Libro de Mallqui Ejercicios

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/seg 2 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/seg 2 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 1 3.- Revoluciones por minuto (RPM) RPM = (NG/min)/(GR) Donde: GR = El número de golpes por cada revolución; es decir, el número de dientes de la Caja de Trinquetes. El resto de cálculos son similares a los cálculos para percusión. h.3.- Caudal de aire para perforación (Q) Q = (Volumen/ciclo * L * 60 seg/min * Rp)/(106 * T); m3/min Donde Q = Caudal de aire consumido por la perforadora. Volumen/ciclo = Area/ciclo * L; cm3 L = Longitud de carrera; m 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. 6 10 = 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 = 38.49 cm2 A’ = 38.49 - (3.1416 * 2.25)2 = 22.59 cm2 a = (5 * 38.49)/(2/9.81) = 943.97 m/seg2 a’ = (5 * 22.59)/(2/9.81) = 554 m/seg2 t = 0.068/943.97 = 0,0085 seg. t’ = 0.068/554 = 0,0111 seg. T = 0,0085 + 0,0111 = 0,0196 seg. NG/min = 60/0.0196 = 3,061 golpes/min W = 5 * 38,49 * 0,068 = 13.10 kg Ejercicio Se tiene una perforadora de percusión-rotación. Con los datos anteriores requeridos y con los siguientes: Diámetro de la barra estriada 2.30 cm Longitud de carrera del pistón 6.80 cm Relación presión aire comp. a aire atm. 5:1 Numero de golpes por cada revolución, 36 2 Hallar RPM y Q. Solución RPM = 3061 golpes/min/36 = 85 RPM Q = (A + A´) * 60 seg/min * 5/(106 * T) = (38.48 + 4.16) * 6.8 * 60 * 5/(106 * 0.0196) = 4.44 m3/min i.- Velocidad de penetración VP = 31 * (POT/D1.4) Donde: POT = Potencia cinética disponible en el martillo; KW D = Diámetro del barreno; mm Ejemplo POT = 18 KW D = 100 mm Solución VP = 31 * (18/1001.4) = 0.88 m/min j.- Cálculos de perforación/voladura 1.- Cálculo del número de taladros a perforar (N) según el MANUAL DE EXPLOSIVOS de Química Sol S.A. para un frente ciego. N = R/C + KS Donde R = Circunferencia aproximada de la sección; m 2 = S*4 S = Sección del frente; m2 = ancho * altura * fcg fcg = Factor de correción geométrica; generalmente es 0.90 C = Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca; m K = Coeficiente de acuerdo al tipo de roca TIPO DE ROCA 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. 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. 3 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 = Peso total dinamita/tonelaje roto por disparo; kg/TMS 13.- Consumo de aire comprimido por disparo 13.,1.- Para Perforación: Consumo/gdia = Consumo a cota de trabajo * 60 min/hora * TE ; pie 3/gdia 4 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. 226° inciso i) del REGLAMENTO DE SEGURIDAD E HIGIENE MINERA, se debe utilizar una cantidad mínima de 0,5 lt/seg. de agua. TE = Tiempo efectivo de trabajo de perforación durante la guardia 14.2.- Para Lavado del Frente de 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 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 27 5 pies 3,5 m 2,3 m 1,5 m 0,9 m 95% 2,9 0,08 kg 5 5 Longitud de mecha de seguridad = (7 * 27) + 3.8 kg 9.3 * 1.16 * 60 min/hora * 3..28 = 192.Perforación = 0..Pies perforados por guardia = 5 * 27 = 135 pie/gdia 5.93 TMS 8.95 = 10.689(70 + 8..54 Consumo a cota de trabajo = 254 * 1.Tiempo total perforación/taladro = 205.44 min/27 taladros = 7.Lavado de frente = 2 * 3 600 * 0..28 pies = 58.11 0..5 * 3600 * 3.6 = 27 10.9 = 29.32 m3 7.947)]/[8. 