del barreno; cm Ev = Energía específica por unidad de volumen; kgm/cm3

Según la revista Mining Construction No, 3 del año 2005, una Drill Jumbo XL3-C de dos brazos (Atlas Copco) con una Drifter COP 1038, han perforado 120 taladros de 6.1 metros de profucnidad, en 4 horas. Esto significa que ha perforado con una velocidad medía de O.20 min/pie de taladro cada brazo; es decir, 12 seg(pie). De igual modo, una Drill Jumbo Rocket Boomer WL4 C30 de cuatro brazos (Atlas Copco) con una Drifter COP 1038, han perforado 2,519 en 150 minutos; es decir, a una velocidad media de =.06 minutos/pie (4seg/pie).

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118 1.4.7.- Perforadora rotativa , Perforadora de taladros para voladura, Blast hole drilling a.- Características Son máquinas hidráulicas de rotación/presión accionadas eléctricamente tanto para su traslación como perforación. La perforación por rotación es generalmente usada en grandes diámetros de perforación o en perforación a grandes profundidades. En principio se utilizaba en la perforación de pozos petrolíferos; actualmente se emplea para perforar taladros en explotaciones mineras a cielo abierto. Al momento de la perforación se comunica a la broca dos movimientos principales: - De Rotación (velocidad rotacional, 50 a 90 RPM). - De Empuje (presión hidráulica), o fuerza por unidad de área necesaria para vencer la resistencia de la roca a la compresión (454 a 3075 kg. Por pulgada de diámetro del tricono). La energía es transmitida por un motor hidráulico montado verticalmente en el mástil que hace girar a través de un reductor de engranajes regulable, a los tubos de acero que mediante esta rotación y presión, fuerzan a los insertos de carburo de tungsteno contra la roca, quebrándolo y desprendiéndolo en pedazos. Este mecanismo de energía se encuentra en el último tubo de perforación. El aire (37 m3/min) es suministrado por una compresora montada sobre la plataforma. El aire de barrido se inyecta a través del interior de la columna. Puede ser mezclado con agua. Ambos, llegan al sistema de cojinetes del tricono, limpiándolo y refrigerándolo. Se perfora taladros de 6 ½”, 7 7/8”, 9 7/8”, a más de 12 ¼” de diámetro y mayores de 20 metros de longitud. En roca blanda se requiere baja presión de avance y alta velocidad de rotación; en roca dura, lo contrario. El costo de adquisición oscila en $ USA 600,000 Fabricantes: Bucyrus Erie (45-R, 50R, 60R) Reich drill C450C Robbin‟s RRC45 Ingersoll Rand DM45E Holman RBH 30 CARACTERISTICAS Capacidad de empuje, lb Torque máximo, ft-lb Ancho, m Longitud con mástil horizontal, m Longitud con mástil vertical, m Altura con mástil vertical, m Altura de mástil, m Longitud de barra de perforación, m Peso, ton Diámetro de broca, pulg. Diámetro de taladro, pulg. Costo CIF, $

b.- Requerimientos

INGERSOLL RAND 45,000 7,200 3.8 11.28 9.90 13.90 9.15 9.15 31.8 6 ½ - 7 7/8 ---578,676

BUCYRUS EIRE 45R 70,000 --5.00 16.30 11.00 17.50 -16.80 47 ----

HOLMAN RBH-30 25,000 --3.50 11.20 7.70 ---20 -(135-170mm)

119 Motor de accionamiento diesel Energía eléctrica Aire comprimido Agua c.- Componentes - Gatos hidráulicos Que según marcas y modelos, pueden ser 3 ó 4, accionados por una bomba hidráulica con fines de nivelación, controlados por los niveles verticales existentes en la cabina. - Tren de orugas (o sobre neumáticos) Accionados por un motor eléctrico para su traslación. - Cable eléctrico Que va conectado a un generador de electricidad o a una toma de corriente continua y que sirve para su traslación o perforación. - Chasis o plataforma Sobre esta plataforma se encuentran los siguientes componentes: Sala de máquinas Compresores Ventiladores Generador de electricidad Paneles Motor de CA Bombas (hidráulicas) Depósitos de agua y aceite Colector de polvo Máquinas hidráulicas Castillo o mástil perforador Es una estructura metálica que sirve de guía a la columna de perforación y a su vez al elevador de cable y al portaberrenos. Columna de perforación Sirve para la perforación en sí de los taladros y está conformado por: Cabeza motriz o motor hidráulico Constituido por un motor hidráulico de giro con sus respectivos engranajes y reductor de rotación que hace girar a la varilla, estabilizador y broca. Cuenta además con aditamentos para el ingreso de aire y agua hacia el interior del varillaje para el barrido de los detritus y refrigeración de la broca. Esta cabeza motriz baja y sube a través de ruedas dentadas, cadenas de transmisión de la presión hidráulica de empuje y bomba hidráulica accionada desde la plataforma. Varilla de perforación Es una barra cilíndrica hueca fabricada con acero y tratamiento térmico especial, que transmite el giro y empuje a la broca, efectuando el taladro. En uno de sus extremos cuenta exteriormente con rosca macho que permiten su acoplamiento a la cabeza motriz y en el otro extremo con rosca interior hembra en donde se inserta el estabilizador. Por el orificio central corre el agua y el aire comprimido para la perforación. La longitud de la varilla de perforación o stem, así su diámetro es variable, dependiendo de la marca y modelo de la perforadora rotativa. Estabilizador

120 Es un tubo generalmente de 1.5 metros de longitud que se acopla entre la broca tricónica y la varilla, ligeramente de mayor diámetro que la varilla. Evita que la columna oscile, se desvíe del taladro, el desgaste anormal del tricono (faldones e hileras periféricas de los conos) y el desgaste prematuro de la varilla. Existen 2 tipos de estabilizadores: De aletas, porque longitudinalmente y opuestos llevan soldados placas de acero con insertos de metal duro. Y de rodillos, porque longitudinalmente y opuestos tienen cavidades que alojan rodillos alargados de giro loco. Se debe evitar el desgaste total de las aletas o rodillos porque pueden caer y dañar a la broca. El desgaste anormal se debe a la desnivelación de los gatos, varillas torcidas, mal empate de la broca o excentricidad del estabilizador. Broca tricónica La que fue descrita anteriormente. - Cabina En que se encuentra el panel de mandos y nivelación.

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127 d.- Cálculos d.1.- Selección de un Tricono El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente: EM = (810 * D2 /9); lb El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D ; lb/pulg El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula: EP = (Resist. Compresión/5) * D La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula: RC = EJ * 5; lb/pulg2 Ejemplo: En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas una roca con una resistencia a la compresión de 30,000 lb/pulg 2 (206.8 MPa). Hallar los empujes y la resistencia. Solución: EM = 810 * 92 = 65,610 lb EJ = 65,610/9 = 7,290 lb/pulg EP = (30,000/5) * 9 = 54,000 lb RC = 7,290 * 5 = 36,450 lb/pulg2 (251.3 MPa) d.2.- Velocidad ascensional del detritus Va = (573 * Pr)/(Pr + 1) * Dp0.6 Donde: Va = Velocidad ascencional; m/min Pr = Densidad de la roca; gr/cm3 Dp = Diámetro de la partículo; mm

VELOCIDADES ASCENSIONALES RECOMENDADAS TIPO DE ROCA Blanda Media Dura

VELOCIDAD MINIMA m/min 1.20 1.50 1.80

VELOCIDAD MAXIMA m/min 1.80 2.10 2.40

d.3.- Caudal de aire necesario Qa = Ab * Va = Va * (D2 – d2)/1.27 Donde: Ab = Area de la corono circular entre la barra y la pared del taladro; m2 D = Diámetro del taladro; m d = Diámetro de la barra; m d.4.- Empuje sobre la roca Em = 28.5 * RC * D Donde¨ Em = Empuje mínimo; libras RC = Resistencia a la compresión de la roca, MPa

128 D = Diámetro del tricono; pulgadas EMPUJES LIMITES RECOMENDADOS DIAMETRO TRICONO pulgadas 5 1/8 6¼ 6¾ 7 7/8 9 9 7/8 12 ¼

EMPUJE LIMITE libras 21,000 31,000 37,000 50,000 65,000 79,000 121,000

d.5.- Velocidad de rotación La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación hasta un límite impuesto por la evacuación de los detritus. TIPO DE ROCA Blanda Media Dura

VELOCIDAD DE ROTACION RPM 75 – 160 60 – 80 35 – 70

d.6.- Potencia de rotación HPr = (Nr * Tr)/5,250 Donde: HPr = Potencia de rotación; HP Nr = Velocidad de rotación; RPM Tr = Par de rotación; lb-pies Cuando no se conoce el Par de rotación: HPr = K * Nr * D2.5 * E1.5 Donde: K = Constante de la formación rocosa (Tabla) CONSTANTE DE FORMACION ROCOSA ROCA Muy blanda Blanda Medio blanda Dura Muy dura

RESISTENCIA A LA COMPRESION MPa 17.5 210 476

CONSTANTE K 14.10-5 12.10-5 10.10-5 6.10-5 4.10-5

d.7.- Velocidad de penetración Vp = K * Nr * P‟ Donde: Vp = Velocidad de penetración K = Constante que engloba condiciones reales que ensayos de perforabilidad no produce Nr = RPM

129 P‟ = Avance del tricono por cada revolución d.8.- Vida útil del tricono VUt = Vp * Horas de duración cojinetes d.9.- Cálculos de perforación 1.- Tiempo total de perforación por taladro (TT/tal) TT/tal = Tiempo perforación por taladro + tiempo recuperación del varillaje; min/tal 2.- Eficiencia en función al tiempo ( % ) % = (8 hora/gdia – tiempo de mantenim, reparación, improductivos, etc.)/8 hora/gdia; % 3.- Velocidad de perforación ( V ) V = Longitud media del taladro/tiempo total de perforac./tal; m/min 4.- Tiempo total de perforación por guardia (TT/Gdia) TT/Gdia = (Num. Taladros * longitud c/taladro)/(veloc.perforac. * e); min/gdia 5.- Tiempo de demoras en la perforación = 8 hora/gdia – TT/Gdia; min/gdia 6.- Tonelaje roto a extraer por disparo = ancho * longitud * profundidad efectiva taladros * p.e.; ton/disparo

Ejercicio: En un tajo abierto, la perforación de un banco de 12 m * 20 m de sección, se tienen los siguientes parámetros: Número de taladros perforados/odia, 15 Profundidad media de los taladros incluyendo sobreperforación, 12.1 m Sobreperforación 2.00 m Tiempo de perforación por taladro 16.10 min Peso específico (p.e.) del mineral 2.83 Tiempo de recuperación columna de perforación 1.10 min/tal Tiempos de mantenimiento, reparación, refrigerio, trasalados, etc. 2.5 horas/gdia Hallar los resultados con las fórmulas descritas.

130 Solución: TT/tal = 16.10 + 1.10 = % = 8 – 12.5/8 = V = 12.5/17.20 = TT/Gdia = 15 * 12.5/0.73 * 0.6875 = Tiempo demoras perforación = 8 – 6.23 = Ton rotas = 12 * 20 * (12.5 – 2) * 2.83 =

17.20 min/tal 68.75 % 0.73 m/min 374 min/gdia 1.77 horas/gdia 7,131.60 ton/disparo

d.- Cálculo de potencia de tracción de la broca La potencia o fuerza de tracción requerida puede calcularse aplicando la fórmula: HP = ((RR + GR) * S)/(33 000 * Em * Eh) Donde: HP = Potencia o Fuerza requerida para la tracción; HP RR = Resistencia al rodamiento; lbs = U * W * 0,001 U = Coeficiente de tracción 15 a 30 para tren de rodaje sobre rieles 400 para tren de rodaje sobre orugas 100 a 250 para tren de rodaje sobre llantas W = Peso del pistón; lbs GR = Resistencia de la gradiente; lbs = % * W * 0,01 S = Velocidad; 80 a 500 pie/min Em = Eficiencia de impulso mecánico; 0,80 a 0,95 Eh = Eficiencia de impulso hidrostático; 0,50 a 0,75

131 1.3.8.- Raise borer (Perforar en Elevación) a.- Características: Es un método mecánico para construir chimeneas verticales e inclinadas y túneles, todos de sección circular por giro y presión de la broca o de la cabeza rimadora contra la roca, aplicando un torque adecuado. Brinda alta seguridad al suprimir la presencia del operario de la chimenea o túnel que se apertura y al suprimir el uso de explosivos. Productividad más elevada que con los métodos convencionales de arranque con explosivos. La perforación mecanizada mejora la estabilidad del macizo rocoso así como el acabado (perfil liso de las paredes) y el flujo de aire con fines de ventilación. Requiere mínimos servicios auxiliares, comparados con otros tipos de apertura de chimeneas o túneles. Requiere de una inversión elevada, y de personal especializado además de una preparación previa del lugar de trabajo. Pueden existir dificulatades en zonas con rocas en malas condiciones. Se pueden desarrollar de 3 formas: Preparando el taladro piloto de arriba hacia abajo y luego rimar de abajo hacia arriba. Proceso inverso al anterior. Rimeando la chimenea de abajo hacia arriba o viceversa sin utilizar taladro piloto convencional. Pero es buena práctica perforar simultáneamente un taladro pre - piloto delante de la Cabeza Rimadora de 10 a 20 pies de longitud con la finalidad de mejorar la exactitud en la dirección. En este caso, trabajan ambos. La selección del equipo requiere tener en cuenta los rangos operativos (diámetro, longitud, presión, velocidad, tipo de roca, marca y modelo de equipo, configuración de la columna, sistema de funcionamiento del equipo, programa de mantenimiento, etc.). Etapas de operación de la Raise borer Instalación del equipo: Es necesario la instalación de energía eléctrica, agua, aire. Si es en interior mina, para instalar el equipo se requiere una cámara con dimensiones adecuadas de acuerdo a la marca y tipo, considerando los espacios para la unidad de fuerza, tablero de control, varillas de perforación, instalacioes, etc.. En todo caso se requiere de una base de concreto con pernos para anclar la máquina. La instalación del equipo requiere de tecles y otras herramientas para el izamiento. Perforación del taladro piloto: Se inicia la perforación con la broca tricónica (de 6 a 12 pulgadas de diámetro) acoplada al primer estabilizador y a medida que profundiza, se acoplan las varillas de perforación así como los otros estabilizadores, hasta llegar al nivel inferior determinado previamente. Aquí se utiliza el aire comprimido (35 m3/min aproximadamente y 85 psi) y agua (3 a 5 gln/min) para la evacuación de los detritus que será hacia la cámara de perforación. Las RPM oscilan entre 50 y 90. Este taladro piloto determina la exactitud en la dirección de la chimenea o túnel, minimizando su desviación. Perforación de la chimenea: Una vez comunicado el taladro piloto al nivel inferior determinado, se retira la broca tricónica y se acopla la Cabeza rimadora y empieza el

132 rimado con menor RPM pero mayor torque hacia arriba. Los residuos caen por gravedad al nivel inferior, de donde son evacuados periódicamente. b.- Requerimientos:. Electricidad Aire comprimido Agua c.- Componentes Perforador giratorio - Motor eléctrico de 200 HP y 2 bombas hidráulicas - Engranaje de reducción de rotación - Unidad de perforación (cabezal) - Columnas guías - Columna alzadora - Apoyos graduables (ángulo de inclinación) - Base de concreto - Columna de perforación Varillas de 8 a 12 ½ pulgadas de diámetro y 4 pies de longitud con rosca exterior macho e interior hembra en cada extremo, respectivamente, los mismos que deben contar con sus respectivas tapas protectoras . Estabilizadores Broca Cabeza rimadora de 5 a 24 pies de diámetro (vástago, faldones, cortadores) - Colector de detritus - Tablero de controles (algunos modelos con dispositivos computarizados para torque y presión de acuerdo a las características del macizo). - Unidad de fuerza eléctrica - Transformador a CC - Compresor - Tanque o abastecedor de agua

133 d.- Resumen de costos de un equipo Raise Borer Máquina Perforadora Precio FOB Precio CIF Depreciación Horas de operación Longitud de perforación Perforación taladro piloto Rimado Tiempo de perforación Tiempo de rimado Interés Amortización Depreciación Mantenimiento Energía eléctrica Lubricación y filtros Operación Costo horario Costo maquinaria

$ 353 600 $ 610 120 10 años 4 200 hora/año 200 m/chimenea 2,44 m/hora 0,5 m/hora 82 hora/chimenea de 200m 400 hora/chimenea de 200m 15% anual 28,52 $/hora 11,45 $/hora 14,31 $/hora 7,58 $/hora 2,15 $/hora $/hora 69,44 $/hora 167,35 $/metro

Insumos: (Para columna de perforación de 200 metros) Tubos: 244 unidades Precio FOB Estabilizadores: 4 unidades precio FOB Total precio CFI Total precioFOB Depreciación Horas de operación Intereses Amortización Depreciación Mantenimiento Costo Rimadora precio CIF Depreciación Broca precio CIF Depreciación Estabilizadores 5 unidades precio CIF Depreciación COSTO DE MAQUINARIA COSTO DE COLUMNA PERFORADORA COSTO DE PERSONAL COSTO POR METRO DE AVANCE

$ 361,120 $ 21,200 $ 382,320 $ 649,944 10 años 4 200 hora/año 15% anual 30,83 $/hora 12,38 $/hora 15,45 $/hora 24,05 $/metro $ 44 550 20 000 horas $ 3 120 800 metros $ 62 348 1 000 metros 167,35 $/metro 216,00 $/metro 16,00 $/metro 419,35 $/metro

134 e.- Cálculos de la carga de corte óptimo La selección de la Carga de Corte Optimo es de suma importancia. Se puede realizar utilizando el Empuje como el Torque. e.1.- Cálculo de la Carga de Corte mediante el Empuje LC = (T-DW)/Q Donde: LC = Carga de corte ; kg o lb T = Empuje de la máquina; kg o lb DW = Peso muerto; kg o lb Q = Nro. de cortadores sobre el rimador e.2.- Cálculo de la Carga de Corte mediante el Torque disponible LC = TO/(Q *0,66 * r * f) Donde: LC = carga de corte; kg o lb TO = Torque; N-m o Lb-pie Q = Nro. de cortadores sobre el rimador r = Radio del rimador; m o pie f = Factor de fricción que depende de la dureza de la roca, diseño del rimador, tipo de cortadores, etc; ). 0,08 se usa para cortadores de Carburo de Tungsteno. En las máquinas accionadas eléctricamente, el torque utilizable es de 75% del torque máximo. En las máquinas accionadas hidráulicamente , es el 85% del torque máximo. f.- Reglamentaciones sobre Preparación de Chimeneas con Raise Borer El R.S. e H.M. en sus artículos 202° y 203° a) especifican lo relacionado a este tipo de trabajos; los que serán leídos y comentados en clase.

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II.- CARGUIO Y ENCENDIDO DE TALADROS Referido a la carga mecánica de los taladros con explosivos (cartuchos de dinamita y anfo) y al encendido (disparo) de los mismos por acción de dispositivos y maquinarias. 2.1.- Cargadores de Cartuchos de dinamita 2.1.1.- Cargadora Neumática de Cartuchos de dinamita a.- Características Consiste de un anillo protector que contiene a una recámara, la misma que es alimentada manualmente con cartuchos de dinamita; a esta recámara ingresa el aire comprimido que obliga a los cartuchos a trasladarse por un tubo de polietileno, pasando por un tramo que contiene cuchillas para el corte de la envoltura de papel y finalmente es evacuado al fondo del taladro, quedando retacados convenientemente aún en taladros mayores de 50 mm de diámetro y 15 m de profundidad. Existen aparatos para cartuchos de 22 a 40 mm de diámetro. Se pueden cargar 300 a 500 kg/hora (3 700 a 6 200 cartuchos/hora). El carguío es con intervalos; se utiliza en minería subterránea y superficial. b.- Requerimientos Aire comprimido (40 psi) c.- Componentes Anillo protector Recámara cilíndrica Arandela de goma Válvula de disco Manguera de aire comprimido Válvula reductora (40 psi de 140) Tubo intermedio o depósito de cartuchos de 1 mm mayor que el cartucho. Tubo cargador, de polietileno, antiestático que se introduce hasta el fondo del taladro.

2.1.2.- Recámara Semiautomática de cartuchos de dinamita a.- Características Consiste de 2 recámaras independientes que son cada una alimentadas por aire comprimido y que finalmente lanzan los cartuchos de dinamita a través de un tubo de polietileno hasta el fondo del taladro. La alimentación de los cartuchos es manual.

143 Las recámaras funcionan como esclusas que dejan pasar los cartuchos al tubo cargador manteniendo la presión del mismo. El carguío prácticamente es continuo. Se usa en minería subterránea y superficial. Es mayor la eficiencia del carguío. Existen aparatos para cartuchos de 22 a 40 mm de diámetro.

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148 2.2.- Cargadores de ANFO Al utilizar Anfo o sus similares pulverulentos, se ha tenido que impulsar el uso de cargadores neumáticos, los mismos que pueden cargar taladros mayores de 1 pulgada de diámetro y 30 m de longitud y soplar arena para el retacado, ser operados por un trabajador, manual o mecánicamente y a ritmos superiores a 4 kg/min. 2.2.1.- Cargador de Anfo tipo Portanol a.- Características Está diseñado para el carguío de los taladros con mezclas granuladas por aspiración e inyección, por un solo hombre. b.- Requerimientos Aire comprimido c.- Composición Patas tubulares (3) - se ensamblan al plato mediante roscado Pata tubular telescópica Montaje del aspirador de chorro Válvula de control del aire comprimido Garra de acople ½”de diámetro a manguera de alimentación Manguera de válvula de mando Válvula de mando Vibrador, que evita que las partículas se retengan Aspirador de chorro, aspira partículas del contenedor Eyector o disparador Regulador de alimentación Colador de aire, regula el aire en el contenedor Plato o base, que contiene a las patas y al montaje del aspirador Manguera de carguío semiconductiva, < ¾” de diámetro, tratada antiestáticamente, a la longitud requerida Contenedor o recipiente, de polietileno de 35 a 90 lb de capacidad Tapa Azas de aluminio (2) Cerraduras (2) con gancho Existen modelos pequeños, que pueden ser cargados a la espalda, como modelos que pueden contener 230 kg (500 lb) a más. 2.2.2.- Camiones Mezcladores - Cargadores a.- Características Pueden ser modelos simples hasta sofisticados y de gran tonelaje. Cuentan con tolvas de diferentes capacidades para nitrato de amonio, petróleo, aluminio en polvo, emulsión, etc., con descarga por mangueras, tubos con sistema sin fin (brazos), capaces de dosificar en diferentes proporciones.

149 Trabajan en minería subterránea y en tajos abiertos. Existen con equipos computarizados. De acuerdo a modelos, pueden mezclar - cargar anfo, anfo pesado (nitrato de amonio, petróleo, aluminio, emulsión) - Convencional y múltiple respectivamente b.- Componentes Chasis montado sobre llantas Tolva para nitrato de amonio Tolva para aluminio en polvo Bomba e inyectores para petróleo Controles de mezcla y descarga dosificada al taladro Sin fin para nitrato de amonio Sin fin para aluminio en polvo Sin fin para anfo Descarga al taladro Tolva para nitrato de amonio Tolva para emulsión Tolva para aluminio Bomba para petróleo Controles de mezcla y carga Descarga directa de emulsión Aparejo de manguera 2.2.3.- Mezcladoras Estacionarias a.- Características Posee un tambor de acero antiácido, altamente pulido, con cuchillas tipo sin fin, interiormente. Es accionado por un motor a aire comprimido, que hace girar sobre su eje axial al tambor (25 a más RPM). La alimentación de nitrato de amonio en manual; de igual modo, el petróleo preparan mezclas desde 100 a más de 1 800 kg/hora. Es operado por 2 hombres. Existen modelos con dos recipientes de igual tamaño.

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156 2..3.-Encendido eléctrico Referido a los detonadores o cebos eléctricos: Por medio de 2 conductores o electrodos se envía la corriente eléctrica hasta el filamento o resistencia en donde la electricidad se transforma en calor y calienta instantáneamente la masa o carga encendedora y hace explotar la carga explosiva. Por eso, en todo disparo eléctrico se distingue como componentes a la corriente eléctrica CC ó CA), los conductores, el tapón, láminas polares, masa encendedora y cargas explosiva. Los conductores (alambre de cobre estañado de 0.6 mm de diámetro) deben tener suficiente longitud para llegar al tope del taladro (dentro del cebo) y exteriormente permitir un empalme cómodo con los conductores del circuito. Estos conductores se encuentran recubiertos con material sintético no combustible, resistente a la humedad y ataquwes químicos y puede ser fabricado de distintos colores. La carga encendedora, generalemnet moldeada en forma de gota, se compone de una materia explosiva sensible al calor; es una mezcla de picrato de plomo, silicio y cromato de plomo y con su llama logra la detonación de la carga explosiva. 2.3.1.- Explosores o detanoadores eléctricos a.- Características Son magnetos que accionadas por una manija, generan corriente eléctrica y que al ser transmitida por los cables conductores de los detonadores que previamente fueron conectados a éste, causarán la explosión de los mismos. Son de pequeñas dimensiones y de poco peso. Cuentan con dos orificios a los que se inserta fácilmente cada cable. Luego de ser insertados los cables, se acciona la manija hasta que indique determinada carga o se encienda una luz roja, señas que al ser accionado el botón o palanca, causará la explosión. Existen con mando de cremallera para potencias grandes (mediante el asa se extrae la cremallera lo más posible, para luego empujarla fuertemente hacia adentro, consiguiendo la explosión), con mando de rotación (mediante el giro del asa hacia atrás un tercio de círculo) y de circuitos múltiples (se pueden disparar varios circuitos o cadenas de cebos separados entre sí; con los retardos actuales existentes en los fulminantes, se usan muy poco). Existen explosores para 50 a 2 400 detonadores. 2.3.2.- Accesorios Se consideran accesorios o medios auxiliares a los instrumentos que sirven para comprobar el rendimiento y buen funcionamiento de los fulminantes eléctricos y conductores.

157 a.- Comprobadores de línea Estos aparatos permiten únicamente la comprobación de si el circuito de una instalación de disparo eléctrico está cerrado (existe conductibilidad eléctrica). b.- Ohmímetro u Ohmetro. Es un instrumento pequeño que se usa para comprobar si en el circuito existe conductibilidad y además permite medir la resistencia del circuito. Como productor de corriente para su funcionamiento se utiliza una pila seca de 1.6 a 4 V. Antes de iniciar la medición, con ayuda de un tornillo de ajuste se fija la posición de la guja al valor cero. Al conectar una resitencia, la aguja indica sobre la escala, la ristencia existente en la instalación, la misma que corroborará a la resitencia hallada con fórmulas eléctricas como: I = E/R en que I = Intensidad de la corriente eléctrica, E = Tensión y R = Reistencia del circuito en ohmios. Ohmio: Resistencia eléctrica medida entre 2 puntos de un conductor cuando una tensión de un voltio existente entre ellos produce en el conductor una corriente de un amperio. c.- Línea de Tierra (Tomas de tierra) El suelo o tierra es considerado como un polo y como conductor de electricidad, de potencial prácticamente nulo. Entre las ventajas, destaca su capacidad de transmitirle todas las energías eléctricas parásitas por medio de cables o „tomas de tierra‟. Al conectarse las masas metálicas o generadores de electricidad estática con el suelo a través de un cable, de existir un mal contacto o electricidad estática y pasar estas corrientes por aquellas masas, el suelo se hallará a su mismo potencial y la corriente que pueda pasar por el cuerpo es inocua y generalmente imperceptible.

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162 III.- DESATE DE ROCAS SUELTAS Luego del disparo, sea en minería superficial o subterránea, necesariamente se tiene que desatar las rocas sueltas, la misma que en muchos casos es en forma manual, especialmente en labores subterráneas de scción transversal pequeña (galería de 2.10 m * 2.30 m o tajo de 1.50 m * 2.50m, etc.), con sus características propias. Actualmente, en minas subterráneas y de grandes secciones (galerías, tajos, túneles), se utilizan para el desatado mecanizado por impacto de estas rocas sueltas y en forma segura, las maquinarias conocidas como: Rock bolter (desatador) Scaler and impacter jumbo (rescador – impactador grande o mecanizado) Mobile scaler (rescador móvil) a.- Características generales Son accionados con motor eléctrico o diesel que ponen en funcionamiento el sistema hidráulico. El radio de desate desde la ubicación de trabajo es mayor a 7.00 metros. Trabaja sobre pisos irregulares, oscilando hasta 10° entre ruedas laterales y hasta 30 % de gradiente. Son operados por un solo trabajador. Existen modelos operados a control remoto. Brindan seguridad al operador Son de alta movilidad, con chasis fijo o articulado. El martillo percutor gira hasta 35° a ambos lados de su eje axial; de igual modo, el brazo hidráulico. Cuenta con freno hidráulico en las 4 ruedas y con los sistemas de freno de servcio, de parqueo y de emergencia. Cuenta con sistema eléctrico proporcionado por una batería de 24 V. Las marcas conocidas son: EIMCO – SECOMA Modelo PEC 22 – 1L GETMAN CORP. Modelo S – 300 III TELEDYNE CM PRODUCTS Modelo DS-25 ESPECIFICACIONES Longitud Ancho Altura Peso Velocidad HP Impactos/minuto Tanque de petróleo Tanque hidráulico

GETMAN S-300 III 9.40 m 3.23 m 2.39 m 12.91 Ton 2.7 a 12.4 km/hora 76 2,000 45 gln 100 gln

EIMCO PEC 22-II 9.40 m 2.20 m 2.15 m

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b.- Requerimientos Petróleo Electricidad c.- Componentes Quebrantador o martillo con sistema hidráulico de impacto Brazo telescópico Cilindros hidráulico de accionamiento Plataforma de giro del brazo Hoja o cuchilla Neumáticos Chasis Cabina del operador Instrumentación Tacómetro Horómetro Presión aceite, aire e hidráulico Amperímetro Pre-calentamiento Gatos estabilizadores Motor diesel de 6 cilindros Transmisión hidráulica Batería Motor hidráulico de percusión Sistemas de frenos Sistema eleéctrico Sistema de conducción Extinguidor contra fuego d.- Funcionamiento El equipo se ubica al inicio de la zona a desatar, se asegura su estabiliodad con las fatas y luego con el martillo se pica las rocas sueltas, girando 35° a mabos lados del eje axial del brazo y expandiendo paulatinamnete dichos brazos. Luego se ubica al costado hacia delante del espacio desatado, siguiendo el procedimiento.

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IV.- REMOCION – CARGUIO MATERIAL FRAGMENTADO Remoción es la acción de trasladar el mineral roto o preparado en el lugar de trabajo, a la zona de carguío, con fines de limpieza para que continúe el ciclo. Carguío es poner el mineral roto o preparado sobre un medio o vehículo para su transporte Existen diferentes tipos de carguío como son:. Por Gravedad.- porque el material derribado cae por si mismo sobre las tolvas o echaderos (Shirinkage, Block Caving, OP, WP, etc.); Manual.- porque el esfuerzo humano es el que prima, con el apoyo de palas, picos, barretillas, etc. Mecánica.- porque prima el uso de maquinarias o equipos, energía, etc. Aquí es donde se aplica el rastrillaje, el paleado. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 210 a 213 y 270 a 271, expresa lo relacionado a Transporte, Carga,Acarreo y Descarga. 4.1. Rastrillaje a.- Características Es un medio eficiente de trasladar la carga sea en galería, tajeo, etc. por acción de un cucharón de arrastre que se introduce en el material fragmentado a cargar y así lleno es tirado por el piso hasta el punto de descarga. Son utilizados también para el arrastre de concentrado. El winche puede ser asegurado al piso y techo con puntales de madera o a las cajas y piso con cables de acero. Existen winches que pueden ser accionados con comandos a distancias. Las partes incorporadas son fácilmente transportables. Es posible utilizar mano de obra semi-calificada, es decir se requiere solamente un entrenamiento técnico sencillo para su operación. El cabrestante o winche normalmente se sitúa lejos de la zona de disparo y es asegurado convenientemente, evitando accidentes al operador y al winche. b.- Requerimientos Energía eléctrica (winche de 2 ó 3 tamboras) Energía neumática (winche de 1 tambor)

169 c.- Componentes y descripción c.1. Rastrillo, Raedera o Cuchara (cucharón) de Arrastre Es una plancha de acero curvada con brazos laterales que al ser impulsada por los cables de arrastre, transporta el mineral sobre el suelo a las estaciones de carga (echadero) o directamente a los vehículos de transporte. Tipos: Rastrillos tipo Azadón, plegable y Cajón (desmontable o ensamblado). Tecnología del Diseño: - Forma de la plancha posterior.- debe presentar la forma curvada en su altura, con un radio mínimo de 0,60 m. Esta curvatura ayuda a retener el material a la vez que incrementa su resistencia y evita que el rastrillo “flote”. - Angulo de excavación.- la plancha posterior con respecto a los brazos, debe tener un ángulo entre 60 y 70°, en base a reales necesidades de cada mina. - Capacidad.- los fabricantes emiten las siguientes capacidades teóricas, en base a dimensiones. ANCHO 34 pulgadas 40 “ 42 “ 48 “ 54 “ 60 “ 72 “ 84 “ 90 “

ALTURA 18 pulgadas 20 “ 20 “ 22 “ 22 “ 22 “ 22 “ 22 “ 22 “

TIPO AZADON 6 pies cúbicos 8 “ 10 “ 13 “ 17 “ 22 “ 30 “ 40 “ 46 “

TIPO CAJON 8,5 pies cúbicos 12 “ 12 “ 15 “ 24 “ 30 “ 45 “ 60 “ 70 “

Referencia: Pikrose Company Limited Accesorios: - Brazos.- que deben ser ligeramente curvados y cuyo diseño debe considerar los esfuerzos de fricción, choque y tensión. - Dientes (o cuchilla), que se adicionan al labio de la plancha posterior, a fin de mejorar la eficiencia del carguío y arrastre. c.2. Winche de Arrastre o Cabrestante Es una unidad compacta que acciona a las tamboras rotacionales que enrrollan o desenrrollan los cables de acero y de este modo halan al rastrillo con el mineral (arrastre) o vacío (retorno). Funciona con energía eléctrica (winchas de 2 tamboras y de 15 a 59 HP y winchas de 3 tamboras y de 30 a 75 HP) o neumáticas (wincha de 1 tambora). Son fácilmente transportables, por ser desarmables. Los distribuidores más conocidos son: Joy, Ingersoll Rand, Derena, Gardner Denver, Pikrose, etc.

170 Partes principales: - Bastidor o base, es una pieza rígida de acero fundido con orificios para el anclaje de la máquina. Sirve de protección a la unidad durante su traslado. - Guías y rodillos, de tubos de acero templado y colocados vertical y horizontalmente, los mismos que giran sobre sus ejes en cojinetes de bronce. Previenen el rozamiento y desgaste de los cables. - Tamboras, que enrrollan y desenrrollan los cables (de arrastre y de retorno respectivamente). - Embrague, controladas por las palancas, a fin de accionar a las tamboras. - Frenos tipo de banda o de zapata, que son automáticos y accionados por una palanca de pi o de mano. Sirven para mantener estirados el cable al desenrrollarse. - Engranajes, que ponen en funcionamiento rotacional a través de un eje central al piñón principal y coronas dentadas o unidad planetaria. Modelos: 2 Tamboras (Joy – 211) Motor eléctrico de 15 HP Velocidad con carga de 165 pie/min Velocidad del motor de 1 770 RPM Voltaje, de 220 ó 240 Voltios; amperaje, de 21 ó 42 Amperios 3 Tamboras (Sala 3-SS-40) Motor eléctrico de 40 HP Velocidad con carga de 200 pie/min Voltaje, de 440 Voltios Capacidad del cable en tamboras 160 m cable de 5/8” 110 m cable de ¾” c.3.- Cables de Acero Constituidos de alambres de acero al carbono trenzados en espiral que forman los torones o cordones, sin alma o elemento central que los contenga. Se utilizan los cables de tracción (que halan el rastrillo con mineral) y los de retorno (que halan el rastrillo vacío, de retorno). Si se trabaja con winches de 3 tamboras, requiere 2 cables de tracción.

171 POTENCIA MOTOR 5 HP 7 - 10 HP 10 - 20 HP 20 - 30 HP 30 - 50 HP 50 - 75 HP 75 a más

 CABLE ARRASTRE 5/16 pulgadas 7/16 pulgadas 3/8 pulgadas ½ pulgadas 5/8 pulgadas ¾ pulgadas 1 pulgada

 CABLE RETORNO ¼ pulgadas ¼ pulgadas 5/16 pulgadas 3/8 pulgadas ½ pulgadas 5/8 pulgadas 7/8 pulgadas Referencia: Sullivan Scrapers Haulers

c.4. Roldanas Son ruedas que giran libremente sobre su eje y cuentan con una garganta en su periferie sobre la que gira el cable de acero. Sus tamaños están dados por el diámetro de la rueda. Se utilizan en interior mina de 6 y 8 pulgadas de diámetro. Existen de diferentes tipos: De gancho simple De gancho de seguridad De soporte móvil

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d.- Cálculos de rastrillaje 1.- Cálculo de trabajo efectivo o útil Este trabajo debe efectuarse en el tajo, sea en trabajos de perforación - rastrillado o de rastrillado, controlando los tiempos de las actividades durante la jornada. La finalidad es principalmente, conocer el tiempo real dedicado al rastrillaje en sí, así como los tiempos de rastrillado, retorno, carguío, descarguío, cambios de dirección y tiempos muertos. Los resultados en general son promedios de varios controles y de diferentes labores de rastrillado. Ejemplo: Compañía Minera del Madrigal Tajo 6-40 Guardia de Día Distancia media de rastrillado, 45 metros ACTIVIDADES Caminatas Inoperativos Desate de roca Instalación de cables Almuerzo Trabajo efectivo Tiempo acarreo (ta) Tiempo retorno vacío (tr) Tiempo demora carguío, Descarguío y cambio de Direcciones (t) Tiempos muertos Tiempo/ciclo Tonelaje Rastrillado

PERFOR/RASTRILLADO RASTRILLADO 45 minutos 20 minutos 135 minutos 40 minutos 30 minutos 25 minutos 20 minutos 10 minutos 30 minutos 30 minutos 205 minutos 345 minutos 1,20 minutos 0,90 minutos 0,18 minutos 1,00 minutos 3,28 minutos 20 TMH

50 TMH

2.- Cálculo de velocidad real de rastrillado VR = ((dr/ta) + (dr/tr))/2 Donde: VR = Velocidad real o media de rastrillado; pie/min dr = Distancia de recorrido del rastrillo; pie ta = Tiempo medio de acarreo de mineral; min tr = Tiempo medio de retorno vacío; min Es conveniente tener presente que los fabricantes regulan la velocidad de sus rastrillos en condiciones ideales.

177 Pikrose Company Limited fija para su winche de 30 HP una velocidad de 190 pie/min. 3.- Cálculo de longitud total de recorrido Lt = (2 * dr) + (t *VR) Donde: Lt = Longitud total de recorrido; pies dr = Distancia media de rastrillado; pies Vr = Velocidad real de rastrillado; pie/min t = Tiempo que demora el carguío, descarguío y cambio de direcciones; min 4.- Cálculo del número de viajes por hora NV/hora = (60 min/hora)/tiempo del ciclo Donde: Tiempo del ciclo = Es el tiempo que demora un viaje completo del rastrillo. Se halló en cálculo No. 1 5.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en ton/viaje Ton/viaje = ((Ton/gdia)/TE)/(viaje/hora) Donde: Ton/gdia = es el tonelaje rastrillado en la guardia. Dato del cálculo No. 1 TE = Trabajo efectivo de rastrillado. Dato de cálculo No. 1; hora/gdia 6.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en ton/hora Ton/hora = (ton/gdia)/TE 7.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/viaje pie3/viaje = ((ton/viaje)/p.e.) * 35,52 Donde: p.e. = Peso específico del mineral 35,52 = Constante para transformar m3 a pie3 8.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/hora pie3/hora = (pie3/viaje) * (Nv/hora) 9.- Cálculo de la capacidad del rastrillo en viaje/guardia NV/gdia = (ton/gdia)/(ton/viaje) = (NV/hora) * TE Ejercicio: Se tienen los siguientes datos:

178 Distancia de recorrido del rastrillo, 45 m ó 147,6 pies Peso específico del mineral, 2,96 Demás datos se encuentran en cálculo No. 1 Solución: VR = ((147,6/1,10) + (147,6/0,80))/2 Lt = (2 * 147,6) + (0,18 * 159,34) NV/hora = 60/3,28 CR en ton/viaje = (50/5,75)/18,29 CR en ton/hora = 50/5,75 CR en pie3/viaje (0,48/2,96) * 35,32 CR en pie3/hora = 5,73 * 18,28 CR en NV/gdia = 50/0,48 ó también = 18,29 * 5,75

= = = = = =

159,34 pie/min 323,88 pies 18,29 0,48 8,70 5,73 = 104,74 = 104,17 = 105,17

e.- Cálculo de winches 1.- Cálculo de resistencia del material al desplazamiento Rm = Wm * fm; lbs Donde: Rm = Resistencia del material al desplazamiento; lbs Wm = Peso del material rastrillado; lbs Wm = ct * p.e. * e ct = Capacidad del rastrillo; pie3 p.e. = Peso específico del mineral; lb/pie3 = (p.e. * 1 000 * 2,2046)/35,32; lb/pie3 e = Eficiencia por condiciones de trabajo; 45 a 80% fm = Coeficiente de fricción del mineral 0,5 para No metálicos 0,7 para Metálicos 2.- Cálculo de resistencia del rastrillo al desplazamiento Rr = Wr * fr Donde: Rr = Resistencia del rastrillo al desplazamiento; lbs Wr = Peso del rastrillo y de los accesorios; lbs El peso de los accesorios, en el caso de rastrillo tipo cajón, es 20% del peso del rastrillo. Fr = Coeficiente de fricción del rastrillo 0,2 a 0,4 para No metálicos 0,5 a 0,7 para Metálicos 3.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo con carga Etc = (Wr + Wm) * fcr Donde: Etc = Esfuerzo de tracción del rastrillo con carga; lbs

179 Wm = Peso del material rastrillado; lbs fcr = Coeficiente de fricción cable - roldana; 1,1 a 1,7 4.- Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo durante el llenado Etll = (Wm + Wr) * fM Donde: Etll = lbs fM = Coeficiente de fricción del mineral en función al tamaño. 1,1 a 1,3 para material < 10” 1,4 a 1,6 para material < 18” 1,7 a 2,0 para material > 18” 5.- Cálculo de potencia de marcha de rastrillo con carga HPc = (Etc * VR)/(375 * e)

Donde: HPc = Potencia de marcha del rastrillo con carga; HP VR = Velocidad real de rastrillado; milla/hora = (pie/min * 60 min/hora)/(3,28 * 1 609,32 m/milla) 375 = Constante para transformar a HP e = Eficiencia del motor eléctrico; 0,6 a 0,9

6.- Cálculo de potencia de marcha durante el llenado del rastrillo HPll = (Etll * VR)/(375 * e) Donde: VR = velocidad real de rastrillado; milla/hora 7.- Cálculo de consumo de energía eléctrica E = Potencia * Tiempo

Donde: E = Consumo de energía eléctrica por hora; KWH Potencia = Fuerza eléctrica absorbida por el motor del winche; KW = (3 * V * I * cos  * e)/1 000 V = Voltaje o tensión; V I = Amperaje, intensidad de electricidad que pasa por el conductor, dividida por el tiempo; Amp cos  = Parámetro eléctrico, generalmente 0,87 Tiempo = Relacionado a 1 hora de trabajo. Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Capacidad del rastrillo, 6,8 pie3 (hallado anteriormente) Peso específico del material, 2,96 Eficiencia por condiciones de trabajo, 80% Peso del rastrillo tipo cajón, 800 lbs (según tabla) Coeficiente de fricción del material, 0,7

180 Coeficiente de fricción cable - roldana, 1,3 Coeficiente de fricción del material, 1,6 Eficiencia del motor eléctrico, 0,8 Voltaje, 440 V Amperaje, 90 Amp Solución: Rm = Wm * fm Wm = (ct * p.e. * e) = (6,8 * 2,96 * 1 000 * 2,2046 * 0,8)/35.32 = 1 005,10 lb/pie3 Rm = 1 005,10 * 0,7 Rr = Wr * fr Wr = 800 + 160 = 960 lbs Rr = 960 * 0,6 Etc = 960 + 1 005,10) * 1,3 Etll = (1 005,10 + 960) * 1,6 HPc = (Etc * VR)/(375 * 0,8) VR = (159,34 * 60)/(3,28 * 1 609,32) = 1,81 milla.hora HPc = (2 554,63 * 1,81)/(375 * 0,8) HPll = (3 144,16 * 1,81)/(375 * 0,8) E = Potencia * Tiempo Potencia = (3 * 440 * 90 * 0,87 * 0,8)/1 000 = 47,74 KW Tiempo = 1 hora E = 47,74 * 1

= 703,57 lbs = 576 lbs = 2 554,63 lbs = 3 144,16 lbs = 15,41 HP = 18,97 HP

= 47,74 KWH

f.- Cálculo de costos de rastrillado Ejercicio: DESCRIPCION Winche eléctrico 2T 40 HP Rastrillo tipo cajón 42” Cable de acero 5/8” Cable de acero ½” Cable eléctrico AWGNYY Roldanas 8” Cáncamos hechizo Cuñas hechizas Cable de acero usado

Unid.