2.Para perforación F = [14.43 0.Velocidad media de perforación = 5/7.53 Consumo/gdia = 38.36 kg/TMS 12.689 + 70)] = 1.43/8) * 100 = 42.67 6 ..Tonelaje roto por disparo = 10.32 * 2.Volumen roto por disparo = 3.689 + 80)] = 1.947(14.5 * 2.16 pie3/min Consumo/gdia = 391.Peso dinamita por disparo = 0..73 pie3/gdia Para afilado F = [14.61 min/taladro 3.25 * 3 600 * 6 * (2/40) - CONTROL Labor : Guardia:Día Tajo 605-W DE = 38.17 6 Solución: 1.9 * 0..25 pie3/min = 688.500.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 7 pies 254 pie3/min 25 pie3/min 4000 msnm 40 2 80 psi 70 psi 3.61 = 0.88% 6.Cálculo de tiempos durante la guardia: Se adjunta los cuadros de control de tiempos de perforación .45 * 0.Afilado de barrenos = 0.8/29.25 * 60 min/hora * 6 * ( 2/40 ) 13.Consumo de aire comprimido por disparo ..689(80 + 8. 2.61 m 11.17 .08 * 5 * 27 = 10.54 = 391.43 hora = 80.Número de fulminantes simples No.947(14.93 = 0..Consumo de agua por disparo .53 Consumo a cota de trabajo = 25 * 1.947)]/[8. Factor de potencia = 10..43 .00 40.Eficiencia de perforación = (3...00 0.66 pie/min 4.5 pie3/gdia = 6 174 lt/gdia = 1 224 lt/gdia = 270 lt/gdia TIEMPOS Personal: Pedro Rojas Juan Macuri ANTES DE LA PERFORACION Minutos 1. Caminatas Inoperativos Horas 7. 2.50 Caminatas Inoperativos Desinstalación del equipo y traslado Preparación de 27 cebos Carguio de taladros Preparador del chispeador Chispeo manual SUB TOTAL 7.12 1. 4.00 1. 5. 7.80 30.97 22.26 0.50 0.00 20. 3.00 20.90 5.00 12.00 0. 2.00 DURANTE LA PERFORACION 1.00 15.05 0.20 0.47 7.00 3.00 6.33 0.3. 4.00 7.09 0.59 0.00 0.00 15. 7.00 0.17 0.25 0.34 2. 6.56 16.00 104.13 3.00 0. 3.50 0.68 0.22 155. 4. 7 .25 0.84 228. 5.73 TOTAL 480. Desate de rocas Cambio de barrenos (a) Posicionamiento – empate (a) Perforación – barrido (a) Retiro de barreno (a) Barreno plantado (a) SUB TOTAL ALMUERZO SUB TOTAL DESPUES DE LA PERFORACION 1. Lavado de frente Desate de rocas Preparación de la plataforma Instalación del equipo Prueba de la máquina SUB TOTAL 10.00 8.00 30.10 118.01 20. 5. 6.12 0.00 30.33 0. 6. 8 .(a) Control de tiempos de perforación (in situ). 059 0.073 0.A.056 0.355 13.3 2.717 12.7 0. .926 10.2 5.0 0.515 14.5 5.064 0.051 0.ATMOSFERAS SEGÚN LAS NORMAS U.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.0 DENSIDAD lb/pie² 0. V = Velocidad de perforación.9 3.674 13.179 8.071 0.067 0.4 13.2 17.657 9.043 0.1962 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..4 9.7 11.069 0.074 0.6 3.060 0.411 9.062 0.181 11.238 10.007 13.918 9.076 0.057 0.689 14.054 0. 8 horas t = Horas netas de perforación.830 7.848 13.8 8.341 14.412 12.053 0.701 10. s/u Avance teórico por disparo = R/Número de taladros/gdia.068 0.7 13. m/min T = Horas normales por guardia.036 12. m/gdia. horas N = Factor de perforación.367 7.7 24. k.2 4.5 7.065 0.076 0.426 10.052 0.947 8.8 11.5 20. m 9 .165 9.844 TEMPERATURA °C 15.072 0.1 9.0 14.8 7.058 0.046 0.075 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.1 12. relación t/T.167 14.063 0.323 6.048 0.108 11.9 4.528 11.0 14.1 8.4 11.S.074 0.6 1. Calcular el rendimiento del equipo y el avance teórico por disparo.50/8) = 48.3. seguros y fletes al lugar de destino.5 horas..Tipos de Costos: l.Brindar información económica real y oportunamente l. Calcular el número de taladros a perforar..Analizar las labores que intervienen y sus propios requerimientos .29 m Ejemplo Una stoper avanza 12 pulg/min en un frente de 3 m * 3 m durante 3. por longitud.. Solución R = 60 min/hora * (10 pulg/min * 0.Fines del Costos: . es decir el precio de adquisición del bien puesto en el Puerto de destino o del comprador. seguro. etc. son a cuenta del comprador.58 m de tal/gdia Avance = 68. ensamble.3. impuestos. seguro