Cant.

c/u c/u m m m c/u c/u c/u m

1 1 50 100 80 2 6 6 6

1 mes = 26 días 1 día = 2 guardias Horas efectivas de rastrillado = 5,75 horas Ton/gdia rastrilladas = 50 TMH Consumo de energía eléctrica = 47,74 KWH Costo de energía eléctrica = 0,04 $/KWH

Costo Total $ 2 100 500 480 520 1 500 280 6 3 4

Vida Util mes 72 30 12 12 72 24 1 1 3

181 Tasa de interés mensual = 1,8% Jornal Winchero = 5,8 $ Jornal Ayudante de Winchero = 4,8 $ Jornal Capataz = 8,0 $ (6 labores) Jornal Jefe de Sección = 10,00 $ (18 labores) Jornal Sobrestante = 12,00 $ (40 labores) Jornal Jefe de Mina = 15 $ (80 labores) Jornal Superintendencia = 20 $ (170 labores) Solución: 1. Amortizaciones Winche a = 2 100[((1 + 0,018)72 * 0,018)/((1 + 0,018)72 - 1)] = 52,27 $/mes a = 52,27/(1 * 26 * 2)

= 1,01 $/gdia

Rastrillo a = 500[((1,018)30 * 0,018)/((1,018)30 - 1)] = 21,72 $/mes a = 21,72/(1 * 26 * 2)

= 0,42 $/gdia

Cable tractor a = 480[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)] = 44,83 $/mes a = 44,83/(1 * 26 * 2)

= 0,86 $/gdia

Cable riel a = 520[((1,018)12 * 0,018)/((1,018)12 - 1)] = 48,57 $/mes a = 48,57/(1 * 26 * 2) Cable eléctrico a = 1 500[((1,018)72 * 0,018)/((1,018)72 - 1)] = 37,33 $/mes a = 37,33/(1 * 26 * 2) Roldanas a = 280[((1,018)24 * 0,018)/((1,018)24 - 1)] = 14,47 $/mes a = 14,47/(1 * 26 * 2)

= 0,87 $/gdia

= 0,72 $/gdia

= 0,28 $/gdia

2. Depreciaciones Winche D = (2 100 * 0,8)/(72 * 26 * 2)

= 0,45 $/gdia

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

= 0,26 $/gdia

Cable tractor D = (480 * 0,8)/(12 * 26 * 2)

= 0,62 $/gdia

182 Cable riel D = (520 * 0,8)/(12 * 26 * 2)

= 0,67 $/gdia

Cable eléctrico D = (1 500 * 0,8)/(72 * 26 * 2)

= 0,32 $/gdia

Roldanas D = (280 * 0,8)/(24 * 26 * 2)

= 0,18 $/gdia

3. Mantenimientos: Winche M = 2 100/(72 * 26 * 2)

= 0,56 $/gdia

Rastrillo M = 500/(30 * 26 * 2)

= 0,32 $/gdia

Cable tractor M = 480/(12 * 26 * 2)

= 0,77 $/gdia

Cable riel M = 520/(12 * 26 * 2)

= 0,83 $/gdia

Cable eléctrico M = 1 500/(72 * 26 * 2)

= 0,40 $/gdia

Roldanas M = 280/(24 * 26 * 2)

= 0,22 $/gdia

4. Cáncamos = 6/(1 * 26 * 2)

= 0,12 $/gdia

5. Cuñas = 3/(1 * 26 * 2)

= 0,06 $/gdia

6. Cable usado (estrobo) = 4/(3 * 26 * 2)

= 0,03 $/gdia

7. Energía eléctrica = 57 KWH * 0,04 $/KWH * 5,75 horas

= 13,11 $/gdia

8. Jornales Winchero Ayudante Capataz Jefe de Sección Sobrestante Jefe de Mina Superintendente

5,8 * 1,8226 4,8 * 1,8226 8,0 * 1,8226/6 10 * 1,8226/18 12 * 1,8226/40 15 * 1,8226/80 20 * 1,8226/170

10,57 $/gdia 8,75 $/gdia 2,43 $/gdia 1,01 $/gdia 0,55 $/gdia 0,34 $/gdia 0,21 $/gdia

= 23,86 $/gdia

183 SUBTOTAL: Amortizaciones Depreciaciones Mantenimientos Cáncamos Cuñas Cable usado Energía eléctrica Jornales

0,12 0,06 0,03 13,11 46,44

4,16 $/gdia 2,50 $/gdia 3,10 $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/odia

9. Otros 10% de los costos anteriores

= 4,69 $/gdia

COSTO TOTAL = 51,63 $/día COSTO/TON = (51,63 $/gdia0/(50 TMH/día) = 1,03 $/TON

184 4.2. Pala Mecánica a.- Características Es un equipo montado sobre ruedas para rieles que carga el material roto a través de una cuchara accionada neumáticamente, a los carros mineros. Trabaja sobre vía decauville de 24 pulgadas de trocha. También existen montados sobre orugas o sobre neumáticos. La parte característica de esta máquina es la pala en forma de cuchara. Requieren una presión mínima de aire de 85 psi. Los principales fabricantes para América son: Atlas Copco, Eimco, Conway, Sullivan, Joy, etc. MARCA Eimco 12B Eimco 21 Sullivan Gardner Denver

ANCHO 0,76 m 0,84 m 0,83 m 0,81 m

ALTO 1,40 m 1,50 m 1,40 m 1,35 m

LARGO 1,78 m 2,05 m 1,87 m 1,94 m

PESO 1 800 kg 2 700 kg 1 900 kg 1 950 kg

CUCHARA 0,155 m3 0,198 m3 0,113 m3 0,115 m3

b.- Requerimientos Aire comprimido c.- Componentes y descripción Bastidor o chasis, montado sobre ruedas para rieles. Cuenta con: - Motor de avance, con su palanca de control. Estando ésta en forma vertical, el motor produce una acción de freno; moviéndose hacia adelante o hacia atrás, avanza o retrocede respectivamente. Presionando o jalando, gira el cuerpo superior 30 grados, respectivamente. - Mecanismo de giro del cuerpo superior, compuesto por 2 cilindros neumáticos que permiten el giro de 30° a ambos lados del eje longitudinal. Cuerpo Superior, que cuenta con: - Corona de giro, que rota sobre rodajes (bolas de acero) y que es asegurado por un pin vertical. Sirve de apoyo al motor de accionamiento de la cuchara. - Engranaje de accionamiento de la cuchara, que con su palanca moviliza hacia adelante o hacia atrás y a los costados (giro). - Cuchara, que sirve para cargar, voltear y descargar el mineral roto en el carro minero que se halla enganchado a la Pala. - Motor de accionamiento de la cuchara, con aire comprimido. La palanca accionada hacia adelante o atrás lleva la cuchara hacia adelante (sobre el piso) o hacia atrás a fin que traslade su carga en el carro minero que se encuentra enganchado a la pala.

185 - Válvula de alimentación, que controla el ingreso del aire comprimido a la máquina, una vez instalada la manguera a la toma principal, que también cuenta con su válvula. d.- Funcionamiento La cuchara en su posición inferior y mediante el avance de la máquina, se introduce en el material roto llenándose mediante embragues y desembragues del motor de elevación. Luego la cuchara se levanta y vuelca atrás, lanzando el material roto sobre el carro minero para inmediatamente volver a su posición de carguío, por efecto de los resortes de retorno y de su propio peso, además del control de la cuchara. e.- Cálculos de Paleado Mecánico 1.- Capacidad real del carro CRC = (CTC * fll)/fe; m3

Donde: CTC = Capacidad teórica del carro, dado por el fabricante. Ejemplo: V40 significa carro en V de 40 pie3 de capacidad teórica. Puede hallarse: ancho * longitud * altura * factor de corrección geométrica fll = Factor de llenado, que depende del grado de fragmentación, pericia del operador, estado de la máquina, etc. Oscila entre 0,5 y 0,8. fe = Factor de esponjamiento del mineral, es decir el contenido de vacíos entre partículas. Se considera en todo cálculo similar para hallar el volumen a transportar. Está dado por el peso específico, grado de humedad, fragmentación, etc. Oscila entre 1,1 a 2,5. 2.- Capacidad real de la pala CRP = (CTP * fll)/fe Donde: CTP = Capacidad teórica de la pala, dado por el fabricante. También puede hallarse. 3.- Tiempo de carga de cada carro Tcarro = ((CRC/CRP) * t1) + t2; min Donde: CRC/CRP = Relación de cucharas necesarias para llenar el carro, sirve para determinar el tipo de pala en función a la capacidad del carro. t1 = Duración promedio del ciclo carguío - descarguío de cada cuchara; min t2 = Duración promedio de cambio de carro lleno por vacío; min 4.- Tiempo de carga, transporte y descarga del convoy Tconvoy = Tcarro * n + t3; min Donde: n = Número de carros del convoy t3 = Tiempo promedio del ciclo transporte con carga, vaciado y transporte de regreso vacío del convoy; min

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5.- Convoy transportado por hora Convoy/hora = (60/Tconvoy) *  Donde: 60= minutos/hora  = Factor de utilización de la pala considerando los tiempos muertos por chequeos, instalación de la línea riel, descansos, viaje del convoy, etc. Oscila entre 0,5 a 0,85. 6.- Convoy transportado por guardia Convoy/guardia = Convoy/hora * TE Donde: TE = Trabajo efectivo de la pala; horas 7.- Tonelaje transportado por hora Ton/hora = CRC * p.e. * Convoy/hora * n

Donde: p.e. Peso específico del material; adimensional 8.- Tonelaje transportado por guardia

Ton/gdia = Ton/hora * TE Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Carro minero con dimensiones interiores: ancho = 0,97 m altura = 0,81 m longitud = 1,91 m Factor de corrección geométrica, 0,775 Factor de llenado, 0,80 Factor de esponjamiento, 1,60 Pala mecánica con capacidad de cuchara de 0,198 m3 Tiempo carguío - descarguío de la cuchara, t1 = 1 min Tiempo cambio de carro vacío por lleno, t2 = 2 min Tiempo transporte y vaciado, t3 = 12 min Tiempo efectivo de trabajo, TE = 4,5 horas Número de carros del convoy, 8 Factor de utilización de la pala, 0,85 Peso específico del mineral, 2,8 Solución: CRC = (0,97 * 0,81 * 1,91 * 0,755 * 0,80)/1,6 CRP = (0,198 * 0,80)/1,6 Tcarro = ((0,57/0,10) * 1) + 2 Tconvoy = (7,7 * 8) + 12

= 0,57 m3 = 0,10 m3 = 7,7 min = 73,6 min

187 Convoy/hora = (60 * 73,6) * 0,85 Convoy/gdia = (0,69 * 4,5 Ton/hora = 0,57 * 2,8 * 0,69 * 8 Ton/gdia = 8,81 * 4,5 f.- Cálculo de costos de paleado mecánico

= 0,69 = 3,11 = 8,81 = 39,65

Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Costo de Pala EIMCO 21 incluido accesorios, $ 9 200 Vida útil, 10 años Tasa de interés, 1,5% mensual Horas efectivas de trabajo, 4,5 horas Cota de trabajo, 4 500 m.s.n.m. Presión manométrica a cota de trabajo, 85 psi Consumo de aire al nivel del mar, 247 pie3/min Costo de aire comprimido, 0,0003 $/pie3 Días de trabajo por mes, 26 Guardias por día, 2 Tonelaje cargado por día, 39,65 Salario del Operador de la Pala, $ 5,80 Salario del Ayudante, $ 4,20 Salario del Capataz, $ 8 (6 labores) Salario del Jefe de Sección, $ 10 (18 labores) Salario del Sobrestante, $12 (40 labores) Salario del Jefe de Mina, $ 15 (80 labores) Salario del Superintendente, $ 20 (170 labores) Solución: 1. Amortización: = 9 200[((1,015)120 * 0,015)/(1,015)120 -1)] = 165,77 $/mes = 165,77 $/mes/(1 * 26 * 2)

= 1,27 $/gdia

2. Depreciación: = (9 200 * 0,80)/(120 * 26 * 2)

= 1,18 $/gdia

3. Mantenimiento: = 9 200/(120 * 26 * 2)

= 1,47 $/gdia

4. Energía neumática Consumo a cota considerada * F F = (14,689 * (85 + 8,947))/(8,947 * (14,689 + 85) F = 1,55 = 247 * 1,55 = 382,85 pie3/min Costo/gdia = 382,85 * 60 * 0,0003 * 4,5 5. Salarios

= 31,01 $/gdia

188 Operador Ayudante Capataz Jefe de Sección Sobrestante Jefe de mina Superintendente

5,8 * 1,8226 4,2 * 1,8226 8,0 * 1,8226/6 10 * 1,8226/18 12 * 1,8226/40 15 * 1,8226/80 20 * 1,8226/170

10,57 $/gdia 7,56 $/gdia 2,42 $/gdia 1,01 $/gdia 0,55 $/gdia 0,34 $/gdia 0,21 $/gdia = 22,77 $/gdia

SUBTOTAL = 56,23 $/gdia 6. Otros 10% de los costos anteriores

= 5,62 $/gdia

TOTAL = 63,33 $/gdia COSTO/TON = 63,33/39,65 = 1,60 $/TON g.- Reglamentaciones sobre Palas Mecánicas El R.S. e H.M. en su Art. 323° d) especifican lo relacionado a este rubro; el mismo que será leído y comentado en clase.

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190

191 4.3.- Pala Cavo a.- Características -

Creado por Atlas copco en 1950. Es una pala sobre llantas con tolva que carga, transporta y descarga (equipo LHD) con motor neumático ( también existen con motor diesel o eléctrico ). Cuenta con tracción en las 4 ruedas. Puede ser controlado a distancia por acción de un control especial. Puede presentar problemas de pinchaduras de sus llantas. Su desplazamiento máximo es de 200 metros en una dirección.

b.- Requerimientos: Aire comprimido ( o electricidad o diesel ) c.- Dimensiones, Capacidades y demandas: CARACTERISTICAS Longitud de pala; mm Ancho de cuchara; mm Ancho de pala; mm Ancho de pala con plataforma; mm Altura con cuchara levantada; mm Altura con tolva levantada; mm Altura libre al piso; mm Capacidad de cuchara; m³ Capacidad de tolva; m³ Presión de aire requerido Demanda de aire comprimido, m³/min

CAVO 310 2920 1270 1440 1930 2120 2420 115 0.13 1.00 85 8

CAVO 511 3600 1500 1730 2400 2700 2700 207 0.5 2.1 85 15

d.- Componentes: -

Cuchara Tolva Pistón neumático o hidráulico para la cuchara ( Cavo 310 y 511 Respectiv.). Chasis Neumáticos 2 controles manuales Plataforma en el lado izquierdo Elementos de seguridad: Palanca que acciona la válvula de cierre instantáneo de pase de aire a los mandos. Seguro de la tambora de arrollamiento de la cadena de levante de la cuchara. Barra de bloqueo de la tolva en la posición de levantada..

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4.4.- Palas o excavadoras frontales Características generales

193 Son equipos de carguío montados sobre orugas o neumáticos y utilizados en Minería Superficial.Existen palas o excavadoras de cables (electromecánicas)e hidráulicas (electrohidráulicas) Fabricantes: Demag – Komatsu ( Japón ) Liebherr – Wiseda ( Alemania ) Euclid – Hitachi ( Japón ) Caterpillar ( USA ) O&K ( Alemania ) P&H (USA) Bucyrus Erie Su costo de adquisición oscila entre 140,000 a 260,000 $ USA por metro cúbico de capacidad de la cuchara. Su vida útil oscila entre 60,000 a 120,000 horas de trabajo. Están definidas por la capacidad nominal de la cuchara o cazo, aunque algunos autores se refieren al peso total de la máquina (bruto) versus la capacidad de carga. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, en sus artículos 228 a 232 y 289 a 291, especifica sobre Minería a Cielo Abierto. 4.4.1.- Palas o excavadoras de cables a.- Características Son máquinas pesadas y robustas adecuadas para excavar cualquier tipo de mineral fragmentado. La velocidad de desplazamiento es inferior a 1.5 km/hora, por lo que deben trabajar en lugares fijos, requiriendo equipo auxiliar (tractores) para mantener una producción elevada. Las potencias instaladas van desde 350 hasta 4000 Kw, para excavar con cazos de 5 a 50 m3 de capacidad nominal y pesos que van de 300 hasta 2700 tonenaldas. Las alturas de excavación están comprendidas entre 10 y 20 metros y las alturas de carga o vertido varían entre 6 y 12 metros. La excavación del material fragmentado se consigue mediante la combinación de dos movimientos: la elevación y el empuje. La mayor potencia es utilizada en la elevación de la cuchara o cazo. Los principales inconvenientes son:  La capacidad es reducida por debajo del nivel de las orugas.  El mantenimiento de la máquina debe hacerse en el lugar de operación, lo que implica dificultades. b.- Requerimientos Energía eléctrica c.- Componentes y su descripción Los mecanismos o componentes se distribuyen en tres secciones principales interrelacionadas entre sí: Infraestructura, superestructura y equipo frontal de excavción. Infraestructura Montada sobre dos bastidores de orugas que les permiten posicionarse adecuadamente en los tajos y trasladarse a otros lugares. En este conjunto va instalado el mecanismo de traslación y dirección. La acometida general de electricidad a la máquina se realiza por esta infraestructura. Cuenta con una corona de giro y pivote central.

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Superestructura giraroria Es una plataforma capaz de girar 360° a mabos lados, cubierta por un habitáculo cerrrado y presurizado para impedir la entrada de polvo en los sistemas de accionamiento y control. Cuenta con la cabina de operación, compresores, transformador, motor de elevación, motores de giro, contrapeso, etc. Equipo de excavación frontal Constituido por la cuchara, cuba o cazo, las plumas, los cables de suspensión, bastidor en A (que mantiene en posición a la pluma mediante el cable de suspensión), motores de empuje, interruptor fin de carrera para impedir que la pluma caiga sobre la máquina. La elevación tradicional del cazo se hace siempre mediante cables, asegurados a un tambor de enrrollamiento. Existen distintos mecanismos para accionar el sistema de empuje y retroceso de la cuchara. La pluma es el soporte de todo el equipo de excavación. Está apoyada a la estructura en A que fija su ángulo de inclinación. La parte superior es mantenida en posiciónpor los cables de suspensión. En su extremo superior están instaladas las poleas de los cables de elevación del cazo. Esta pluma contiene a los brazos de empuje de la cuchara. Para impedir que por una mala maniobra la pluma o su tramo superior pueda caer sobre la cabina, cuenta con un interruptor “fin de carrera” que bloquea la instalción. La cuchara o cazo va situado en el extremo del brazo y unido a él por pernos para facilitar su reemplazamiento o para modificar su inclinaciuón. La geometría de los cazos puede variar considerablemente, teniendo en cuenta el ángulo de ataque (ángulo formado por la intersección de la línea de prolongación del eje del brazo y de la que une la punta del diente con el talón de la cuba) que normalmente es de 65° aproximadamente y el ángulo de excavación (formado por la intersección de la línea de prolongación del eje del brazo y la de la máxima pendiente del plano de la cara siuperior de los dientes) que normalmente se de 45°. La modificación de estos ángulos por medio de los tirantes de inclinación, varían las condicones de trabajo. La descarga del cazo se hace por su fondo una vez que el giro de la máquina la sitúa sobre la tolva del volquete, del camión de obra, etc. La compuerta se abre tirando de su cerrojo mediante un cable accionado por un pequeño motor eléctrico o neumático; la gravedad hace el resto, incluso cerrar la compuerta durante el movimiento de iniciación del nuevo ciclo de excavación. d.- Cálculos Peso de la excavadora Peso = 37 * C; ton Donde: C = capacidad de la cuchara; m3 Potencia instalada Potencia = 80 * C; Kw Esta potencia instalada se reparte aproximadamente en los distintos mecanismos de la siguiente forma: Elevación 45 % Giro 18 % Empuje 14 % Traslación 23 % Altura del banco

195 H = 10 + (0.2 * C); m

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200 4.4.2.- Palas o Excavadoras hidráulicas frontales a.- Características Las potencias van de 300 a 2400 HP. Son de gran movilidad (2.45 km/hora) y de gran flexibilidad en la operación. Las fuerzas de penetración y de excavación elevadas permiten el arranque directo de materiales compactos. Reduce los daños causados a las tolvas de los volquetes o camiones de obra, por el mejor control en la descarga de las cucharas, alcanzándose una buena distribución y reparto del material. Tiene menor necesidad de equipos auxiliares en el área de operación. b.- Requerimientos Energía eléctrica CA 4160 V y 440 V y CC (baterías) Aceite hidráulico c.- Componentes y su descripción Infraestructura El chasis, constituido por una estructura en forma de H que aloja en sui parte central la corona de giro y va apoyada y anclada en los carros de orugas, tiene por misión transmitir las cargas de la superestructura al tren de rodaje. Superestructura Formado por las vigas y un conjunto de módulos adosados, su función es absorver los esfuerzos transmitidos por el equipo de trabajo en la excavación y la aceleración sufrida por el giro. Está unida al chasis mediante la corona de giro. El mortor de giro transmite la potencia a través de un piuñón que actúa sobre la corona de giro. Cuenta con su cabina. Equipo frontal Constituido por la pluma, el brazo, la cuchara. La fuerza de penetración se consigue mediante uno o dos cilindros hidráulicos del brazo y la fuerza de excavación por emedio de los cilindros en la cuchara. El movimiento vertical se realiza gracias al movimiento de la pluma. Las cucharas pueden ser de dos clases: de descrga por volteo y de descarga por el fondo. El tipo de descarga por el fondo tiene las siguientes ventajas:  Mejor control de la carga debido a que el cazo se deposita más cerca de la caja del volquete o camión de obra, dejando caer el material fino que amortigua el impacto de los mayores.  Mejor posicionamiento de la carga y menor pérdida de material sobre los laterales de la caja.  Ciclos de trabajo más reducidos ya que el posicionamiento y descarga de la cuchara son más répidos (15 % más cortos).  Mejor salida del material húmedo y pegajoso.  Mayores fuerzas de penetración y excavación. El sistema hidráulico se encuentra constituido por los depósitos, las bombas, los distribuidores, los receptores, los motores y los cilindros.

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ESPECIFICACIONES TECNICAS PARA LA SELECCIÓN DE PALAS HIDRAULICAS (Ref : EL INGENIERO DE MINAS, Set. 1997)

FABRICANTE MODELO PROCEDENCIA

LIEBHERR R 984 ALEMANIA Capacidad cuchara; m³/yd³ 6.0/7.85 Ancho de corte/dientes; m 2.85/6 Peso cuchara; kg 8,950 Velocidad de giro; rpm 4.07 Longitud total; mm 9,450 Ancho total; mm 5,080 Altura total; mm 5,600 Long. oruga en contacto; mm 4,900 Ancho entre centros oruga; mm 3,900 Capacidad Combustible; gal 317 Capac. Aceite hidráulico; gln 210 Veloc. Traslación/pendiente; kph/% 3.0/80 Presión sobre suelo; kg/cm² 1.31 Ancho zapata/No. zapatas por oruga. 600/49 mm/unidades Pluma/brazo; m 7.49/3.30

IDIACIC EX 1100 JAPON 6.3/8.2 2.89/6 8.600 5.8 10,800 5,130 6,200 5,000 3,900 317 162 3.6/70 1.34 700/52 7.54/3.40

O&K KOMATSU RH 40D PC 1000-J ALEMANIA JAPÓN 6.07/7.85 7.0/9.20 2.95/6 2.65/6 7.450 8,200 5.8 5.3 9,800 10,715 5,474 4,150 5,800 5,770 4,690 5,030 3,800 3,440 344 301 ND 172 2.35/80 3.4/70 1.46 1.27 600/48 710/51 7.79/3.30

5.10/3.80

ESTIMACION DE PRODUCCION Y COSTO/TM PARA LA SELECCIÓN DE PALA HIDRAULICA (Ref : EL INGENIERO DE MINAS, Set. 1997)

CARACTERISTICAS Potencia; HP/RPM Peso operacional; kg Ancho corte cuchara; m Fuerza de penetración; kg Fuerza de arranque; kg Material Densidad in situ Densidad fragmentada Factor llenado cuchara; % TM por cuchara Tamaño camiones * TM Pases/camión (teórico ) Pases/camión ( práctico ) Ciclo por pase; min No. camiones por hora Produc.teórica Pala; TM/hora Produc. Teórico con camión; TM/hora

LIEBHERR R 984 576/2100 92,500 2.85 51,200 51,700 Caliza 2.6 1.6 92 8.83 46 5.20 6 0.42 24 1,250 1,104

HITACHI EX 1100 580/1800 105,000 2.89 56,600 56,400 caliza 2.6 1.6 88 8.87 46 5.37 6 .38 26 1,381 1,196

O&K RH 400 503/1800 90,400 2.95 50,900 50,900 caliza 2.6 1.6 90 9.02 46 5.11 6 0.40 25 1,353 1,150

KOMATSU PC1000-1 550/1700 98,000 2.65 56,000 58,500 caliza 2.6 1.6 90 10.08 46 4.56 5 0.42 28 1,428 1,288

202 Factor eficiencia global Producc. Estimada; TM/hora Valor entrega CIF Callao; $ Vida útil; horas Horas operación/año Valor de rescate ( 20%) Valor a ser recuperado Años de vida Costo depreciación; $/hora Costo I.S. e I.(12 %); $/hora Tot. costo Propiedad; $/hora Costo combustible; $/hora Costo lubricantes; $/hora Costo reparación y mantenimiento; $/hora Costo mano de obra; $/hora Costo elem.desgaste; $/hora Total costo Operac.; $/hora Costo total P y O; $/hora Producc. Global; TM/hora Producción neta; TM/hora Costo/TM; $/TM

0.56 618 607,626 20,000 2,400 149,476 597,903 8.3 29.90 20.90 50.80 17.6 4.4 23.7

0.56 669 755,000 20,000 2,400 185,730 742,920 8.3 37.10 26.00 63.10 17.6 4.8 24.8

0.56 644 604,652 20,000 2,400 148,744 594,978 8.3 29.70 20.80 50.50 17.6 4.6 24.9

0.56 721 703,478 20,000 2,400 173,055 692,222 8.3 34.60 24.26 58.80 16.5 4.6 28.3

4.5 1.5 51.70 102.50 618 824 0.124

4.5 1.5 53.20 116.30 669 892 0.130

4.5 1.5 53.10 103.60 644 858 0.120

4.5 1.5 55.30 114.10 721 961 0.118

d.- cálculos Ciclo de operación pala (COP) COP = (T/ciclo)/(número de ciclos pala); seg/cuchara T/ciclo = T1 + T2 + T3 + T4 Donde: T1 = Tiempo de carga de cuchara T2 = Tiempo de giro para descargar T3 = Tiempo de descarguío T4 = Tiempo de giro retorno Número de ciclos pala = ciclos durante la guardia Eficiencia de operación (E) E = (Tiempo/ciclo)/(Tiempo/ciclo + t1 + t2 + t3 + t4 + t5 + t6) Donde: t1 = Tiempo de acomodo y separación del material t2 = Tiempo de desquinche de talud t3 = Tiempo de cambio de posición t4 = Tiempo de limpieza del piso por el tractor t5 = Tiempos perdidos en otros factores improductivos t6 = Tiempo de espera para cargar el siguiente volquete Número de volquetes cargados/gdia (NV/gdia) NV/gdia = (Tiempo de operación asignado – tiempos muertos)/tiempo de carguío/volquete sin tiempos muertos

203 Donde: Tiempo muertos = tiempos de mantenimiento, reparación, falta de vehículos, averías, etc. Tiempo de carguio/volquete sin tiempos muertos = (T/ciclo * 60)/número de viajes/volquete Número de volquetes requeridos por una pala (NV) NV = 1 + ((tiempo transporte volquete)/(tiempo carguío por volquete con esperas por volquete)) Tiempo carguío por volquete con esperas por volquete = (Tiempo carga/volq)/E Rendimiento (R ) R = NV/gdia * capac/volquete * e; m3/gdia Donde e = eficiencia de la cuchara, que depende de factor de llenado, factor de esponjamiento, peso específico del mineral, etc.

Ejercicio: En el Tajo abierto de Mina Colquijirca, se cronometraron los tiempos de la pala electro hidráulica O&K RH40D y fueron: Tiempo de acomodo y sepración del material 420 seg Tiempo de desquinche talud 85 seg Tiempo de cambio de posición de la pala 70 seg Tiempo de limpieza del piso por el tractor 215 seg Tiempo perdido en otros factores improductivos 150 seg Tiempo de espera para cargar al siguiente volquete 1980 seg Tiempo de carga cuchara 1300 seg/gdia Tiempo de giro para descargar 720 seg/gdia Tiempo de descarguío 610 seg/gdia Tiempo de giro retorno 700 seg/gdia Tiempo de transporte volquetes 18 minutos Tiempo de reparación motor de cable de izamiento 35 min Capacidad de volquete Lectra haul M100 35.70 m3 Eficiencia de carguío 85 % Número de ciclos de pala 110 ciclos/pala Número de viajes/volquete 17 viaje/gdia Tiempo de operación asignado 420 min/gdia Calcular: 1.- Ciclo de la pala 2.- Eficiencia de trabajo de la pala 3.- Número de volquetes cargados/gdia 4.- Número de volquetes necesarios para operación operación óptima de pala 5.- Rendimiento de la pala Solución: 1.- Ciclo de la pala

204 T/ciclo = (1300 + 720 + 610 + 700) = 3330 seg/gdia Tiempo/cuchara = 3330/ 110 = 30.27 seg/cuchara 2.- Eficiencia de trabajo de la pala (E) E = (3330/(3330 + 420 + 85 + 70 + 215 + 150 + 1980)) * 100 = 53.28 % 3.- Número de volquetes cargados por guardia NV/gdia = ((420 – 35) * 0.5328)/((3330 * 60)/17) = 62.40 volquete 4.- Número de volquetes necesarios para operación óptima de la pala NV = 1 + (18/(3.27/0.5328)) = 3.93 volquetes 5.- Rendimiento de la pala R = 62 * 35.70 * 0.85 = 1881 m³/gdia Presión transmitida al terreno P = W/(Z * N * (L + 0.35 * (M * L)) Donde: W = Peso en operación de la máquina L = Longitud entra las ruedas guía M = Longitud de las orugas N = Ancho de las orugas.

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V.- CORTE Referido a las máquinas que se utilizan para el beneficio de los minerales no metálicos ornamentales e industriales como calizas,areniscas y pizarras (resistencias a la compresión menores a 400 kg/cm2 - 40 MPa-), mármoles, travertinos, onix y granitos blandos (resistencias menores a 1000 kg/cm2) y granitos, pórfidos, gabros, etc. (resistencias superiores a 2000 kg/cm2) Onix, Travertino, Mármol, Pizarra, Granito, etc.), los mismos que son explotados en canteras y en minas subterráneas. El proceso de arranque de estas rocas generalmente consiste en la separación de la roca madre previamente desbrozada, de un macizo rocoso o bloque, de dimensiones tales que puedan ser cargados y transportados para su industrialización. Esta separación primaria estará directamente relacionada con determinados factores geológicos del macizo rocoso (estructura, dirección de estratificación, diaclasamiento, etc.) para orientar la secuencia de arranque. Los sistemas o técnicas de corte más aplicados en minería son: Corte con perforación, rozadora de brazo, corte con disco, corte con hilo helicoidal y corte con hilo diamantado. 5.1.- Corte con perforación a.- Características Consiste en la apertura de una batería de taladros muy próximos (10 a 20 cm) y paralelos de pequeño diámetro, realizados con jack hammer, drifter, etc. para producir un corte a través del plano constituido por los mismos, mediante la posterior acción de una presión mecánica, hidráulica o por bajos explosivos (pólvora, dinamita). b.- Requerimientos Aire comprimido Equipo de perforación, de rotura, accesorios c.- Procedimiento Comienza con la creación de dos caras libres en los laterales del gran bloque, bien a partir de diaclasas existentes, bien mediante la perforación de taladros verticales de 1 ¼ a 2 ½ pulgadas de diámetro; luego se perforan taladros horizontales en lo que será la base del bloque y a 30 ó 40 cms debajo, debiendo este último volumen ser roto mecánicamente o con explosivos débiles a fin de liberar el bloque en su base; se deja en el piso un lecho de arena o grava o un colchón de goma inflable que logre amortiguar la caída y evitar la rotura de este bloque. Luego se perforan taladros verticales en el plano posterior del bloque con 5 a 10 cm menos que la altura del bloque, para que finalmente, con la ayuda de cuñas y lenguetas de acero, cuñas o gatas hidráulicas sea separado. Este proceso se visualiza en los gráficos adjuntos. Posteriormenete, el bloque deberá ser escuadrado en las caras que lo requieran (acabado).

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212 5.2.- Corte con Rozadora de Brazo a.- Características Es un sistema altamente mecanizado que elimina la fase de escuadrado, ya que realiza cortes verticales y horizontales dejando las paredes del bloque completamente lisas. Puede ser utilizada en minería subterránea o superficial (carbón, sales potásicas, rocas ornamentales, etc.). La altura del banco está limitada por el alcance del brazo cortador (1.50 a 3.00 m). Las velocidades de corte son de 2 a 10 cm/min; la velocidad do rotación de los dientes oscila entre 0.4 y 1.4 m/s. La gradiente máxima de trabajo es de 15°. El sistema de accionamiento es electrohidráulico. Se pueden obtener bloques de diferentes medidas comerciales. b.- Requerimientos Energía eléctrica y/o diesel c.- Composición Se utiliza una maquinaria que consiste en una cadena provista de dientes de carburo de tungsteno o compuestos diamantados y situados a intervalos de 40 mm como elementos de corte y que gira alrededor de un brazo o carcaza laminar orientable, que lo contiene. La nachura del corte es de 4 cm. Todo el conjunto puede ser acoplado a diferentes órganos sustentantes, directamente sobre los bancos o base de deslizamiento (carriles direccionales de corte).. Este brazo oscila entre 1.50 y 3.00 metros de longitud y es accionado poor motores de 10 a 60 KW. La cadena tiene grosores de 22 a 45 mm. A mayor dureza de la roca requiere menor grosor. Rozadora de brazo ST 30 VH Peso Potencia instalada Capacidad tanque hidráulico Velocidad de trabajo Ancho de corte Profundidad útil Rotación del brazo Velocidad de la cadena

5 500 lb 35 HP 16 galones hasta 3 m/hora 1 5/8 pulgadas 6 pies y 7 pulgadas 360° 17 a 47 m/seg

d.- Funcionamiento Una vez que los bancos han quedado preparados, se ejecuta con la rozadora un corte horizontal al ras del suelo y en toda la longitud prevista para el banco (s). Se realiza a continuación otro corte paralelo a 30 ó 40 cm encima de éste. La masa de roca comprendida entre corte, se rompe con martillos picadores de aire comprimido y se evacua, dejando algunos fragmentos de roca para el apoyo provisional del bloque superior.

213 Se cambia la posición de la sierra a vertical y se efectúa otros 2 cortes, delimitando los bloques lateralmente con lo que tendrían en cada bloque 5 caras libres, siendo la cara posterior la que sujeta al bloque a la roca madre. Se asierra verticalmente la cara posterior dejando una pequeña porción in situ antes de llegar al corte horizontal, quedando el bloque libre y por su propio peso o con la ayuda de cuñas cae sobre el apoyo provisional en el piso. Con la ayuda de gatos, tecles, polines, rieles, se traslada el bloque fuera de la zona de explotación. 5.3.- Corte con disco a.- Características Este sistema permite obtener desde el principio, bloques de reducidas dimensiones, sin recurrir a las sucesivas etapas de división y acabado. Puede realizar cortes verticales y horizontales; la altura de corte está supeditado al radio máximo del disco. Se debe disponer de amplias plataformas de modo se puedan realizar cortes longitudinales largos sin tener que mover el equipo. La gradiente debe ser menor de 10°. Los rendimientos de corte pueden variar entyre 5 y 8 m2/hora. Existen en el mercado algunos equipos con multibrazos, que permiten realizar 2 ó 3 cortes paralelos simultánemanete, incluso uno vertical y otro horizontal al mismo tiempo. Las características básicas de los equipos se recogen en el cuadro siguiente, de acuerdo con la dirección de los cortes y la abrasividad de la roca: Diámetro del disco (m) Velocidad periférica (m/s) Profundidad de corte (m) Anchura de corte (mm) Consumo de agua (l/min) Potencia (Kw)

CORTE PLANO VERTICAL

CORTE PLANO HORIZONTAL

2.50 a 3.00 40 a 55

2.70 40 a 55

1.00 a 1.25 12 80 a 140 60 a 75

1.10 12 80 a 140 75

b.- Requerimientos Energía eléctrica o diesel c.- Componentes El equipo a utilizar consta básicamente en un disco giratorio cortador con el filo de acero diamantado y que se desplazará monmtados sonre un carrtetón móvil a través de carriles.

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5.4. Hilo Helicoidal a.- Características Aplicable a rocas de dureza media a baja (mármoles, travertinos, piedras calizas, pizarras, etc.) Fue desarrollado en Italia a principios del sioglo XVIII. Sirve para explotar bloques de mayores dimensiones (3 a 10 m de altura, 2 a 3 m de ancho y 15 a 20 m de longitud) y es utilizado en minería superficial. Una vez situado el bloque en la cancha, se corta a medidas comerciales, con el mismo hilo. Reduce la producción de detritus en base a un acabado plano de las caras. La técnica de penetración en la roca se lleva a cabo con unos equipos cuya herramienta de corte es un cable de acero de 5.15 mm e hilos de 2.40 mm, que actuará como conductor de los materiales abrasivos (arena fina con 90 % de SiO2 o granalla de carburo de silicio) y refrigerante (agua). Circula a una velocidad de 6 a 20 m/seg sobre el macizo rocoso. El hilo al entrar en contacto con la roca produce en ella una incisión longitudinal y va penetrando en la masa, cortándolo. El sistema permite disponer el plano de corte en cualquier orientación aunque operativamente las más habituales son las posiciones horizontales y verticales. b.- Requerimientos Energía eléctrica o diesel Agua Abrasivo (arena silícea o granalla de carburo de silicio) c.- Composición Un grupo motor eléctrico o diesel de 25 a 50 HP que transmitirá el movimiento a un cable que pasa por una polea motriz. Un sistema móvil de contrapesos, que permitirá mantener el circuito del cable en tensión (300 kg por 1000 m de cable) Una batería de poleas de re-envío y alineación, cuya función será concentrar en un corto espacio o longitud (10 a 100 m) la mayor parte del cable en operación. Una serie de columnas con poleas móviles de avance automatizado, ubicadas en los extremos de la superficie de corte.para el guiado del hilo Un equipo de almacenamiento y dosificación de la mezcla abrasivo-agua, con alimentación directa al punto de entrada del hilo en el macizo rocoso en corte. Cable de 5 mm de diámetro con 3 hilos de acero, enrrollados en espiral, de recorrido continuo (circuito cerrado). Templadores d.- Funcionamiento En los extremos superiores del banco se excavan 2 pozos verticales en toda su altura. Generalmente se usa de 9 a 21 cm de diámetro. Además, se excavan en la base del bloque 2 “galerías” perpendiculares a los pozos y hasta llegar a ellos. En estas pozos se introducen las columnas para el guiado del hilo que al poner en funcionamiento, practica el corte de arriba hacia abajo. Se excavan 2 taladros perpendiculares a los pozos y hasta llegar a ellos.

219 En estas galerías se introducen las columnas para el guiado del hilo, que al poner en funcionamiento, practica el corte horizontal de afuera hacia adentro tanto en la base del banco como a la altura del techo de las galerías, con lo que se obtiene 2 bloques de mineral, cada uno con 5 caras libres. El bloque inferior se rompe por medios mecánicos o con explosivos, sirviendo este material roto como colchón al bloque superior. Con una nueva disposición de las columnas, se practican 2 cortes de arriba hacia abajo siguiendo la línea VN y V‟N‟, separando el bloque que cae sobre el colchón. El gran bloque cortado (2 a 3 m de ancho, 5 m de altura y 15 a 20 m de longitud), será finalmente cortado en bloques de medidas comerciales mediante sucesivos cortes y el escuadrado final que sea requerido. 5.5. Hilo Diamantado a.- Características Permite con menores longitudes de cable en operación, unos rendimientos de corte muy superiores al hilo helicoidal. Las velocidades de avance oscilan entre 0.6 y 1.5 m2/hora. La velocidad lineal del cavble entre 1 y 40 m/s b.- Requerimientos Energía eléctrica o hidráulica c.- Componentes Se utiliza un cable de acero de 5mm de diámetro que llevará engarzados a modo de cuentas de collar: Juntas o uniones a ambos extremos, Separadoresde 30 mm (entre anillos y muelles), Muelles o distanciadotes, Anillos con perlas diamantinas de 8,5 mm de longitud y 6,0 mm de longitud útil y 10 mm de diámetro La separación entre insertos es de 30 mm. La velocidad de trabajo es de 10 a 45 m/seg. La tracción puede ser eléctrica o hidráulica. La máquina se desplaza sobre rieles, en forma manual o mecánica. Sistema automático de control electrónico de arranque, velocidad y tensión del cable, de paradas por rotura o final de carrera. d.- Funcionamiento Es similar al Hilo Helicoidal

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VI.- DERRIBO Referido a los equipos de arranque que mediante la energía liberada por un chorro de agua que se proyecta sobre un punto del macizo rocos (placeres auríferos, de diamante, etc.), permiten derribar, disgregar y arrastrar el material lodoso hacia una planta de beneficio, recuperación en ella, así como el posterior transporte de los residuos, con la energía aportada por el flujo de agua. En el país se utiliza en los en los placeres auríferos existentes en las zonas de influencia de los ríos de la selva. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería, contempla este tema en sus artículos 320 a 321 (Uso de Hg en la recuperación de oro) y 328 a 330 (Explotación de placeres). 6.1. Monitor Hidráulico a.- Características En San Antonio de Poto (Puno) existen dos cooperativas mineras que utilizan este método, además de las unidades Señor de Ananea y Santiago de Ananea. La altura efectiva del agua es de 180 pies. El flujo de agua a través de la boquilla es de 16 a 23 m3/min. El rendimiento es de 25 a 30 metros cúbicos por hora de grava aurífera derribada. Puede trabajar las 24 horas.

    

VENTAJAS continuo del

Arranque material explotable Infraestructura adecuada Equipos sencillos y económicos Menores necesidad de personal Bajo costo de operación

   

DESVENTAJAS Condiciones específicas del material a arrancar Requerimientos de grandes caudales de agua Escasa posibilidad de selectibidad Contaminación e impacto ambiental

Existen unidades cuya maniobrabilidad es por accionamiento manual o por control remoto hidráulico o eléctrico. La utilización de los monitores exige un conocimiento y análisis previo de los siguientes factores:  Características físicas de los materiales, especialmente consolidación y granulometría.  Características topográficas del área y del lecho del yacimiento, que permita el máximo de circulación hidráulica por gravedad.  Ubicación de la planta de tratamiento, que deberá emplazarse tan próxima al área de explotación.  Normativas oficiales oficiales existentes sobre impacto ambiental, restauración y vertido de efluentes. b.- Requerimientos Cuerpo de grava aurífera, diamantífera, etc. Fuente hídrica (ríos o “cochas‟) Motor de combustión interna Monitor hidráulico

226 Tubería de fierro, polietileno o PVC Canales c.- Componentes Un Tubo Cónico o Lanza que cuenta con una Boquilla cambiable que en su interior lleva 3 ó 4 Aletas longitudinales que permiten que el chorro de agua salga recto y cilíndrico, evitando la salida en espiral. El tamaño de la boquilla depende de las condiciones de trabajo (cantidad de agua, presión que oscila entre 100 y 150 psi, etc.). El diámetro de la boquilla puede ser de 2 a 9 pulgadas (mayormente utilizado es el de 4 pulgadas). La reducción paulatina de la sección de paso de agua incremenmta la velocidad y la presión dinámica a la salida y por lo mismo se obtiene un mayor alcance. Un Deflector (unión de desplazamiento rotativo) que le da un movimiento circular y que orienta el chorro de agua en forma vertical hasta un ángulo de 60° en un sentido u otro, permitiendo llevar el chorro de agua al lugar deseado del frente de minado. Una estructura de fijación o de apoyo. Un Tubo de ingreso de agua al monitor, que puede ser de 6 a 15 pulgadas de diámetro. Una Motobomba de 4 a 9 pulgadas de diámetro y de 16 a 36 HP, diesel o gasolinera. Una Manguera de succión semirígida de 4 a 15 pulgadas de diámetro, de alta presión. Una Balsa para el desplazamiento de la bomba, si fuera necesario. d.- Procedimiento El monitoreo hidráulico se inicia en la parte más baja del frente de minado para producir inestabilidad en el talud, lo que originará el derrumbamiento del frente por acción del chorro de agua a alta presión (100 a 150 psi). El material aurífero derribado se llevará con la ayuda de la misma agua del monitor, hacia los canales de concentración gravimétrica. Los canales (empedrados o de madera) deberán tener una cierta inclinación y cierta profundidad de tal manera que pueda circular en un tiempo todo el agua juntamente con el material derribado. Después de operar determinado tiempo, el material aurífero quedará retenido en su base (en el empedrado, en la malla de yute o en los riffles). Se retira el material aurífero obtenido por gravedad, se batea, amalgama y refoga; una vez frío, se retiran las impurezas que lo cubren quedando listo. e.- Cálculos de monitoreo hidráulico Cálculo de velocidad del flujo de agua V = Cv 2 * g * h Donde: V = Velocidad del flujo de agua; m/seg Cv = Coeficiente de velocidad; 0,98 g = Aceleración de la gravedad; 9,81 m/seg2 h = Altura o carga de presión; m Cálculo de caudal de agua Q=V*a Donde: Q = caudal de agua; m3/seg a = Area de la boquilla del monitor; m 2 V = Velocidad del flujo de agua; m/seg Cálculo de presión del chorro de agua P = (W * V2)/(2 * g)

227 Donde: P = Presión del chorro de agua; kg/cm2 V = Velocidad del flujo de agua; m/seg

W = Peso específico del agua; kg/cm3 g = Aceleración de la gravedad; 9,81 m/seg2

228

229

230

231

Caudal proyectado según presión y diámetro de la boquilla BOQUILLA (l/s) 100 110

PRESION (MPa)

50

0.1

27

39

53

69

87

108

0.2

38

55

75

98

123

0.3

47

67

91

119

0.4

54

78

106

0.5

60

87

0.6

66

0.7

60

70

80

90

120

130

140

150

130

155

182

211

243

152

184

220

258

299

343

151

187

226

269

316

366

420

138

175

216

261

310

364

423

485

118

154

195

241

292

347

407

472

542

95

129

169

214

264

320

380

446

518

594

71

103

140

183

231

285

345

411

482

559

642

0.8

76

110

149

195

247

305

369

439

515

598

686

0.9

81

116

158

207

262

323

391

466

547

634

728

1.0

85

123

167

218

276

341

412

491

576

668

767

1.1.