y flete).01 m/gdia/35 tal = 1. los costos de embarque.. impuestos.50 horas perforando 30 taladros durante la guardia normal de 8 horas de trabajo. por tiempo.Cálculo de costos l.. o del vendedor. Taladros/gdia = (3. embalaje. Se halla aplicando las siguientes fórmulas: 10 . seguros y fletes al puerto de destino es a cuenta del vendedor. Precio CIF (Cost.Costos de Propiedad.01 m/gdia Avance teórico = 48. En este caso. costo.58 m de tal/odia/30 tl/odia = 2.50/8) = 68. Insurance and Freight. además se debe incluir los costos de transporte. Cualquiera sea el caso.Ejemplo Una perforadora jack leg tiene una velocidad de avance de 10 pulg/min y trabaja 4. Puede ser referido a costos por volumen. En este caso. es decir el precio del bien puesto en el Puerto de origen o de embarque. l.Servir de base para la toma de decisiones . por peso. los costos de embarque.Conocer el valor de la actividad (gasto con respecto a lo producido) .1.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. Solución No. Franco a Bordo). el tiempo de perforación por taladro es de 6 min.0254 m/pulg) * 8 hora/odia * (4. etc.50 horas * 60 min/hora)/6 min/tal = 35 taladros R = 60 * (12 * 0.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.2. el rendimiento y el avance teórico por disparo.37 m l.0254 m/pulg) * 6 min/tal * (3..1. . Se halla aplicando la siguiente fórmula: a = A[((1 + i)n * i)/(1 + i)n . constituye la Depreciación.. etc. El más usual es 20 % del costo de adquisición..Costo de Mantenimiento: Constituido por los costos de mano de obra. número de cuotas de devolución. este valor de salvataje oscila entre el 10 y el 25 % del costo de adquisición. En Estados Unidos y en el Perú.. generalmente se considera el Valor de Adquisición dividido por la vida útil (especialmente en minería).a.1. dividido entre la vida útil. Fi = Factor de inversión.Para Afilado de Barrenos 11 .Costo de aire comprimido 4. instalaciones.. 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. 2. En este caso.b. Es en base a estándares y/o experiencias.Costos de Operación 3. monto del préstamo o Valor Presente i = Tasa de interés n = Vida útil del bien.8 * Precio adquisición/Vida útil Se amortiza y se deprecia la perforadora y el afilador de barrenos. horas 4. l.Depreciación: O disminución del valor por obsolescencia o por desgaste por operación del bien. Chile y Brasil consideran el doble del Monto de Adquisición dividido por la vida útil.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. Para depreciar. herramientas.Amortización: O monto periódico de devolución. pago periódico o recuperación del capital invertido.2.3. materiales. se debe considerar el VALOR RECUPERABLE al final de su vida útil. Este costo ofrece gran variación por las condiciones particulares de cada caso: En Argentina.. Se usa la fórmula: M = Precio de adquisición/Vida útil 4. D = 0.Para Perforación = Consumo a cota de trabajo * costo/pie 3 * 60 min/hora * TT Donde: TT = Tiempo total de perforación. el resto ( 80 % ). está dado en años.. o fondo de reposición. durante la vida útil de cada bien adquirido. . % = Número de barrenos afilados para el tajo en estudio.a..1667 0.Para Afilador de Barrenos Es similar al costo de perforista. del total afilados en la guardia. del total de barrenos afilados durante la guardia 5.b..c.0256 0.. Este costo que corresponde a cada supervisor. sólo se afila durante el día (una sola guardia por día).Costo de agua 5.0128 1.1923 0.Para Supervisores Mina Excluyendo Tapones para oídos.1923 0.0385 0. el Costo/gdia es de $ 0.Para Perforación = Consumo/gdia * Costo por litro 5.b.2789.