89

129

175

229

290

358

433

515

604

701

804

1.2

93

134

183

239

302

373

452

538

631

732

840

1.3

97

140

190

249

315

389

470

560

657

762

875

1.4

101

145

198

258

327

403

488

581

682

791

908

1.5

104

150

205

267

338

418

505

601

706

818

939

CAUDALES (l/s)

232

VII.- SUCCION - EXCAVACION SUBACUATICA Referido a las dragas, que son equipos destinados a la excavación de materiales sueltos o poco consolidados de los fondos acuáticos, transporte y vertido del material extraído. La minería de placeres auríferos utiliza en gran escala estos equipos para extraer los metales preciosos que se encuentran en el fondo de los ríos y lagunas (oro, diamantes, estaño, etc.). También pueden extraer arenas y gravas. Cabe destacar que estos equipos de movimientos de tierras utilizados además, en dragados de puertos, construcción de represas y canales. Una draga es una combinación de excavadora, elevadora, planta concentradora y disposición de relaves, todo montado sobre una barcaza o chata; ésta flota ya sea en lagos, ríos, o mares. Se autoalimenta en forma continua desde el fondo del río o lago por un tubo de succión o por cucharas que recogen la grava junto con el agua (lodo) llevándolo hasta el sistema de canales para su tratamiento. Es muy utilizado en Bolivia y Brasil. En el Perú se viene introduciendo en la región de Madre de Dios (sector fronterizo de Perú - Bolivia). Existen las dragas succionadoras de rodetes y de cuchara y las minidragas que pueden armarse inclusive, sobre neumáticos. La profundidad de dragado oscila entre 3 y 20 metros. En minería aurífera se utilizan las dragas de succión y la de cangilones. También existe en el mercado las dragas succionadoras de rodetes y de cuchara. El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera contempla este tema en su Artículo 290°. 7.1. Dragas de Succión a.- Características Está constituída por una bomba hidráulica que aspira por medio de una manga semirígida o tubería de acero, mezcla de agua y material aurífero que se encuentra en los lechos de los ríos, lagos, aguajales o pantanos, etc., a través de un cabezal de succión vertiendo el material aspirado a un canal para la recuperación del oro metálico, en 1 a 3 capas de yute o arpillera, con riflería de 1”. Para el proceso de succión se requiere el concurso de buzos, que trabajan por turnos de 3 horas bajo el agua. Los rendimientos van de 5 a 26 m3/hora (5 a 12” de diámetro de manga) con profundidades de 20 a 30 m. La velocidad de la tubería de aspiración es de 2 a 3,5 m/seg. También existen dragas con cabeza cortadora-succionadoras. b.- Componentes y descripción La unidad de dragado por succión, básicamente está compuesta por las siguientes secciones: - Sección de Dragado - Sección de Lavado o Procesamiento Gravimétrico - Sección de Navegación Sección de Dragado.- Está compuestas por los siguientes equipos, herramientas y accesorios: Bomba centrífuga o bomba de succión de 5 ó 6” de diámetro. Motor diesel de 18 a 36 HP

233 Mangueras de succión de 5 ó 6” de diámetro y 20 m de longitud Mangueras de descargue de 5 ó 6” de diámetro y 10 m de longitud Compresora de 200 psi, motor de 2 HP y accesorios Equipo de buzo completo (traje, máscara, boquilla y cinturón) La operación de dragado o levantamiento del material del fondo del río es efectuada por la bomba centrífuga a través de la manguera de succión. Este material está constituido por una pulpa de grava y agua. El material succionado es vertido a través de la manguera de descargue en la tolva de recepción de los canales de lavado. El control de dragado está a cargo de 3 buzos, quienes efectúan turnos de 3 horas c/u para una jornada de trabajo de 9 horas. Para proveer aire a los buzos se cuenta con la compresora de 200 psi, efectuándose el control de aire a los buzos mediante un manómetro ubicado en la cubierta de la embarcación. Sección de Lavado o Procesamiento Gravimétrico El material succionado es vertido a través de la manguera de descargue en una tolva de gruesos o cajón de recepción, el cual lleva en una de sus caras una rejilla de barras con separación de ½” entre barras. La función de esta rejilla o criba es la eliminación del material grueso, el cual cae directamente al río. Los finos pasan al sistema de canales. Estos sluices o canales están acondicionados en su fondo, con plástico y arpillera de yute y riffles de madera. Al término de la jornada de trabajo, el material fino depositado en los canales es recolectado en tinas de plástico, procediéndose a su refinado y amalgamación en bateas. La amalgama es refogada para la obtención del bullón de oro. Sección de Navegación Es una embarcación denominada balsa que contiene a las secciones descritas anteriormente y está constituida por 2 botes o canoas colocadas paralelamente y sobre las cuales se instala un tabladillo de madera que sirve de piso. Cuenta con techo y para su movilidad en el río se le implementa con motores de 36 HP, o se les remolca con canoas auxiliares provistas de motores fuera de borda de 55 HP. 7.2. Minidraga tipo hidrojet a.- Componentes 2 pontones de plástico (barcazas pequeñas de fondo chato) o cámaras neumáticas 1 canal de aluminio con riffles 1 motobomba de alta presión 1 tubo de acero Power Jet de 2” 1 manguera de succión de 6 m de longitud 1 manguera de presión a power jet 1 compresor con motor de 3 HP 1 traje de buzo completo b.- Funcionamiento La manga de succión eleva la grava aurífera hasta el canal que se encuentra sobre la balsa, en donde se recupera el oro.

234

7.3. Dragas de Cangilones (Bucket dredger) a.- Características Consiste de una balsa o chata en la cual están instalados el sistema de excavación (línea de cucharas que se mueven desde el punto de excavación) hasta un punto por encima de la superficie del agua conocida como Planta concentradora. Es conocido también como draga de rosario. El mecanismo de excavación está formado por una línea de recipientes o cajones (cangilones) de acero ubicados en un soporte sin fin; estos recipientes se desplazan entre dos tambores colocados a los extremos de las vigas metálicas. La línea de cangilones alimenta de mineral dragado a un trommel y de allí al sistema de sluices (canales de riflería) COMPARACION DE DIFERENTES TAMAÑOS DE DRAGAS Capacidad Cangilones Litros

Profundidad de Dragado m

Energía Aprox. HP

Peso Aprox. Ton

Largo

Ancho

Altura

Velocidad Capacidad

M

m

m

cang/min

m3/mes

100

10

400

280

24

10

2,1

30

83 700

170

12

1 300

950

35

17

2,1

30

137 630

280

17

1 500

1 450

43

19

2,9

30

229 380

400

24

2 250

2 500

74

21

3,5

28

229 720

500

39

2 600

85

23

3,6

27

371 600

625

45

4 600

90

27

4,0

25

420 530

b.- Componentes: Consiste en una instalación flotante que excava bajo el agua en forma continua y cuenta con las siguientes partes: Pontón o casco, que se asemeja a una barcaza de fondo plano y que contienen a las demás. Superestructura, constituida por: Los mástiles de proa y popa (adelante y atrás respectivamente) y que sirven de sostén y fijación de los elementos de la draga. Las vigas metálicas que sostienen a los Tambores de mando, guías y cadena de cangilones. Techo Rosario de cangilones, que consiste en un conjunto de cucharas o cazos fijados a una cadena que gira gracias al tambor de cabeza o motriz que se encuentra en el extremo de la escala y al tambor de cola o de retorno que se encuentra en el extremo opuesto, sumergido. La parte inferior del rosario de cangilones es la que excava al encontrarse los cangilones en contacto con el terreno. Los recipientes cargados se elevan a lo largo de la escala, vertiendo su contenido sobre una tolva para luego ser dirigida a la planta de tratamiento. Planta de tratamiento, constituida por: Tambor lavador o tolva de separación de gruesos - finos.

235 Trommel Canales Transportadores de relaves La única draga de cangilones para explotación de oro que existe en el Perú, se encuentra en San Antonio de Poto, Puno; pertenecía a Natomas Company of Peru, encontrándose actualmente semidesmantelada desde su hundimiento, desde hace más de 14 años; siendo sus características principales: Tamaño de cangilón Velocidad máxima Profundidad de dragado Capacidad Consumo de energía Trommel

425 lt ó 15 pie3 33 cangilones/minuto 25 m 535 m3/hora = 3 500 000 m3/año 2,38 KWH/m3 2,75 m de diámetro * 16 m de largo Abertura de 12 mm

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VIII. SISTEMA MECANIZADO DE AVANCE SIN EXPLOSIVOS, MINADO CONTINUO Referido al empleo de máquinas que avanzan por sí mismas en la roca, sin requerir explosivos. 8.1.- Características generales Son utilizados en la apertura de túneles circulares de 2,10 a 12.00 m de diámetro; túneles, galerías o tajos (Long Wall Mining o Short Wall Mining) de secciones rectangulares de 0,80 m a 3,20 m de ancho y de 0,80 m a 4,00 m de altura Son máquinas de accionamiento neumático (1200 a 2000 m 3 de aire por hora de trabajo) o eléctrico, que trabajan con grandes presiones de empuje en terrenos suficientemente blandos y estructuralmente homogéneos como carbón, yeso, potasa, caliza, etc., con producción de polvo y calor en el frente de avance y cuyo material triturado debe ser evacuado sistemáticamente. Es factible la interrupción de la obra por fallas mecánicas, con sus correspondientes gastos difícilmente evaluables presupuestalmente, como son: -

Improductividad del personal, disminución del promedio de avance, gastos extraordinarios por reparaciones y repuestos, costosas operaciones para practicar modificaciones y adaptaciones en relación con cambios geológicos, etc.

Estos equipos trabajan con fuertes presiones y los problemas técnicos que aún no se resuelven completamente se refieren a aspectos como: - Reistencias de los metales en las “cabezas de perforación”, las partes rodantes, los dispositivos de mando, la formación de polvo, el calor en el frente de avance; pero solucionando estos problemas se alcanzan excelentes rendimientos y convenientes costos de producción. Desde el punto de vista técnico se debe tener en cuenta la dureza de la roca (indicada como resistencia a la compresión), homogeneidad de las características estructurales de la roca y posibilidades de organización y ejecución de obra. Desde el punto de vista económico se toma en cuenta la longitud del túnel para permitir la amortización del equipo, las dimensiones de la sección del túnel a fin que guarden relación con las dimensiones del equipo para lograr su adaptación y la oferta de estos equipos en el meracdo. Cuando se habla da clasificación de estos equipos, normalmente los más sobresalientes son: - Máquinas rozadoras, máquinas de ataque puntual, máquinas de corte rotatorio, fresadoras. - Máquinas integrales o de rodillos moledores

240 8.2.- Tipos 8.2.1.- Máquinas rozadoras, minadores de ataque puntual, máquinas de corte rotatorio, fresadoras. a.- Características generales Básicamente, estas máquinas excavadoras realizan su trabajo mediante una cabeza giratoria provista de herramientas de corte (cuchillas) que inciden en la roca y que va montada sobre un brazo monobloque o articulado y un sistema de recogida y transporte del material roto que lo evacúa desde el frente de arranque hacia la parte trasera de la máquina. Todo ek conjunto va montado sobre un chasis móvil de orugas. Son máquinas capaces de excavar en rocas con resistencia a la compresión de hasta 124 Mpa, que pesan entre 22 y 60 toneladas. Sirven para aperturar túneles de hasta 10,50 m de diámetro. Una particularidad es que las bandas de corte pueden no llegar a cubrir toda la sección del túnel, dejando bandas intermedias para luego efectuar el perfilado de la sección en un corte posterior menos costoso. Peso 16 a 40 ton Resistencia de la roca 250 a 400 kg/cm2 Avance 0,50 a 3,00 m/hora de trabajo Trabajos realizados: Túnel submarino en Japón Túnel en Chicago; de 8 m de diámetro. Ventajas - Flexibilidad y maniobrabilidad (distintas secciones, cambios de trazado, excavaciones transversales a la principal, etc.) - Menor afección a la roca de las cajas, techo y piso ya que no es agrietada al no usarse explosivos. - Ausencia de vibraciones - Menores necesidades de sostenimiento - Se utiliza en túneles menores de 2 km de longitud. - Básicamente todos lo minadores tienen un diseño modular que facilita su montaje o desmontaje. b.- Requerimientos Energía eléctrica c.- Componentes Chasis, tren de rodaje, brazo, cabeza de corte (longitudinal y transversal), dispositivo de giro, sistema de recogida y arrastyre o carga. d.- Tipos de minadores Minadores de brazo Dotados de un brazo rozador móvil en cuyo extremo está montado la cabeza de corte o piña, portadora de las herramientas de corte. El otro extremo va acoplado a un dispositivo o torreta giratoria que permite movimientos del brazo a izquierda y derecha, mientras que con unos cilindros hidráulicos se realiza la elevación y el descenso del mismo. La combinación de ambos movimientos permite a la cabeza de corte barrer todo el frente. Minadores de tambor

241 En estos equipos el órgano de corte es un cilindro horizontal, el tambor de corte que gira alrededor de un eje paralelo al frente y sobre el que va acoplada una hélice portadora de picas. La fuerza necesaria para la penetración, que es ecetúa en el techo, es conseguida mediante orugas, que empujan a toda la máquina contra el macizo rocoso. Una vez conseguida la penetración, se arranca en descenso, tirando del tambor hacia abajao con los cilindros hidráulicos principales. El empleo de estas máquinas está muy extendido en la minería de rocas blandas: carbón, potasa, hierro, etc. Minadores de cadenas En estos minadores, la cabeza de corte está constituída por un cuerpo portador de una serie de cadenas de corte sobre las que están colocadas los elementos portapicas. Va montada sobre un carro impulsado hidráulicamente que proporciona el empuje necesario para efectuar la penetración en el frente. Primero se arranca el muro (piso) permaneciendo el minador fijo sobre sus orugas, y posteriormente se excava en sentido ascendente. Completado el corte vertical, el carro rectrocede y mediante un dispositivo giratorio de accionamiento hidráulico se coloca la cabeza al lado del corte anterior para iniciar un nuevo ciclo. Mediante sucesivas pasadas se cubre el frente. Minadores especiales Diseñados para trabajos específicos, se pueden mencionar los pequeños minadores con brazo articulado y giratorio, destinados a la apertura de galerías con ancho entre 2.50 y 4.50 metros y altura entre 2.00 y 3.50 metros (Ejemplo, la minadora PAURAT en SIMSA). 8.2.2.- Máquinas integrales o de rodillos moledores a.- Características Conocidas por las siglas T.B.M. (Túnel Boring Machine), se utilizan para la excavación de túneles a plena sección. Se dividen en tres grupos, que siendo parecidos en lo básico, difieren según el tipo de roca a excavar: Los topos, para rocas duras y medias. Los escudos, para rocas blandas que requieren un tipo de sostenimiento y en ocasiones en terrenos saturados de agua. Los de doble escudo, con características mixtas entre el topo y escudo. Constan de una cabeza giratoria dotada de picas o cortadores (discos de metal duro que giran sobre su eje y cuya carcasa se fija a la cabeza), que se acciona mediante motores eléctricos y que avanza en cada ciclo mediante el empuje de unos gatos que reaccionan sobre lasas de los grippers (zapatas que aseguran la máquina contra la roca durante el avance), los cuales a su vez están ancladas sobre las paredes del túnel. El guiado se suele hacer materializando con un rayo láser un eje paralelo al del túnel. Peso 16 a 280 Ton Empuje contra el frente 160 a 630 Ton Avance 3 a 6 m/hora de trabajo Tipo de roca apropiado: areniscas , 320 a 700 kg/cm 2 de resistencia a la compresión, Arcillasesquistosas, Granito, Carbón, Gneis cuarzoso, 3 00 kg/cm 2 de resistencia a la compresión, Calizas, Hornblenda

242 Trabajos realizados: Tasmania: Túnel de 4 m de diámetro y 5 km de longitud Noruega: Túnel de la hidroeléctrica VINSTRA de 16,52 km Arizona: Blue Ridge Túnel de 2,10 m de diámetro y 13 km de longitud Luxemburgo: Mina Subterráneas b.- Requerimientos Energía eléctrica c.- Componentes Cabeza Es la parte móvil que realiza la excavación de la roca, dotada de cortadores que giran libremente sobre su eje y cuya carcasa se fija a la cabeza. Existe una concentración de cortadores en el centro de la cabeza para forzar la rotura de la roca en esta zona a modo de cara libre o cuele, a fin que los demás describan círculos concéntricos siguientes hacia el espacio ya excavado, progresando el avance por identación. Grippers Son las zapatasque acordonan a la máquina contra la roca durente el avance. Cilindros de empuje Son normalmente 2 ö 4 y proporcionan a la máquina el empuje necesario contra el frente para realizar la excavación. Sistema de evacuación de escombros Como son Cintas transportadoras, trenes, etc.

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IX.- TRANSPORTE 9.1.- Definición Es el conjunto de instalaciones, mecanismos, personal y normas que sirven para trasladar el mineral fragmentado, materiales, herramientas, personal, etc. de un lugar a otro, tanto en trabajos subterráneos, superficiales como subacuáticos. Este transporte puede ser horizontal, inclinado, vertical o combinado. Existen 2 grupos claramente definidos: a) De flujo contínuo (fajas transportadoras, cable carril, tuberías, etc.). b) Pendular (Izaje, sobre rieles, sin rieles, etc.) En Minería, el transporte generalmente es combinado: Ore pass – carro minero – izaje - cable carril Draw point – LHD – volquete – fajas transportadoras Otros.

9.2.- Transporte sobre rieles 9.2.1.- Reglamentaciones El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 292 a 294 especifica sobre Diseño, Instalación y Mantenimiento de Ferrocarriles

9.2.2.- Locomotora de Trole a) Definición Es una pértiga o un pantógrafo instalado sobre la locomotora eléctrica, provisto de un sistema de muelles que lo aplican por su extremo libre contra el cable eléctrico instalado debajo del techo de la galería, merced a una polea en cuya garganta entra el mismo, para tomar la energía eléctrica (corriente contínua) destinada a los motores, la misma que es transferida mediante un cable aislado.

b) Características

253

Sus motores son accionados al hacer contacto el cable conductor aéreo o cable de trole (+) con la línea riel (-) a través de una roldana o zapata de la pértiga (o trole). Existen locomotoras con dos líneas de catenaria, ambas suspendidas paralelamente. En este caso, la línea riel ya no es utilizada para conducir la corriente eléctrica (-) y el pantógrafo consta de dos roldanas o zapatas. c) Requerimientos Corriente continua de 220 - 255 V. d) Componentes del sistema - Generador o transformador de corriente contínua. - Cable conductor aéreo o cable de trole.- Material de cobre. Es de sección transversal en forma de 8 para su fácil instalación mediante grampas, aisladores y varillas de anclaje en taladros apropiados. - Línea riel o Decauville, cuyas eclisas deben ser soldadas a ambas rieles con trozos de alambre de cobre para evitar las resistencias eléctricas, que en algunos casos puede ser muy elevado. Soldadura por aluminotermia Resistencia despreciable Eclisado por cables soldados 30 a 40 microohmios Eclisado con alambre - perno 200 a 280 microohmios - Automático, que desconecta el pase de corriente cuando se producen corto circuito y los vuelve a conectar automáticamente después de un tiempo predeterminado. - Pértiga, contacto móvil, pantógrafo o trolley, ubicada sobre la locomotora, que cierra el circuito al haber contacto con el cable conductor o lo abre en caso contrario. Es accionado manualmente por el operador de locomotora. La posición adecuada de la pértiga es en sentido contrario al movimiento de la locomotora.

254 9.2.3.- Locomotora de acumuladores o de baterías a) Definición Se denomina así porque para su accionamiento requiere de energía eléctrica contínua cedida por baterías que pueden ser de plomo (o de ácido) o de ferroníquel (o alcalinas) conectados en paralelo (normalmente requiere 24 V) y que son transportados por la misma locomotora. Periódicamente son recargados en las Estaciones de Carguío de Baterías. b) Características El acumulador de plomo (o de ácido) está compuesto por celdas de 2 placas de plomo c/u y bañados en ácido sulfúrico. Cada celda produce 2 voltios. El acumulador de ferroníquel (o alcalino) es menos pesado y menos voluminoso. Cada celda está constituida por placas de níquel y zinc con una solución de potasa y agua destilada. Cada celda produce 2,5 voltios. Toda locomotora debe contar con 2 juegos de baterías: uno en operación y otro en carga. 9.2.4.-Locomotora de aire comprimido a) Definición Se denomina así al tipo de locomotora que requiere aire comrimido para el accionamiento de sus motores. b) Características Cuenta con unos recipientes o botellas de aire comprimido de 700 litros de capacidad que son transportados por la locomotora, para su accionamiento. El aire comprimido en los cilindros (con una presión de 2 000 a 3 000 psi) pasa a una cámara de expansión donde es reducida a 200 ó 300 psi y recién accionan a los motores neumáticos. Requiere de instalaciones especiales de aire a alta presión para su transvase a los cilindros.

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9.2.5.- Locomotora diesel a) Definición Son maquinarias que cuentan con motores accionados por petróleo, con las consiguientes emanaciones de humos y gases. b) Características Deben contar con extinguidores contra fuegos. Deben trabajar en zonas con sistemas de ventilación adecuados.

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260 9.2.6.- Carros mineros a) Definición Son tolvas metálicas acondicionadas sobre un chasis utilizadas para transportar el mineral por las galerías. Deben satisfacer condiciones geométricas, de resistencia y económicas. b) Composición - Caja, que contiene al material; actualmente son de planchas de acero (dulce o galvanizado) o soldados. El acero utilizado es A-7 y A-R (común y de alta resistencia, respectivamente) con espesores de ¼ a 31/64 pulgadas (6,4 a 12 mm). - Chasis o truque, constituido por dos largueros en U soldados a viguetas transversales y que contienen a las ruedas, enganches, etc. y a la caja. b) Tipos de carros más comunes: b.1.) De vaciado frontal o tipo cuchara. Es de construcción liviana, para operación manual, de volteo frontal con un radio de giro de 360°, al contar con una tornamesa para el efecto. Su capacidad es de 0,50 m3, para trocha de 20 pulgadas (500 mm). TIPO C-17

ALTURA TOLVA 0,66 m

ANCHO TOLVA 0,76 m

LARGO TOLVA 1,22 m

PESO TOTAL 300 kg

Existen de gran capacidad (10 ton) que requieren dispositivos especiales para su volteo (tecles, winches), los mismos que requieren gran sección para su operación. b.2) De vaciado lateral tipo V. Está diseñado para trabajos pesados y de acarreo rápido, con refuerzos para ello. Sus ruedas de 14 pulgadas de diámetro (35 cm) aseguran estabilidad en operaciones rápidas. Cuentan con seguro de volteo que es accionado con el pie y que permite que la tolva sea volteada solamente hacia el lado opuesto del operador. Pueden ser volteados a ambos lados. TIPO V-25 V-40 V-60

ALTURA TOLVA 0,79 m 0,81 m 0,97 m

ANCHO TOLVA 0,95 m 0,97 m 1,14 m

LARGO TOLVA 1,46 m 1,91 m 2,13 m

PESO TOTAL 720 kg 874 kg 1 090 kg

b.3) De vaciado lateral tipo U Es el más difundido por su facilidad para ser accionado manualmente o con locomotora. Cuentan con seguro de volteo que es accionado con el pie y que permite que la tolva sea

261 volteada solamente hacia el lado opuesto del operador. Pueden ser volteados a ambos lados. TIPO U-24 U-27 U-35

ALTURA TOLVA 0,81 m 0,81 m 0,89 m

ANCHO TOLVA 0,71 m 0,71 m 0,81 m

LARGO TOLVA 1,22 m 1,52 m 1,52 m

PESO TOTAL 428 kg 475 kg 500 kg

b.4) Tipo Gable (caja fija y puertas laterales) Que tienen la base del cajón en forma de “V” invertida a 45°. Cuenta con puertas laterales para descargar sin necesidad de voltear el carro; basta solamente abrirlas manualmente y el mineral cae por sí mismo. Sobre pedido, se fabrica con apertura automática de las puertas laterales. TIPO G-18 G-40 G-60

ALTURA TOLVA 0,84 m 1,10 m 1,25 m

ANCHO TOLVA 0,76 m 1,07 m 1,07 m

LARGO TOLVA 0,98 m 1,74 m 1,74 m

PESO TOTAL 450 kg 840 kg 1 050 kg

b.5) Tipo Granby (caja móvil y puerta lateral) Cuyo volteo a un solo lado es por brazos girables, gracias a una quinta rueda lateral que se desplaza sobre una rampa paralela a la vía, en la zona de descarguío. Sus capacidades varían de 60 a 120 pies cúbicos. Existen para trochas de 24 a 36 pulgadas. Existen carros tipo gramby que son volteados lateralmente con tecles y/o winchas. b.6) De descarga por el fondo El fondo de la tolva pivotea alrededor de un eje horizontal fijada al chasis. Al llegar a la zona de descarguío, el fondo de la tolva se abre hacia abajo liberando al mineral; al continuar el avance del carro, una rampa dispuesta convenientemente vuelve a colocar la (s) compuerta (s) en su lugar, sin intervención del motorista o ayudante. 9.2.7.- Línea riel o línea decauville Es una vía constituida por barras metálicas de perfil apropiado, ensambladas con platinas metálicas (eclisas) y pernos rieleros sobre durmientes y balasto Es un medio que permite a la locomotora y/o carros mineros trasladarse de un punto a otro, constituido por barras metálicas de perfil apropiado, ensamblados con platinas metálicas (eclisas) y pernos sobre durmientes y balasto. Existen rieles De patín, De garganta y de Doble cabeza. Las más utilizadas en minería son del tipo Patín. Normalmente se usan rieles de 10 m de longitud con dos orificios en el alma y en cada extremo, oscilando su peso entre 8 y 10 ld/yd. Su elección considera el peso del tren y carga, intensidad del tráfico, tipo de terreno y espaciamiento entre durmientes:

262

Peso locomotora (Ton) Peso recomendado (lb/yd)

4 30

6 35

10 40

15 50

20 60

9.2.8.- Trocha Es la separación de las caras interiores de las cabezas entre rieles paralelas. Se usan trochas de 18 y 24 pulgadas. Se usa el Escantillon o Galibo para controlar la trocha en el tendido de una vía, mantenimiento o reparación. 9.2.9.- Peralte Es la diferencia de cota entre las dos rieles en las curvas, a fin de contrarrestar la fuerza centrífuga. El carril exterior se peralta una altura h.

El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 387 a 389 expresa lo relacionado a Transporte de Personal en Minería Subterránea y en su artículo 396 a Transporte en Supeficie.

263

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268 9.2.11.- Cálculos de Transporte Sobre Rieles 1. Esfuerzo tractor necesario En = (PL * (Rr + Rg)) + (PC * (Rr + Rg)) Donde: En = Fuerza máxima utilizada por la locomotora para efectuar un trabajo, es decir poner en movimiento su propio peso y el peso del convoy; lbs PL = Peso de la locomotora; TC Rr = Coeficiente de resistencia debido al frotamiento de la rueda con el carril, a la resistencia del aire y principalmente a la fricción de las ruedas con el eje debido al tipo de rodajes con que cuenta, sea de la locomotora o de los carros. Rodajes cónicos = 10 lbs/TC Rodajes cilíndricos = 15 a 20 lbs/TC Rodajes de bolas = 30 lbs/TC + = Significa que se suma cuando el tren se desplaza con gradiente positiva y se resta en caso contrario. Rg = Coeficiente de resistencia debido a la gradiente de la vía. En la práctica, se considera 20 lbs/TC por cada 1% de gradiente, es decir: Rg = 8 lb/TC para gradiente de 0,4% Rg = 10 lb/TC para gradiente de 0,5% PC = Peso del convoy; TC 2. Peso del convoy PC = N * (Pc + Pm) Donde: N = Número de carros Pc = Peso de cada carro vacío; TC Pm = Peso del mineral en cada carro; TC 3. Peso de la locomotora PL = (PC * (Rr + Rg))convoy/(500 - (Rr + Rg))locomotora; TC Nota: Las resitencias se suman en ambos casos, porque se trata de hallar el peso que en subida o en bajada no puede ser mayor ni menor. 4. Número de viajes por guardia NV/gdia = (Horas efectivas de trabajo)/(hora/ciclo) 5. Tonelaje por viaje Ton/viaje = (Ton/gdia)/(NV/gdia); TC 6. Número de carros Ncarros = (Ton/viaje)/(capacidad carro) 7. Potencia del motor HP = (En * V)/(375 * e) Donde: En = Esfuerzo necesario (vacío o con carga); lbs V = Velocidad; milla/hora (Km/hora)/1.609 milla/hora e = Eficiencia del motor; oscila entre 0,7 a 0,9

269

8. Consumo de corriente eléctrica convoy con mineral Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760 Donde: Distancia = Longitud recorrida; pies En = Esfuerzo necesario de tren con carga; lbs 1 760 = Constante para tranformar a watt-hora 9. Consumo de corriente eléctrica convoy vacío Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760 Donde: En = Esfuerzo necesario de tren vacío; lbs 10. Resistencia eléctrica de eclisado Ohmios = Número de rieles * Resistencia de eclisa; ohm Donde: Número de rieles = Sus empalmes determinarán el número de eclisas a utilizar Resistencia de cada eclisa = Resistencia eléctrica de cada eclisa en función al tipo de fijación de la misma: Eclisado por soldadura aluminotérmica despreciable Eclisado por soldadura convencional 30 a 40 ohm Eclisado convencional (con pernos) 200 a 280 ohm 11. Peralte * Peralte = (5 * V2)/R Donde: Peralte = Pendiente lateral de la vía o diferencia de cota entre las rieles en curvas; mm V = Velocidad del tren; km/hora R = Radio de curvatura; m * Según Tratado de Laboreo de Minas por H. Fritzche. Tomo I - Pág. 356

270 Ejercicio No. 1:

Ore Pass M R

WastePass

Tolva Del Ore pass, un convoy de 10 carros transporta mineral económico a la tolva en cancha y allí es cargado con relleno que lo transportará y descargará en el Waste pass, distante 530 m. Los parámetros son: Tiempo efectivo de trabajo 6 horas Gradiente de la vía 0,4% Peso de cada carro vacío 1 800 lbs Capacidad de cada carro 3 315 lbs mineral económico 2 300 lbs relleno Eficiencia del motor 0,90 Velocidad media del tren 9 km/hora Carros con rodajes de bolas Locomotora con rodajes cilíndricos Tiempo de cada ciclo (mineral - relleno) 25 minutos Hallar: 1) Número de viajes por guardia 8) Esfuerzo tractor necesario con 2) Peso del convoy con mineral mineral 3) Peso del convoy con relleno 9) Esfuerzo tractor necesario con 4) Peso del tren con mineral relleno 5) Peso del tren con relleno 10) Potencia del motor con mineral 6) Tonelaje de mineral por viaje 11) Potencia del motor con relleno 7) 7. Tonelaje de relleno por viaje 12) Consumo de corriente con mineral 13) Consumo de corriente con relleno 14) 14. Consumo de corriente por ciclo Solución: 1. NV/gdia = 6/(25/60) 2. Peso convoy con mineral = 10 * (1 800 + 3 315) 3. Peso convoy con relleno = 10 * (1 800 + 2 300) 4. Peso tren con mineral = PL + PC PL = (25,58 * (30 + 8))/(500 - (20 + 8) = 2,06 TC Ptren = 2,06 + 25,58 5. Peso tren con relleno = 20,5 + 2,06 6. Ton/viaje mineral = 10 * (3,315/2 000) 7. Ton/viaje relleno = 10 * (2 300/2 000) 8. Esfuerzo con mineral = (2,06 * (20 - 8) + (25,58 * (30 - 8) 9 Esfuerzo con relleno = (2,06 * (20 + 8) + (20,50 * (30 + 8) 10. Potencia motor mineral = (587,48 * (9/1.60932)/(375 * 0,9) 11. Potencia motor relleno = (836,68 * (9/1,60932)/(375 * 0,9) 12. Corriente eléctrica mineral = ((530 * 3,28) * 587,48)/1 760 13. Corriente eléctrica relleno = ((530 * 2,28) * 836,68)/1 760 14. Corriente eléctrica ciclo = 580,27 + 826,41

= 14,4 = 51 150 lbs = 25,58 TC = 41 000 lbs = 20,50 TC = 27,64 = 22,56 TC = 16,58 TC = 11,50 TC = 587,48 lbs = 836,68 lbs = 9,7 HP = 13,86 HP = 580,27 watt-hora = 826,41 watt-hora = 1 406,68 watt-hora

271 Ejercicio No. 2: Un tren en interior mina transporta mineral desde el OP 370 hasta el OP 332, recorriendo tramos de vía con diferentes gradientes, como se muestra en el croquis: 0.4% -

A

OP 370

0.5% + B

OP 332

0.5% -

C

0.6% +

D

0.4% +

El peso de la locomotora es de 2 TC y posee ruedas con rodajes cónicos; el peso del convoy con mineral incluido es de 18,50 TC y posee ruedas con rodajes cilíndricos. Calcular: (14) los esfuerzos necesarios de cada tramo y finalmente el promedio de todo el trayecto con carga. Solución: En 370-D = (2 * (10 + 8)) + (18,5 * (20 +8)) En D-C = (2 * (10 + 12)) + (18,5 * (20 + 12)) En C-B = (2 * (10 – 10)) + (18,5 * (20 – 10)) En B-A = (2 * (10 + 20 * 0,5)) + (18,5 * (20 * 0,5)) En A-332 = (2 * (10 – 8)) + (18,5 * (20 – 8)) En 370-332 = (554 + 636 + 185 + 595 + 266)/5

= 554 lbs = 636 lbs = 185 lbs = 595 lbs = 226 lbs = 439.20 lbs

Ejercicio No. 3: Durante 4 horas efectivas se desea transportar 360 TC de mineral económico de A a B con carros de 3 000 lbs de capacidad y peso de 1 880 lbs por carro, con ruedas de rodajes cilíndricos; el ciclo durará 10 minutos. La locomotora usa rodajes cónicos; la gradiente es 0,5%. A

Ore Pass

Ore Pass

B Hallar: 15.- Número de viajes 16.- Toneladas por viaje 17.- Número de carros necesarios 18.- Peso del tren con carga Solución: NV = 4/((10min/ciclo)/(60 min/hora) Ton/viaje = 360 TC/24 viajes Ncarros = (15 * 2 000)/3 000 Peso tren carga = Pc + PL PC= 10(1 880 + 3 000) = 48 800 lbs = 24 TC PL = (24 * (20 + 10))/(500 - (10 + 10)) = 1,5 TC = 24 + 1,5

= 15 = 10

= 24

= 25,5 TC

272 Ejercicio No. 4: Es una galería recta de 500 m, se debe instalar una vía de rieles con las siguientes características: Longitud de cada riel 10 m Peso de cada riel 30 lb/yd Espaciamiento entre durmientes 0,51 m Trocha 24” (0,61 m) Clavo rielero de 4” Hallar: 19.- Cantidad y peso de rieles 20.- Dimensiones y cantidad de durmientes 21.- Cantidad de eclisas, pernos y clavos rieleros Solución: Cantidad de rieles = (500 m/10 m) * 2 collera

= 100 rieles

Peso de rieles = 10 m * 100 rieles * 30 lb/yd * 1,034

= 32 820 lbs = 16,41 TC

Dimensiones de las durmientes Longitud = 2 * trocha = 2 * 24” Espesor = 0,25 + longitud clavo = 0,25 + 4 Ancho = espesor + 0,04 = 0,11 + 0,04

= 48” (1,22 m) = 4,25” (0,11 m) = 0,15 m

Cantidad de durmientes = longitud vía/separación de durmientes = 500 m/0,50

= 1 000

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

= 98 eclisas

Cantidad de pernos = 98 eclisas * 4 pernos/eclisa

= 392 pernos

Cantidad de clavos = (durmientes * 4) + (empalmes * 8) = (980 * 4) + (20 * 8)

= 4 080 clavos = 1 347 lbs

273

X.- MINERIA SIN RIELES (TRACKLESS MINING) Trackless Scoop Tram LHD

: : : :

Sin camino, sin railes. Cuchara, pala. Carril, riel plano Load-Haul-Dump (Carga-Transporte-Descarga)

10.1.- Características generales Estos equipos (Scooptram o LHD y Teletram o Volquetes de Bajo Perfil), nacieron a principios de los años 30 cuando Finley diseñó una PALA CARGADORA NEUMATICA para carros mineros sobre rieles; posteriormente se fabricó la GIZMO montada sobre orugas y luego la TRANSLOADER sobre neumáticos. Desde el año 1939 fueron utilizados estos equipos denominados de bajo perfil en Europa; en 1945 fueron introducidos en Gran Bretaña y en el Perú fueron utilizados a partir de 1970 en minería subterránea. Los métodos de explotación convencionales así como las galerías de tránsito fueron adaptándose a las características de estos vehículos sobre neumáticos, ya que pueden trabajar en los tajeos y/o en las galerías. La aplicación de estos vehículos no significa la eliminación del transporte sobre rieles o el carguío por tolvas. El transporte de largas distancias es mucho más apropiado hacerlo con locomotoras, fajas, mineroductos, etc. El transporte con equipos de bajo perfil es conveniente por su flexibilidad y se mejora con el uso de compuertas neumáticas o hidráulicas y draw point o ventanas. La inadecuada elección de algunos de los vehículos puede hacer que la operación en conjunto funcione con deficiencias. Se debe considerar la producción de contaminantes y por lo mismo el sistema de ventilación. Existen criterios básicos para la selección de estos equipos, como altitud, temperatura ambiental, características del terreno y del mineral, ventilación, dimensiones y referencias del equipo, combinaciones posibles, capacitación del personal operador, etc.; también se debe tener en cuenta los criterios técnicos y económicos. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería en sus artículos 227, 228, 272 y 286 mencionan lo rlacionado a Trackless Mining. Estos equipos trabajan en: Tajeos, cautivos (LHD-Echaderos) o con accesos por rampas o ventanas (LHD, LHDVolquetes). Galerías, especialmente en Draw Points (extracción de material roto).

274 Existen equipos de dimensiones y capacidades pequeñas que posibilitan la explotación de vetas angostas y sinuosas, así como equipos de dimensiones y capacidades mayores como: EQUIPO

ANCHO (m)

LHD Microscoop CT 500 HE LHD Wagner ST 13 Volquete de Bajo Perfil

0.80 3-04

ALTURA (m) 1.11 2.18

LONGITUD (m) 3.54 11.48

CAPACIDAD (yd³) 0.25 13 13 a más de 30 ton

Fabricantes: EMPRESA Wagner Mining Equipment Eimco Caterpillar Joy manufacturing Co. Atlas Copco Lequipment Minier

PAIS U.S.A. U.S.A.

EMPRESA Shopf Maschinenbaugmbh BM Volvo

PAIS ALEMANIA SUIZA

U.S.A. U.S.A. SUECIA FRANCIA

Tamrock Fiat Allis Jarvis Clark

FINLANDIA ITALIA CANADA

Es de necesidad imperativa conocer los detalles de la operación y los factores inherentes al desplazamiento del mineral como son: - Clase de depósito - Método de explotación a aplicar - Secciones de las labores - Volumen de mineral a extraer - Distancias de recorrido - Vías de tránsito - Normalización de las operaciones - Personal especializado - Mantenimiento/reparación/talleres - Disponibilidad de equipos - Refeencia de los equipos a usar - Vida útil, costos, etc.

275

276 10.2.- Ventajas y desventajas de su utilización VENTAJAS Alta flexibilidad y gran movilidad Alta productividad

DESVENTAJAS Costo de inversión elevado Requiere personal de operadores, de mantenimiento y de supervisión especializado. Disminuyen costos operacionales Requiere mantenimiento constante del piso de las galerías/rampas Trabajos concentrados, mejor Secciones de las labores en función a las supervisión dimensiones de los equipos 10.3.- Scooptram Diesel a.- Características Son equipos de bajo perfil que cargan, transportan y descargan material fragmentado utilizando petróleo como combustible, por lo que emiten gases y humos que en muchas minas crean problemas de ventilación. CARACTERISTICAS

WAGNER EIMCO EIMCO ST 13 912 915

Capacidad; yd³ Potencia; HP Peso; kg Dimensiones; m Ancho Altura Longitud Radio de giro; m Interior Exterior

JARVIS JARVIS FRANCE CLARK CLARK LOADER JS 100 E JS 500 CT 500 HE 1 5 0.42 40 185

13 300 45050

2.25 100

5 180 18145

3.04 2.18 11.48

1.66 1.60 7.80

2.46 1.72 8.69

1.22 1.83 5.16

2.44 2.13 8.89

0.80 1.11 3.54

2.85 6.17

2.61 4.17

3.28 6.30

1.42 2.50

3.66 6.30

ATLAS COPCO Características Carga; TM Cuchara; yd³ Motor; HP Dimensiones; m Ancho Altura Longitud Altura de descarga b.- Requerimientos Combustible (petróleo)

ST 1A 1.36 1.00 65

ST 2D 3.62 2.50 139

ST 700 6.50 4.20 180

ST 7.52 12.25 7.50 300

ST 15 Z 20.40 15.00 475

1.22 1.93 5.28 1.85

1.65 2.20 6.63 2.52

2.04 2.11 8.53 2.79

2.57 2.62 10.51 3.43

3.40 3.10 12.40 5.00

277 c.- Componentes - descripción La unidad consiste principalmente de 2 secciones: Módulo delantero Cucharón Pluma Cilindros hidráulicos Llantas Módulo trasero Motor convertidor de torsión Transmisión Eje motriz trasero Cabina de operación Llantas Motor Es un conjunto de piezas fijas (culata, camisas, block de cilindros, carter, radiador, etc.) y móviles (pistones, bielas, cigüeñal, engranajes, etc.) sincronizadas de tal manera que transforman la energía (especialmente la calorírifica) en energía mecánica. Existen motores de combustión interna (motores de gasolina y diesel) y de combustión externa (máquinas a vapor). Motor diesel Son aquellos que admiten el ingreso de aire en la carrera de admisión, el mismo que se comprime a tal grado que se calienta a una alta temperatura, inflamando al combustible atomizado e inyectado cerca de la parte más alta de la carrera del pistón, simplemente por el contacto con este aire caliente. No tienen carburador ni sistema de encendido (chispa eléctrica). Sus ventajas son mínimo riesgo de incendio, alta compresión, mayor eficiencia y menor costo de combustible. En nuestras minas se utilizan mayormente motores Caterpillar y Deutz, por ser refrigerados por aire, producir menos gases, entre otros. El consumo promedio de petróleo diesel No. 2 por los motores es 0.04 gln/HP por hora (vehículos livianos) y de 0.07 gln/HP por hora (vehículos pesados). Potencia del motor La potencia del motor es seleccionada por los fabricantes basados en los siguientes conceptos: Peso muerto del equipo Peso de la carga transportada Eficiencia del convertidor de torque Aplicación (en plano horizontal o en pendiente) Cota de trabajo El concepto básico para seleccionar el motor apropiado es considerar la potencia requerida al nivel del mar, para comparar con la potencia efectiva que este mismo motor con ayuda de dispositivos como el Tubo Cargador pueda alcanzar a una cota determinada.

278 Cálculos dados por los fabricantes, especifican que por cada 100 metros de altura sobre el nivel del mar, el motor disminuye su potencia en 1%. Tomemos un caso práctico ampliamente comprobado en nuestro medio: -

Un LHD de 5 yd3 de capacidad requiere una potencia de 100 HP efectivos para trabajar a 4500 m.s.n.m. brindando las mismas bondades de velocidad, capacidad, funcionamiento, etc., normal. Esto quiere decir, que al nivel del mar, la potencia del motor debe ser de 145 HP. Si se utiliza el dispositivo denominado Compensador de Altura, se disminuye aproximadamente en un 10% la potencia hallada para 4 500 m.s.n.m.; en este caso, con un motor de 120 HP al nivel del mar, estaría trabajando eficientemente a 4500 m.s.n.m.

El caballaje es una medición de trabajo y tiempo y equivale a 33,000 pie-lbs por minuto. La fórmula para hallar el HP es: HP = (torsión * RPM * 6.2823)/33,000 = (torsión * RPM)/5,252 Donde: Torsión: Es el esfuerzo de rotación de un eje o su fuerza torsional. La torsión del motor se especifica en pie-lbs, que es la cantidad de fuerza ejercida por un motor a una distancia de 1 pie desde el centro del sigueñal. Se mide con un dinamómetro de motores que produce resistencia contra la rotación del cigüeñal, e indica la cantidad de fuerza que aplica el motor al trabajar en contra de esa resistencia. RPM: Revoluciones por minuto 6.2823: Constante de una circunferencia con radio de 1 pie; pies. 33,000: Constante de la medición de trabajo y tiempo, es decir el caballaje dado en pielbs por minuto. Una deficiente selección traería como consecuencia un motor sobrecargado, velocidad de desplazamiento anormal, producción de mucho humo y gases, calentamiento anormal del motor, etc. Purificadores, Depuradores o Scrubber. Son elementos que se instalan en los tubos de escape de los vehiculos diesel que trabajan en interior mina especialmente, ya que oxidan catalíticamente los gases o atrapan los humos disminuyendo las concentraciones de éstos. Actualmente se usan 2 tipos: De Vía Seca PTX: utilizan como catalizador el metal platino, paladio o radio en un apoyo cerámico, que oxidan catalíticamente las emanaciones, los convierten en CO 2, agua, etc, que son inofensivos. Redude el CO en un 90%. PELLETS están constituidos por esferas de 3/16” y son fabricados de aluminio con una delgada capa de platino finamente dividido (15% de platino en peso) y reduce la concentración de los gases en la siguiente proporción:

279 CO HC Aldehídos NO + NO2 H

es reducido en 95% es reducido en 90% son reducidos en 85% son reducidos en 10% es convertido en agua

De Vía Húmeda Agua: Cuentan con un tanque de agua a través del cual son burbujeados los gases y humos, disminuyendo la temperatura de éstos a 40° C antes de salir al exterior y reduciendo sus concentraciones: CO es reducido en 20% Aldehídos son reducidos en 50% Recoge las partículas de carbón Disminuye el ruido del escape También se utilizan estos purificadores en forma combinada, con la finalidad del aumento de contrapresión hacia el motor. Llantas Un porcentaje que fluctúa entre 20 y 30% del costo total de mantenimiento y operación del equipo LHD, es invertido en llantas. Por ello, es necesario tener en cuenta los siguientes aspectos: - La longitud de acarreo contribuye con el incremento de temperatura de trabajo de las llantas, aumentando su posibilidad de cortes y desgaste acelerado. - La temperatura de las llantas en operación depende del peso que acarrea, la velocidad de desplazamiento, la presión correcta y la temperatura del ambiente de trabajo. - Es necesario el mantenimiento constante de la vía de desplazamiento de estos equipos. - El uso de las cadenas, se considera necesario sólo en condiciones muy severas, por el alto costo de éstas, además de su peso adicional y tiempos que requiere su mantenimiento o reparación. Sistemas Toda Unidad cuenta normalmente con los siguientes sistemas: - Sistema relubricación - Sistema de refrigeración - Sistema de combustible - Sistema eléctrico - Sistema hidráulico - Sistema de frenos

280 10.4.- Scooptram Eléctrico de 2.2. yd3 (JARVIS CLARK) a) Características Es un equipo con tracción en las 4 ruedas y accionado por un motor de 85 HP con 440 voltios de CC y corriente trifásica; recibe su energía a través de un cable de 250 pies de longitud enrollable en un tambor. La energía eléctrica alterna que se toma de la red, es transformada y regulada en el vehículo. La cuchara tiene una capacidad de 2,2 yardas cúbicas. El cable eléctrico tiene una vida útil de 1000 a 1500 horas de servicios (5 a 8 meses) y limita su autonomía. . Posee un sistema de interrupción para proteger al operador y a la máquina de descargas eléctricas que provienen del mismo circuito de alimentación, cuando hay fallas. La tracción de esta máquina es por transmisión hidráulica que funciona de la siguiente manera: El motor eléctrico (1) entrega energía mecánica a un doble impulsor (3) que a su vez acciona a una bomba hidrostática (4). Esta bomba convierte el movimiento mecánico en energía hidráulica teniendo como medio al aceite confinado a una presión máxima de 5 000 lb/pulg2, controlado por una válvula de alivio. Esta energía hidráulica acciona a un motor hidrostático (6) que transforma la energía en movimiento mecánico que es transmitida por la caja de transferencia (8) a las líneas de fuerza o impulsión cardán - crucetas - líneas de dirección (9, 10 y 11 respectivamente) que se dirigen a los ejes delanteros (14) y posteriores (7) y que a través de los diferenciales transmiten finalmente energía mecánica a los planetarios dando movimiento a las ruedas. Su desplazamiento es limitado por el cable de alimentación eléctrica, que a la vez tiene una vida limitada (1 200 horas promedio) y elevado costo. Su pérdida de potencia por altura es mucho menor. Trabaja mucho mejor que un motor diesel en ambientes calientes, deficientes de oxígeno, con humo, humedad, polvo, etc. Su bajo nivel de ruido y baja producción de contaminantes, permite un ambiente más confortable para el operador. Su mantenimiento preventivo se efectúa en la misma zona de trabajo, por su desplazamiento limitado. Motor eléctrico Mantiene una potencia casi constante ante su demanda Su pérdida de potencia por altura es mínima. Su costo de adquisición es elevado. Trabaja sin problemas en ambientes calientes, deficientes de oxígeno, con humedad, etc. Su bajo nivel de ruido, gases, humos, etc. permte un ambiente má confortable para el operador.

281

10.5.- Microscoop CT 500 HE. Es un minicargador transportador articulado de 0,42 yd 3 de capacidad, de dimensiones compactas (0,80 m de ancho; 1,10 m de altura y 3,55 m de longitud). Está equipado con un motor eléctrico de 30 HP, dispone de un radio de acción de 85 m. Permite una explotación altamente selectiva en vetas de potencia menor a 0,80 m. La sección de la labor en que se desplaza y trabaja el microscoop (potencia menor de 0.80 m) permite conservar las cajas de la veta evitando la dilución exagerada del mineral. La posición de conducción ha sido particularmente estudiada para que el operador pueda trabajar con comodidad, visibilidad y seguridad, encontrándose el puesto de conducción en la parte posterior de la máquina, lejos de la zona de carga. 10.6.- Volquete de Bajo Perfil (Teletram, Dumper o Camión) a) Características El camión o volquete de bajo perfil se encuentra íntimamente ligado a los cargadores sobre llantas. Inicialmente se le denominaba Teletram por distintivo de fábrica, luego Dumpers o Volquetes por el volteo posterior de su tolva. Tienen una capacidad de traslación cargado en pendientes aún de 25%. Tienen una capacidad de maniobra en espacios reducidos y con estrecho radio de curvatura, al estar conformados por 2 módulos unidos por un eje vertical. CARACTERISTICAS Capacidad; yd³ Potencia; HP Peso; ton Dimensiones Ancho; m Altura; m Longitud; m Radio de giro; m Interior Exterior

WAGNER MT 413 30 9 112 11.7

ELMAC D 10 4ª 6.5 150 9.10

MT 420

DUX DT 30 30 TM

MAN MKA 12.1 12 TM

1.91 1.88 - 3.99 6.96

1.85 2.26 – 6.00 6.55

2.84 2.18 8.68

2.82 2.41 9.95

1.83 1.90 8.42

2.34 3.18

2.84 4.98

4.04 7.82

5.29 8.99

5.30 7.96

20 TM 277 22.4

b) Componentes Módulo delantero: - Tren de fuerza, compuesto por un motor de combustión interna mayormente diesel, con cámara de pre-combustión y enfriado por aire. - Convertidor de torque, que va asociado a la caja de transmisión de velocidades.

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Caja de velocidades, que a través de los cardanes activan a los 2 ejes (frontal y posterior) permitiendo dotar de tracción a las 4 ruedas. Cabina (panel de controles) Sistema hidráulico (dirección) Llantas delanteras

Módulo posterior - Chasis y tolva, de robustez y diseño adecuados al trabajo para el que fueron fabricados. - Frenos, de manejo simple y fácil de accionamiento por aire comprimido que a su vez actúa sobre el sistema hidráulico, o por aceite. Cuentan además con frenos de emergencia que actúan sobre las 4 ruedas. - Sistema hidráulico, cuya bomba hidráulica acciona a los cilindros de dirección y de levante de la tolva. - Llantas, luces, purificadores, etc. 10.7.- Camión eléctrico tipo Trole a) Características Toman su energía de un sistema de fuerza eléctrica elevada (línea de trole) de 280 V, trifásica, por contacto con una pértiga que es accionada mediante botones desde la cabina del operador. Cuenta con baterías para un dsplazamiento de hasta 2 km en casos de corte de energía eléctrica. Pueden trabajar en pendientes de hasta 18 % a velocidades de 36 km/hora (cuenta con 4 velocidades). Su desplazamiento es rígido, eliminándose la posibilidad de choques con vehículos que se desplazan en sentido contrario. No produce ni gases ni humos y los niveles de calor y de ruido son reducidos a límites muy por debajo de los permisibles. Uno de los fabricantes es ABB Industrial Systems (Suecia).

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10.8.- Cálculos para Scooptram

297 1. Capacidad real de cuchara CRC = (volumen cuchara * p.e. * fll)/fe Donde: CRC = Capacidad real de la cuchara; TMS Volumen cuchara = Volumen o capacidad de la cuchara, dado por el fabricante; m 3 p.e. = Peso específico del mineral; adimensional fll = Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de la máquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0,5 a 0,8 fe = Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios vacíos entre trozos; está dado por el p.e., grado de fragmentación, humedad, etc. Oscila entre 1,1 a 2,5. 2. Eficiencia mecánica EM = (h.p. - (M + R)) * 100/(h.p. - M) Donde: EM = Porcentaje de tiempo que toma en brindarle mantenimiento y/o reparación al equipo durante las oras programadas. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización de tiempo para el mantenimiento y/o reparaciónmecánico y/o eléctrico. h.p. = Horas programadas para el trabajo del equipo. Sde obtioene del Reprte del Operador. M = Mantenimiento o tiempo de reajustes en general del equipo. Se obtiene del reporte del operador adjunto. R = Reparación o tiempo de reparaciones en general, tanto mecánica como eléctricamente. Se obtiene del reporte del operador. 3. Disponibilidad física DF = (h.n.o. * 100)/h.p. Donde: DF = Porcentaje de tiempo de real producción en las horas programadas por el uso físico del equipo. h.n.o. = Horas netas de operación (horas en producción del reporte del operador), que resulta de dismninuirle los tiempos de mantenimiento, reparación, servicios y refrigerio.. 4. Eficiencia de operación EO = (h.p. - (S + r + M + R)) * 100/ (h.p. - (S + r) Donde: EO = Porcentaje de utilización durante las horas programadas por los tiempos indicados y que se obtiene del reporte del operador. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización del equipo considerando los tiempos de servicios, refrigerio, mantenimiento y reparación. S = Servicios r = Refrigerio M = Mantenimiento R = Reparación

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5. Fuerza de tracción necesaria FTN = (Rg + Rr) * (Wv + Wm) Donde: FTN = Fuerza de tracción necesaria o fuerza que debe desarrollar un vehículo para realizar determinado trabajo en gradiente positiva y con su carga; kg Rg = Resistencia de la gradiente, que por convención es 10 kg/ton por cada 1% de pendiente de la rampa. Rr = Resistencia de la vía o de la rodadura, que depende del estado de conservación de la vía. Buena 30 kg/ton Aceptable 40 kg/ton 6. Viajes por hora NV/hora = (60 min/hora * DF)/min/ciclo 7. Producción por hora Prod/hora = (CRC * NV/hora) * DF; TM 8. Producción por mes Prod/mes = Prod/hora * h.n.o. * gdia/día * días/mes; TM

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300 Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Volumen de la cuchara LHD 1,68m3 Peso específico de mineral 1,85 Factor de llenado 0,9 Factor de esponjamiento 1,3 Horas programadas 8 * Mantenimiento 0,5 * Reparación 1,75 horas * Horas netas de operación (horas de producción) 3,33 * Gradiente 1,5% Resistencia de la vía o rodadura, Aceptable Peso del vehículo (volquete) 10 Ton Peso del material cargado por volquete 13 Ton Tipo de piso, Tierra compacta Ciclo del LHD, 4 minutos Hallar los 13 datos desarrollados. * Tomados del Reporte del Operador Solución: 1. CRC = (1,68 * 1,85 * 0,9)/1,3 2. EM = (8 - (0,50 + 1,75) * 100/(8 - 0,50) 3. DF = 3,33 * 100/8

= 2,15 TMS = 76,67% = 41,63%

Es necesario poner atención al hecho real que las horas netas de operación (h.n.o) son muy reducidas dentro de la guardia, por el tiempo que tomó efectuar las reparación y la falta de mineral. 4. EO = (8-(0.24 + 0,67 + 0,50 + 1,75) * 100/(8 - (0.24 + 0,67) 5. FTN = ((10 * 1,5) + 40) * (10 + 13) 6. NV/hora = (60 * 0.4163)/4 7. Prod/hora = 2,15 * 6,25 8. Prod/mes = 13,44 * 3,33 * 2 * 26

= 68,27 % = 1 265 kg = 6,25 = 13, 44 TMS/hora = 2 327 TMS

9.- Tiempo de transporte con carga o vacío = Distancia de recorrido/velocidad media; m/min Donde: Distancia de recorrido = Es la distancia física de recorrido por el LHD desde la zona de carguío hasta la de descarguío. Esta distancia puede variar de una guardia a otra y aún en la misma guardia; m Velocidad media = La que desarrolla el LHD durante el transporte del material fragmentado. Los fabricantes fijan las velocidades de los LHD teniendo en cuenta la gradiente, el traslado con carga o vacío, etc. Generalmente, para gradiente positiva estas velocidades oscilan entre 70 y 150 m/min y para gradiente negativa entre 100 y 180 m/min. En cada mina y aún en cada labor debe determinarse las velocidades medias de estos vehiculos.

301 10.- Tiempo por ciclo = Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga, descarga, transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar) 11.- Tiempo de limpieza por guardia = TM a extraer/producción por hora neta; horas Ejercicio: Un LHD de 2.50 yd³ debe cargar, transportar y descargar el material de un frente de rampa que inició su avance, durante 2.00 horas programadas, con los siguientes parámetros: Distancia de recorrido 32.16 m (2.16 m de avance real de perforación/disparo y 30 m de distancia del frente de limpieza al botadero) Tiempo de carguío 0.42 min Tiempo de descarguío 0.18 min Velocidad con carga 133 m/min Velocidad sin carga 167 m/min Tiempo de estacionamientos 1 min/ciclo Disponibilidad Física (DF) 72 % y datos de REPORTE DE OPERADOR Factor de llenado 0.8 Factor de esponjamiento 1.6 Peso específico 2.4 Tonelaje a limpiar por guardia 78.80 TM Hallar TIEMPO DE LIMPIEZA POR GUARDIA y analizar sus resultados, considerando que se trabajará en 2 guardias por día, con un avance efectivo de 2.16 metros por disparo y por guardia y que la rampa tendrá una longitud final de 452 metros efectivos (no se considera los cruceros a preparar para el almacenamiento provisional, si fuera necesario). Solución: Tiempo de transporte con carga = 32.16 m/133 m/min = 0.24 min Tiempo de transporte sin carga = 32.16 m/167 m/min = 0.19 min Capacidad real de la cuchara = (2.5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.4 * 0.80)/1.6 = 2.29 TM/cuchara Tiempo por ciclo = 0.42 + 0.24 + 1.00 + 0.18 + 0.19 = 2.03 min/ciclo NV/hora = (60 min/hora/ 2.03 min/ciclo) * 0.72 = 21.28 viajes/hora Producción/hora = 2.29 TM/cuchara * 21.28 viajes/hora = 48.73 TM/hora Tiempo de limpieza = 78.80 TM/gdia/48.73 TM/hora = 1.61 horas Como quiera que se ha programado 2 horas para la limpieza del mineral roto del frente disparado, y que el tiempo de limpieza es de 1.16 horas, se requiere sólo del 58 % del tiempo programado.

302 Siguiendo este procedimiento, se adjunta un Cuadro de Cálculos para diferentes distancias, hasta 452 m de avance de la rampa (482 metros incluyendo distancia frente de limpieza-botadero) CALCULOS DE LIMPIEZA – TRANSPORTE DEL FRENTE DE RAMPA Distancia frente limpieza-bocamina; 2.16 40 90 200 300 400 452 m Distancia frente limpieza a botadero; 32.16 70 120 230 330 430 482 m Velocidad con carga; m/min 133 133 133 133 133 133 133 Tiempo de transporte con carga; min 0.24 0.53 0.90 1.73 2.48 3.23 3.62 Velocidad sin carga; m/min 167 167 167 167 167 167 167 Tiempo de transporte sin carga; min 0.19 0.42 0.72 1.38 1.98 2.58 2.89 Tiempo/ciclo; min/ciclo 2.03 2.55 3.22 4.71 6.06 7.41 8.11 Viaje/hora 21.28 16.94 13.42 9.18 7.13 5.82 5.33 Producción/hora; TM 48.73 38.79 30.73 21.02 16.33 13.33 12.21 Tiempo de limpieza por disparo; 1.61 2.03 2.56 3.75 4.83 5.91 6.45 hora . Comentario: Al haberse programado 2 horas de limpieza-transporte, este LHD cumplirá su objetivo hasta un avance de rampa de 110 metros desde el frente de disparo hasta el botadero. En tiempo significa: 110 m/4.32 m/dia de avance real = 25.46 días efectivos de trabajo. A partir de esta longitud de avance de rampa (110 metros) o después del 25.46 avo dia de trabajo efectivo, se deberá optar por: 1) Incrementar (duplicar) el tiempo de trabajo del LHD trabajando inclusive por etapas a fin de no retrazar los períodos de perforación-voladura. Esta alternativa podría ser viable hasta un avance aproximado de 350 metros de avance de rampa. Considerar necesariamente los problemas de ventilación que ello ocasionaría. 2) Incrementar el número de LHD de igual capacidad, haciéndolos trabajar por etapas (en serie) y aún en sobretiempos. Considerar los problemas de ventilación que conllevaría esta alternativa. 3) Cambiar por un LHD de mayor capacidad (yd3), lo que conllevaría a efectuar nuevos cálculos. 4) Otras alternativas, inherentes.

303

10.9.- Cálculos para combinación LHD/VOLQUETE DE BAJO PERFIL 1.- Capacidad real de la tolva del volquete (CRT) CRT = (Capacidad tolva * fll)/fe; TM 2.- Número de cucharas por tolva = CRT/CRC 3.- Tiempo por ciclo de volquete = Sumatoria de tiempos de carga, transporte con carga, descarga, transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar). Ejercicio: El trabajo de un LHD de 5 yd3 que carga en la labor mineral fragmentado hacia un Volquete de bajo perfil de 13 toneladas de capacidad teórica para su transporte hasta una distancia de 250 metros, se basa en los siguientes parámetros: LHD: Tiempo de carguío cuchara 0.45 min/ciclo Tiempo de transporte con carga 0.15 min/ciclo Tiempo descarguío cuchara 0.30 min/ciclo Tiempo de transporte sin carga 0.12 min/ciclo Tiempo de estacionamientos 0.40 min/ciclo Distancia de acarreo carga zona carguío-volquete 8 metros VOLQUETE DE BAJO PERFIL: Velocidad con carga 160 m/min Velocidad sin carga 180 m/min Tiempo carguío 5 min/ciclo Tiempo descarguío 3 min/ciclo Tiempo estacionamientos 2 min/ciclo Tiempo refrigerio 0 horas Tiempo mantenimiento 0.50 horas Tiempo reparación 0 horas Horas programadas 2 horas Horas netas en operación 1.43 horas Peso vehiculo 22,000 kg Gradiente de la vía 12 % Factor esponjamiento 1.3 Factor de llenado 0.9 Solución: LHD CRC = (5 yd3 * 0.764 m3/yd3 * 2.8 * 0.9)/1.3 Tiempo/ciclo = 0.45 + 0.15 + 0.30 + 0.12 + 0.40 0

= 7.41 TM = 1.42 min/ciclo

304 Volquete de bajo perfil CRT = (13 TM * 0.9)/1.2 Número de cucharas/tolva = 9 TM volquete/7.41 TM LHD Tiempo transporte con carga = 250 m/160 m/min Tiempo transporte sin carga = 250 m/180 m/min min/ciclo Tiempo/ciclo = (5 + 1.56 + 3 + 1.39 + 2 min) DM = ((2 – (0.40 + 0) * 100)/2 DF = (1.43 *100)/2 EO = ((2 – (1 + 0 + 0.5 + 0) * 100)/(2 – (1 + 0)) FTN = ((10 kg/ton * 12 %) + 30 kg/ton) * (22 + 9) NV/hora = 60 min/hora/12.95 min/ciclo viaje/hora Produción/hora = 9 TM * 4.63 viaje/hora TM/hora Producción/hora neta de trabajo = 41.67 TM/hora * 1.43 horas netas

= 9 TM = 1.22 cucharas = 1.56 min/ciclo =

1.39

= 12.95 min/ciclo = 80 % = 71.5 % = 50 % = 4650 kg = 4.63 =

41.67

= 59.59 TM

10.10.- Cálculo de costos en minería sin rieles Se considera: Amortización, depreciación, mantenimiento, combustible o energía eléctrica (precio/gln * gln/hora y costo/kw * kw/hora respectivamente), salarios, neumáticos (costo de adquisición/vida útil en horas), mantenimiento de neumáticos (10% del costo horario del mismo) y otros. Ejercicio: Determinar el costo de producción del Jarcoscoop JP-100E cuyos parámetros son: Precio de adquisición (sin neumáticos) $ 79 560 Vida útil 8 años (24 000 horas) Horas netas de operación: 10 hora/día = 3 000 hora/año Tasa de interés anual 18% Precio de adquisición de neumáticos (juego) $ 510 Vida útil de los neumáticos 3 meses (750 horas netas) Consumo de energía eléctrica 65 kw/hora Costo de energía eléctrica 0,35 $/kw Producción por hora 18 TMS Salario del operador 1 $/hora Solución: Amortización = 79 560[((1,18)8 * 0,18)/(1,18)8 - 1)] = 19 511,64 $/año/3 000 horas Depreciación = (79 560 * 0,80)/24 000 horas Mantenimiento = 79 560/24 000 Energía eléctrica = 65 kw/hora * 0,35 $/kw Salario operador = 1 * 1,8226 Neumáticos = 510 $/750 hora Mantenimiento neumáticos = 10% costo neumáticos SUBTOTAL Otros = 10% de costos anteriores

= 6,50 $/hora = 2,65 $/hora = 3,32 $/hora = 22,75 $/hora = 1,82 $/hora = 0,68 $/hora = 0,07 $/hora = 37,79 $/hora = 3,78 $/hora

305 TOTAL

= 41,47 $/hora

COSTO/TON = (41,57 $/hora)/(18 ton/hora) = 2,31 $/ton 10.11.- Cargador frontal de ruedas, Pala cargadora a) Características Es un vehiculo diesel de 2 módulos con sistema eléctrico de 24 a 36 Voltios sobre 4 neumáticos que carga, transporta y descarga el material fragmentado. Es mayormente utilizado en minería superficial, por ser la altura de la cuchara en su máxima posición superior, mayor a 5.00 metros. Existen diferentes marcas y modelos (Caterpillar, HSW, etc.). Su costo de adquisición oscila entre $90,000 y $ 130,000 por metro cúbico de capacidad de su cuchara. b) Requerimientos Petróleo diesel No. 2 c) Componentes Módulo delantero Conjunto estructural del cucharón, que sirve para el levantamiento e inclinación del cucharón y constituidos por: - Brazos principales, que son los soportes del cucharón. Van unidos a la estructura del bastidor y al cucharón por medio de pines especiales. - Cilindros de izaje, que por medio de pistones realizan el movimiento de ascenso y descenso de los brazos principales. - Cilindros de inclinación, que por medio de pistones proporcionan el movimiento de inclinación frontal del cucharón (volteo). - Bastidor delantero, estructura que soporta al conjunto del cucharón y sus brazos - Cilindros hidráulicos direccionales. - Ruedas delanteras, conformadas por tambores, llantas, aros, pestañas y seguros fijados a sus tambores y a sus ejes, por medio de pernos. Módulo Posterior - Bastidor posterior, estructura en la cual va montado el compartimiento del motor, torque, caja de velocidades, tanque de combustible y aceites, contrapeso, cabina del operador, parachoques, luces y ruedas posteriores. Los módulos se encuantran unidos por medio de 2 pasadores de acero endurecido.

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307 10.12.- Camiones de obra, de cantera, de minería (CATERPILLAR) a) Características Son vehiculos de gran capacidad (30 a más de 180 toneladas), montados sobre neumáticos y accionados por motor diesel (existiendo marcas que además cuentan con motores eléctricos de tracción en cada rueda posterior como los Lectra haul) o por motores eléctricos del tipo de trole. Mayormente se encuentran constituidos por una sola unidad; existen también de 2 módulos. Son utilizados mayormente en minería superficial, en caminos en buenas y malas condiciones con pendientes suaves y aún pronunciadas, al ser potentes y fiables. Existen diferentes marcas y modelos: Caterpillar (769D, 777D, 793C, etc.), Lectra haul, Inco, Kiruna, Komatsu, Liebherr, Unit Rig, Euclid, etc. Puede contar con el Técnico Electrónico (ET) que es un control de funciones claves de la integración del motor y el tren de fuerza. Este ET obtiene la información almacenada a través de un Sistema de Enlace de Datos (presión de refuerzo, consumo de combustible, velocidad del motor, cambios de la marcha de transmisión). Peso vacío Peso del chasis Peso de la caja

31,500 kgs 22,500 kgs 8,300 kgs

b) Requerimientos Petróleo diesel No. 2 c) Componentes (referido a caterpillar) Motor Diesel de 4 tiempos, 8 cilindros, con turbocompresión y pos enfriamiento, sistema de arranque eléctrico de 24 V. Tren de fuerza Compuesto por: - El Convertidor de par trabable, que combina la alta fuerza de tiro y la facilidad de cambio de marcha. - La Servotransmisión planetaria de 7 velocidades - La multiplicación del Par en los mandos finales que es de 13.5:1, los que reduce la tensión sobre el Tren de Impulsión. Frenos De discos múltiples enfriados por aceite a presión, diseñados y fabricados para que no necesiten ajustes y tengan un rendimiento y duración excelentes. Bastidor De acero dulce para conseguir flexibilidad, duración y resistencia contra impactos de carga incluso en climas fríos. Sistema de suspensión de 4 cilindros que disipa los impactos de carga y de desplazamiento por carretera.

308 Caja En forma de V (doble pendiente) que reduce los choques de carga y ayuda a centrar la carga, accionados por 2 pistones de 2 fases. Cabina Que cuenta con: Tablero de instrumentos (bocina, alarma de retroceso, presión de aire, temperatura de aceite de freno y de refrigerante, medidor de combustible, horúmetro, odómetro, velocímetro, tacómetro), Sistema de luces, calefacción, sistema de ventilación, cinturón de seguridad retractable, limpia y lava parabrisas. Neumáticos, Gancho de remolque delantero d) Megacamiones Referido a los camiones de obra especiales, es decir de grandes capacidades y potencias, existentes actualmente en el mercado o en fase de pruebas finales. FABRICA Cat R280 Euclid R280 Liebherr T1272 Liebherr T282 Komatsu 930E Unit Rig MT4400 Unit Rig MT5500 Euclid Hitachi R360

PESO VACIO Kg 179 820 179 171 138 400 201 000 188 014 156 298 201 814 ---

PESO ANCHO ALTURA BRUTO m CARGA Kg m 557 820 9.15 7.00 435 453 8.10 6.30 410 508 7.90 6.20 528 590 8.70 6.50 469 014 8.40 6.40 392 290 7.60 6.60 510 200 9.05 ---------

LONGITUD CAPACIDAD m m³ 14.50 13.70 13.70 14.50 15.30 13.90 14.80 ---

220 149 164 173.6 --139 --480 ton

Euclid R280 utiliza motor DETROIT DIESEL de 4,474 KW Liebherr T282 utiliza motor DETROIT DIESEL de 2,052 KW Cat 797 utiliza motor CAT 3524B de 2,537 KW Ref: Revista “ Minería” No. 274, Julio 2002. El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en sus artículos 289 a 291, 366 y 396, mencionan sobre este tema. 10.13.- Volquetes a) Características Son vehiculos montados sobre neumáticos que cuentan con motores diesel de 300 a más HP, de 6 cilindros, 4 tiempos y turbo compresor. Poseen frenos de servicio y de estacionamiento accionados por aire comprimido en las 4 ruedas motrices.. b) Componentes Chasis, neumáticos, frenos, motor diesel, compresor, tanque de aire comprimido, cabina, tolva, pistones, turbocompresor.

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XI.- CRITERIOS GENERALES PARA LA SELECCIÓN DE MAQUINARIAS Y EQUIPOS MINEROS 11.1.- Introducción La selección de maquinaria y equipo minero es un proceso de tecnología y toma de decisiones que conlleva el conocimiento de sus especificaciones, funciones, rendimientos, requerimientos, costos, entre otros. Esta selección debe tener en cuenta, además, tres puntos fundamentales: a) La maquinaria prima sobre el diseño y la geometría del trabajo a realizar, para lograr mayor producción/productividad, así como mayor seguridad. b) A mayor inversión en una máquina y/o equipo minero, generalmente corresponde un menor costo operativo y viceversa. c) La maquinaria o equipo minero debe asegurar durante su vida útil, un trabajo para el que fue diseñado. Para este efecto, se le debe suministrar un mantenimiento programado. 11.2.- Razones de la selección Los criterios de selección de las maquinarias y equipos mineros varían de una empresa a otra y dentro de una empresa; pero en todo caso con la condición lógica que represente beneficios económicos. Las razones más importantes para seleccionar estas maquinarias y equipos mineros están constituídos por: - Cambio de condiciones de trabajo, es decir ubicación y condiciones geográficas del depósito, diseño de la mina, grado de mecanización, tipos de mineralización, leyes contenidas, reservas, volúmenes de producción, etc. - Características de las maquinarias y equipos, como son rendimientos, vida útil, requerimientos, maniobrabilidad, dimensiones y capacidades, disponibilidades, costos, oferta/demanda en el mercado, etc. - Logística de los proveedores, que se manifiesta en los servicios post-venta. - Condiciones de mantenimiento, como son la ubicación, implementación y capacidad de los talleres, personal calificado, apoyo logístico, programa de mantenimiento, entre otros. - Economía y finanzas, como costos operativos, ingresos/egresos, financiamiento, etc. 11.3.- Metodologías para la selección Para tomar una decisión de selección de una o más maquinarias y equipos mineros, se sigue normalmente el siguiente proceso: a) Determinar y especificar las condiciones de trabajo que debe realizar la máquina. b) Diseñar en base al dato anterior, esquemas tentativos de trabajo así como esquemas bases de valoración. c) Seleccionar la alternativa que satisfaga mejor los requerimientos. d) Con estos criterios, determinar juntamente con las personas que avalarán su adquisición.

319 En realidad el objetivo final es tomar una decisión de futuro, lo que implicará costos y riesgos que deberán ser evaluados en forma técnica y oportuna. Esta evaluación no solo abarca los aspectos cuantificables, sino también otros valores subjetivos como son la seriedad del fabricante o abastecedor, previsión de obsolescencia, grado de aceptación en el mercado, entre otros, que deberán ser considerados. Existen diferentes métodos de valoración para seleccionar las maquinarias y equipos ineros, siendo los más utilizados los siguientes: Análisis de decisiones por objetivos ponderados. Método estadístico-económico. Técnica de tabulación 11.3.1.- Análisis de decisiones por objetivos ponderados Consiste en fijar criterios específicos y requeridos, a los que se asigna un peso relativo en función de la importancia prevista. Este peso relativo totaliza 100 puntos. A cada criterio específico se le subdivide en parámetros inherentes, y se distribuye el peso relativo en valores de acuerdo a la importancia para su evaluación. Se califica cada parámetro con un puntaje acorde, que en el mejor de los casos será el valor dado a cada una de las alternativas. Luego, con la aplicación de fórmulas se obtiene una Nota Técnica y finalmente la Nota Final para cada alternativa; la alternativa que acumule el mayor puntaje será la seleccionada, es decir la que posibilita su selección. Ejemplo:

320 ANALISIS DE DECISIONES POR OBJETIVOS PONDERADOS CRITERIOS ESPECIFICOS

PESO VALOR ALTERNATIVA A B C 1.- CARACTERISTICAS DEL EQUIPO 40 Consumo de aire 8 6 3 2 Consumo de aceite 8 4 8 2 Presión de aire requerido 10 10 5 2 Peso del equipo 5 10 5 5 M;aniobrabilidad 5 3 1 5 Vida útil 4 4 3 1 SUB TOTAL 37 25 17 2.CARACTERISTICAS: LUGAR DE 25 TRABAJO 7 7 5 5 Ubicación 5 5 3 5 Sección 4 4 4 4 Tipo de roca 3 3 3 3 Longitud de taladros 3 3 3 3 Abastecimiento de aire comprimido y agua 3 3 3 3 Personal operador 25 21 23 SUB TOTAL 3.- FACILIDAD DE MANTENIMIENTO 15 Taller/herramientas 5 5 5 5 Personal 5 5 5 5 Programa de mantenimiento 5 5 5 5 SUB TOTAL 15 15 15 PONDERACION TECNICA 77 61 55 4.- CARACTERISTICAS DE LA ADQUISICION 10 Tiempo de entrega de maquinaria 5 5 5 5 Tiempo entrega repuestos 3 1 3 3 Capacitación que brinda al personal 2 2 2 2 SUB TOTAL 8 10 10 5.- COSTO DE ADQUISICION 10 SUB TOTAL 10 8 9 NOTA TECNICA = (0.8 * Ponderación Técnica) + (0.2 * caract. De la Adquisición) 63.6 62.3 45.8 NOTA FINAL = (0.8 * Nota Técnica) + (0.2 * Costo Adquisición) 52.9 51.4 38.4 Es decir, la alternativa A es la que acumuló el mayor puntaje y por lo ende debe ser la seleccionada. NOTA: Este procedimiento debe ser efectuado por un determinado número de profesionales (Comisión Seleccionadora), conformada por mineros, mecánicos, electricistas, personal de logística y de seguridad.

321 Ref.: Fundamentos de Laboreo de Minas. Fernando Plá Ortiz. Madrid, 1994. 11.3.2.- Método estadístico – económico Para la selección de maquinaria y equipo minero onsidera las estadísticas y los análisis de costos de los mismos, luego de pruebas o experiencias obtenidas durante un período de tiempo. Estos resultados sirven además, para determinar las bondades y por lo mismo seleccionar de acuerdo a necesidades, como se muestra: HOJA ESTADISTICA–ECONOMICA DE PERFORADORAS JACK LEG CARACTERISTICAS 1.- PERFORADORA Peso neto. Lbs. Diámetro broca. Pulgs. Golpes/min del pistón Veloc. Penetración. Pie/min Consumo aire. Pie³/min Duración bocina. Pie 2.- BARRA DE AVANCE Peso neto. Lbs. Longitud retraída. Pulgs. Longitud extendida. Pulgs. 3.- LUBRICADOR Peso neto. Lbs. Capacidad. Lts. 4.- PESO TOTAL Perforadora y barra. Lbs 5.- DISTRIBUCION U.P. San Cristobal 6.- COSTO DE ADQUISICION. $ 7.- VIDA UTIL. Pie. 8.- COSTOS Propiedad $/10000 pies Mantenim./reparac- $/hora Costo total $/pie

INGERSOLL RAND JR 38 C

INGERSOLL RAND JR 300 A

ATLAS COPCO BBC 24 W

MID WESTERN S 83 F

68 1 3/8 1950 1.80 161 18291

70 1 3/8 2250 1.00 213 23259

58.21 1 3/8 2160 1.01 125 21819

72 1 3/8 2210 2.09 182 6810

22.50 50.00 87.00

32.00 51.50 87.50

29.77 51.38 88.78

28.00 49.00 85.00

12.00 1.00

12.00 1.00

16.00 0.75

11.00 0.48

90.50

102.00

88.00

100.00

52 6510 75000

18 6700 75000

31 8012 90000

23 4118 50000

1302 4.95 0.60

1340 5.09 .59

1602 6.09 0.70

824 3.13 0.36

11.4.- Criterios específicos para la selección de barrenos y varillas de perforación 11.4.1.- Barrenos integrales Las condiciones básicas para su selección están sujetas a: - Labores de trabajo El barreno integral es generalmente con perforadoras neumáticas en: LABORES Galerías Tajeos Chimeneas

LONGITUDES (pies) 3a8 5 a 12 2a7

322

-

-

Tipo de terreno Dependiendo de las características de la roca se puede optar por las siguientes longitudes y diámetros: LONGITUD BARRENO Pies

DIAMETRO mm TERRENO DURO

2 3 4 5 6 10

35 34 34 33 33 31

DIAMETRO mm TERRENO DURO ABRASIVO 41 40 40 39 39 37

Eficiencia de avance Que depende del conocimiento y experiencia del perforista, tipo de roca, estado mecánico, de la perforadora, características técnicas del barreno, presión de aire y agua, utilización de taladros de alivio de mayor diámetro en el corte (brocas escariadoras), etc.

11.4.2.- Barras integrales cónicas y brocas descartables Se utilizan en condiciones similares que el barreno integral, considerando las brocas descartables con insertos tipo cincel o de botones. La conicidad barreno/broca oscila entre 5° (terreno suave), 11° (terreno semiduro) y 12° (terreno duro). 11.4.3.- Varillas o barras de acoplamiento Además del tipo de roca a perforar y de las condiciones de operación, los factores más importantes a considerar son: - Velocidad de penetración - Vida útil - Fiabilidad (perforar sin interrupciones hasta que requiera servicio) - Calidad de los aceros de perforación - Tipo de máquina perforadora - Disponibiliodad de materiales - Método de minado 11.4.4.- Perforadoras Jack leg y/o Stoper Se tiene en cuenta: - Especificaciones técnicas: Peso (49 a 72 libras) Longitud del pie de avance (49 - 89 pulgadas retarída y extendida respectivamente) Carrera del pistón (2 ½ a 2 5/8 pulgadas) Velocidad de percusión (RPM) Consumo de aire (2.5 a más de 6 m3/min) Presión de aire (65 a más de 80 psi) Vida útil ( 50000 a 120000 pies)

323 Condiciones de trabajo Abastecimiento de repuestos Servicio post-venta 11.4.5.- Jumbos Existen en el mercado numerosas marcas y modelos y cada fabricante atrae al cliente destacando las ventajas de sus productos (mayor velocidad de perforación y energía de impacto, mayor duración de la barra de perforación, menor costo de mantenimiento y de operación, entre otras). Para seleccionar este tipo de perforadoras, debemos tener en cuenta además: - Duración del acero de perforación, puesto que éste representa 25 a 30 % del costo total de perforación. - Consumo de energía sea eléctrica, neumática o diesel. - Diámetros de taladros a perforar. - Longitud de carrera de la drifter sobre el brazo de avance. - Estabilidad de los brazos (mantener el paralelismo, traslado rápido del brazo a los taladros). - Características operativas de la máquina - Dimensiones apropiadas - Programa de mantenimiento - Personal operador calificado - Características físicas del material - Volúmen de producción - Apoyo técnico post-venta del fabricante o distribuidor. 11.4.6.- Equipos de acarreo-carguío-transporte Se tiene encuenta las características del yacimiento (Condiciones geográficas y ambientales, características físicas del material, características de las vías de acarreotransporte etc.), las carácterísticas de minado (Volúmen de producción, condiciones de operación, costos, etc.) y las características de los equipos (Disponibilidad en el mercado, relación peso bruto/capacidad de carga, disponibilidad de energías requeridas, vida útil del equipo, apoyo técnico post-venta y garantía del fabricante, etc.).

324 REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS CATALOGOS: Toyo Rock drill, Getman, Tamrock, Ingersoll Rand, Secoroc, Robbins, Montabert, Timken, Alimak, Jora lift, Atlas Copco, Eimco. EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE TUNELES EN ROCAS. Nerio Robles. CONCYTEC, 1994. EXPLOTACIÓN DE MINAS. V. Vidal Ed. Omega S.A. Barcelona 1966 FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS. Fernando Pla Ortiz de Urbina. Universidad Politécnica de Madrid. 1994. GEOLOGÍA-MINERIA-METALURGIA DEL ORO. Cepect – Concytec 1991. LABORES MINERAS. S. Borisov. Ed MIR Moscú 1976. MANUAL DE ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE EN MINERIA A CIELO ABIERTO. Instituto Tecnológico GeoMinero de España. MANUAL DE PERFORACIÓN DE ROCAS. Atlas copco. España, 1979. MANUAL DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS. Instituto Teconlógico GeoMinero de España. 1994. MANUAL DE REPARACION Y MANTENIMIENTO DE MAQUINARIA PESADA. Herbert L. Nichols Jr. México, 1992. 3 Tomos. MANUAL DE TUNELES Y OBRAS SUBTERRANEAS. Edit. Entorno Gráfico S.L, MADRID. 1996. MAQUINARIA MINERA I Y II. Gilberto Donayres Q. UNSAAC 1995 Cuzco MODERNA TECNOLOGÍA Y MAQUINARIAS PARA MÁRMOL. Q. Capuzzi. Italia. PERFORACIÓN Y VOLADURAS PARA OPERACIONES MINERAS. Lucio Vega R. y José Murillo Ch. Ed. Juventud 1990 La Paz-Bolivia. TRANSPORTE Y EXTRACCION EN MINAS A CIELO ABIERTO. Alejandro Novitzky. Buenos Aires, 1966. TRATADO DE LABOREO DE MINAS. H. Fritzsche. Ed. Labor S.A. 1965. México. TRAINING IN MINING SAFETY AND HEALTH INCLUDING: GROUND CONTROL; DRLILLLING AND BLASTING; UNDERGROUND VENTILATION; LOADING AND HANDLING; MATERIAL STORAGE AND HANDLING; ROOF CONTROL; GAS DETECTING DEVICES AND ACCIDENT INVESTIGATION. U.S. DEPARTMENT OF LABOR National Mine Health and Safety Academy. Beckley, West Virginia. January 4-22, 1999 (Certify that Aníbal N. Mallqui T. has successfully completed). UNDERGROUND MINING METHODS HANDBOOK. A. Hustrulid. Society of Mining Engineers 1992. New York.

325 INDICE ALFABETICO Abrasividad, 2 Accesorios de perforación, 29 Acoplamiento de garras, 29 Adaptadores de culata, 73 Afiladores de dispositivos de corte, 79 Amortización, 60 Ancladas, 3 Barras de extensión, 73 Barrenos, varillas de perforación, 68 Barrenos acoplables, 69 Barrenos integrales, 68 Barrido, 25 Boomer H 104, 112 Brazo hidráulico BUT 25, 108 Brocas, 77 Broca tricónica, 77 Cables de acero, 168 Cálculos:  De perforadoras, 50  De perforación-voladura, 52  De costos de perforación-voladura, 59  De salarios, 63  De monitor hidráulico, 224  De perforación hidráulica, 110  De palas frontales, 192, 200  De perforación rotativa, 125  De raise borer, 132  De rastrillaje, 174  De rendimiento y avance de jack leg, 59  De costos de rastrillaje, 178  De paleado mecánico, 183  De costos de paleado mecánico, 185  De excavadora de cables, 192  De excavadoras hidráulicas, 198  De Scooptram, 293  De transporte sobre rieles, 265  De combinación LHD/Volquete, 299  De costos minería sin rieles, 300  De Selección de tricono, 125 Camiones mezcladores-cargadores, 146 Camión eléctrico tipo trolley, 279 Camiones de obra, 303 Cargadores de cartuchos de dinamita, 140 Cargadores de anfo tipo Portanol, 146 Cargador frontal de ruedas, 301 Clasificación de las perforadoras, 3 Carros mineros, 257 Comprobadores de línea, 154 Corte, 206 Corte con perforación, 206 Corte con Rozadora de brazo, 210 Corte con disco, 211 Costos, 59 Costos de barrenos, 63 Costos de propiedad, 60 Costos de operación, 61 Carros mineros, 257

Criterios para seleccionar:  Barrenos integrales, 317  Barrenos integrales cónicos, 318  Barras de acoplamiento, 318  Perforadora jack leg y stoper, 318  Jumbos, 319  Equipos de acarreo-transporte, 319 Depreciación, 60 Desate de rocas sueltas, 160 Descripción de Boomer H 104, 112 Descripción de jack leg, 28 Descripción de stoper, 35 Descripción de Drifter neumática, 38 Descripción de drifter COP 1032 HD, 96 Descripción de Brazo Hidráulico, 108 Derribo, 223 Down the hole, 45 Dragas de succión, 229 Dragas de cangilones, 231 Drifter, 15 Drifter neumática, 38 Drifter COP 1032 HD, 96 Drill jumbo neumático, 38, 40 Drill jumbo hidráulico, 101 Dureza, 2 Empuje, 25 Encendido eléctrico, 154 Estabilizador, 118 Estructura, 3 Excavadora de cables, 191 Excavadora hidráulica, 198, 204 Explosores, 154 Fundamentos de perforación roto-percusiva, 24 Hidráulica, 3 Hilo helicoidal, 216 Hilo diamantado, 217 Iluminación, 3 Indentación, 25 Jackleg, 15, 28 Jack hammer, 15 Línea riel, 258 Locomotora de acumuladores, 251 Locomotora de aire comprimido, 251 Locomotora diesel, 252 Locomotora de trole, 250 Long hole drilling, 112 Lubricadora, 29 Manguera de aire comprimido, 29 Manguitos de acoplamiento, 74 Máquina rozadora, 237 Máquina integral o de rodillos moledores, 238 Mecanismos, 1 Megacamiones, 304 Metodologías para selección de maquinarias, 314 Mezcladora estacionaria, 147 Microscoop, 278 Minado contínuo, 236 Minadores de brazo, 237

326 Minadores de tambor, 238 Minadores de cadenas, 238 Minadores especiales, 238 Minería Sin Rieles, 270 Minidraga tipo hidrojet, 230 Máquina, 1 Monitor hidráulico, 223 Ohmetro, 155 Pala Cavo, 189 Pala electrohidráulica, 203 Pala o excavadora frontal, 191 Pala Mecánica, 182 Palas de cables, 191 Palas o excavadoras frontales hidráulicas, 198 Peralte, 259 Percusión, 18, 24 Percusión-rotación, 21 De barra estriada, 21 De rueda de trinquetes, 21 Perforación, 1 Perforadora de carburación, 3, 10 Perforadora eléctrica, 3, 8 Perforadora hidráulica, 95 Perforación ígnea, 3, 5 Perforadora de avance automático, 3 Perforadora manual, 3 Perforadora neumática, 15 Perforadora de rotación independiente, 26 Perforadora de rotación reversible, 26 Perforadora rotativa, 116 Percusión, 18, 24 Percusión-rotación, 21 Pick hammer, 15 Pistón, 29 Plataforma trepadora Alimak, 84 Percusión, 18 Principio de perforación neumática:  De válvula oscilante, 18  De válvula tubular, 18 Principio de percusión Drifter COP 1032 HD, 99 Propiedades de las rocas que afectan a la perforación, 2 Purificadores, 275 Raise borer, 129 Rastrillaje, 166 Rastrillo, raedera, 167 Recámara semi-automática, 140 Reglamentaciones:

 De accesos y vías de escape, 3  De agua, 54  De camiones de obra, 303  De carguío de taladros, 54  De explotación de placeres, 223  De ingeniería de la masa rocosa, 3  De maquinaria, equipo, herramientas, 1  De minería a cielo abierto, 191  De Minería Sin Rieles, 271  De perforación y voladura, 52  De transporte, carga, acarreo, 166  De transporte de personal, 259  De transporte sobre rieles, 249  De uso de mercurio, 223 Resistencia, 2 Resumen costos raise borer, 131 Roldanas, 169 Rotación, 25 Scooptram diesel, 273 Scooptram eléctrico, 277 Sistema de dril jumbo, 102 Sistemas del LHD, 276 Sónicos, 3 Sollado o barrido, 11 Stoper, 15, 35 Succión-excavación subacuática, 229 Textura, 3 Tipos de costos, 60 Tipos de carros mineros:  De vaciado frontal, 257  De vaciado lateral, 257  Gable, 258  Granby, 258  Descarga por el fondo, 258 Tipos de perforadoras convencionales, 15 Transporte, 249 Transporte sobre rieles, 249 Trocha, 2569 Truck drill, 40 Varillas acoplables, 73 Varillas de perforación, 68 Vida útil de broca tricónica, 78 Volquete, 304 Volquete de bajo perfil, 278 Winche de arrastre, 167.

327 Dr. ANÍBAL N. MALLQUI TAPIA Ingeniero de Minas CIP 22355 Teléfono Celular E.mail

: : :

064-236666 964082616 [email protected]

ESTUDIOS SUPERIORES  Universidad Nacional Daniel A. Carrión. Cerro de Pasco, 1969 – 1975 ESTUDIOS DE MAESTRIA  Universidad Peruana Cayetano Heredia. Huancayo. 2004 – 2005 Magister en Educación. Mención: Docencia e Investigación en Educación Superior ESTUDIOS DE DOCTORADO  Atlantic International University. Honolulu Hawaii 2009 – 2010 Doctor en Ciencias e Ingeniería. Mención: Seguridad y Control de Pérdidas en Minería. EXPERIENCIA PRE-PROFESIONAL  Empresa Minera del Centro del Perú (CENTROMIN PERU) Cerro de Pasco - Del 20 de Junio de 1968 al 05 de Abril de 1975 (Oficial)  Compañía Minera Milpo S.A. (Enero-Febrero 1974 Practicante).  Minera San Expedito S.A. (Enero - Abril 1973 Practicante) EXPERIENCIA PROFESIONAL  Sociedad Minera de RL Valery-Andrea. Resolución Jefatural No. 02355-2003-INACC/J Del 01 Enero 2005 y continuando a la fecha (Gerente General).  Universidad Nacional del Centro del Perú. Huancayo. Pre – Grado: Del 17 de Julio de 1986 y continuando a la fecha. Docente Principal Nombrado, adscrito a la Facultad de Ingeniería de Minas, dictando los cursos de Seguridad e Higiene Minera, Servicios Auxiliares Mineros y Maquinaria y Equipo Minero. De Enero del 2008 y Continuando a la fecha. Docente del Curso de Seguridad y Control de Pérdidas en el Curso de Actualización Profesional de la Facultad de Ingeniería de Minas. Post – Grado Del 03 de Enero del 2007 y continuando a la fecha. Docente, dictando los cursos Legislación en Seguridad y Medio Ambiente, Gestión de Riesgos y Ambiental y Programa Anual de Seguridad.  Ingenieros Contratistas y Consultores Asociados E.I.R. Ltda. Huancayo. De Noviembre de 1993 a Julio del 2004 (Fiscalizador de Normas de Seguridad e Higiene Minera del Ministerio de Energía y Minas) como sigue:

328 Shougang Hierro Perú S.A.C., Empresa Minera Los Quenuales S.A., Cia. Min. San Valentin S.A., Doe Run Perú La Oroya Division, Chancadora Centauro S.A.C, Cementos Lima S.A.. Año 2004. Cía Minera Antamina S.A., Cía. Minera Arcata S.A., Minera Aurífera Calpa S.A. Año 2003. Cia. Minera de Caylloma S.A., Cia. Minera San Valentín. Año 2002. U.P. Cerro de Pasco de Volcan Cia. Minera S.A. Años 2000 y 2001. Empresa Administradora Chungar S.A. Años 1999 y 2000.      

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Minera Aurífera Retamas S.A., U.P. Consorcio Minero Horizonte S.A., U.P. Cerro de Pasco de Centromin Perú S.A., Doe Run Perú S.R.L. Cobriza Division, Doe Run Perú S.R.L. La Oroya Division, Año 1999. Sociedad Minera El Brocal. Años 1997 y 1998. U.P. Cobriza de Centromin Perú S.A., Minera Laytaruma S.A., Minera Austria Duvaz S.A. Año 1997. U.P. Andaychagua y U.P. San Cristóbal de Centromin Perú S.A. Año 1993.

Ingenieros Contratistas y Consultores Asociados E.I.R. Ltda. Huancayo. Del 17 de Noviembre del 2003 al 01 de Abril del 2004 (Gerente General) UP San Cristóbal de Centromin Perú S. A., Levantamiento Integral de Ventilación. Julio de 1990 Compañía. Minera San Valentin S. A., Levantamiento Integral de Ventilación. Noviembre del 2002 Empresa Administradora Chungar S. A. Levantamiento Integral de Ventilación. Marzo del 2001 Mina Colca. Santa Rosa, Melgar, Puno. Superintendente General y Socio. Del 18 de Octubre de 1979 al 28 de Febrero de 1986. Compañía Minera del Madrigal. Madrigal, Arequipa. Jefe de Entrenamiento, Jefe de Guardia, Sobrestante General, Asistente de Superintendente de Seguridad, Jefe General de Seguridad y Asistente de Superintendente de Servicios Técnicos. Del 01 de Junio de 1977 al 28 de Febrero de 1986. Mina Aguila S.A. Pasacancha, Huaraz, Ancash. Jefe de Control de Suministros y Jefe de Guardia. Del 08 de Julio de 1975 al 14 de Julio de 1976.

TEXTOS ELABORADOS  Maquinaria y Equipo Minero  Servicios Auxiliares Mineros  Seguridad e Higiene Minera  Ventilación de Minas Huancayo, 01 de Enero del 2001.