= Consumo a cota de trabajo * costo/pie 3 * 60 min/hora * TT * % Donde: TT = Tiempo total de afilado de los barrenos durante la guardia. debe dividirse entre las labores a su cargo. es decir el Costo/gdia es de $ 1.0641 0..c.a.Para Lavado de Frente de Perforación = Consumo/gdia * Costo por litro 5. 12 .. Generalmente.0513 0.5801.0064 0.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.2692 0.2789 6. 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. Este costo se multiplica por el % de barrenos afilados para el tajo.. 6. 6.Para Perforista y Ayudante IMPLEMENTOS Cant..2308 0.0289 0.Costo de Implementos de Seguridad 6. del total de barrenos afilados en la guardia. pantalón y saco de jebe. ex fonavi) Sub total 9.0577 0.00 % 3.9986 8.30 % 66.06 60 45 1 Duración Guardias 156 312 312 156 156 312 120 20 52 78 26 208 208 1 costo/gdia $ 0.Costo de Salarios/Leyes Sociales/Indemnizaciones Al salario que percibe el trabajador (100 %).Costo de Herramientas y Accesorios para Perforación y Voladura IMPLEMENTOS Cant.1000 0.60 % Indemnizaciones Tiempo de servicios (30 tareas) Gradtificaciones (60 tareas) Vacaciones (30 tareas) Enfermedad (D.66 % 192.80 % 9. Salario Que percibe el trabajador 100.0160 0.L.. No.60 % 17.1 0.7.0961 0.60 % 2.5 0.0013 0.0321 0.00 % 11.0023 0.90 % 6. se le incrementa los siguientes porcentajes.16 % 3.00 % Leyes Sociales EsSalud SNP (Sistema Nacional de Pensiones) SCTR (Seguro Complementario de Trabajo de Riesgo Ley 26790.0096 0.0000 1.2164 1.66 % 13 .00 % 25.0961 0.90 % 19. cuyos montos son retenidos o pagados a las instancias respectivas por el empleador. 22482..0577 0. 20 tareas) Dominicales (52 tareas) Feriados (10 tareas) Sub total TOTAL 9.2885 0.0250 0. se paga a seguros particulares) IES (Impuesto Extraordinario de Solidadridad. 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. generalmente.Voladura en Tajo Jackleg SHENYANG YT 27 (incluye lubricadora) Costo de adquisición $ 3.Costo de Otros (Varios) Se considera aquí.000 pies) Afiladora GRINDEX SENIOR 14 . como: transporte del personal. asignación familiar Ley 25129.. tal + 1 m) * costo/m 1m = chispeador o mecha de seguridad 13. etc..COSTO TOTAL = Sumatoria de los costos anteriores 15. en el caso de cada Supervisor.Costo de Dinamita = Cartuchos/taladro * taladros a cargar * costo/cartucho 11.). 20 meses (150. los demás costos que intervienen directa o indirectamente en esta labor. utilidades (caso de terceros). 6 = Taladros a cargar * costo/fulminante 12. se multiplica por el % de barrenos.COSTO POR TONELADA ROTA = Costo total/toneladas rotas Ejercicio: Cálculo de costos Perforación . vacaciones truncas.. se divide entre las labores a su cargo durante la guardia y en el caso del afilador de barrenos. Estos porcentajes pueden variar.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 10.300 Vída útil.. 9.Costo de Mecha de Seguridad = Longitud total de Mecha de Seguridad * costo/metro = (m/tal * No. 14.. administrativos. se considera el 100%. en base a modificaciones expresas (bonos de producción.Nota: En el caso del perforista y su ayudante.. convenios.Costo de Fulminantes Simples No.. sobretiempos. etc. = 10% del total de los costos anteriores. 11 $/gdia 15 .43 horas Horas totales de lavado del frente: 0.015))/((1 + 0.17 horas Horas totales de afilado de barrenos: 6 horas Barrenos afilados por guardia: 40 Costo de agua: 0.26 % del salario Costo dinamita 7/8” * 7” * 65%: 0.224 lt/gdia Consumo agua para afilado barrenos: 540 lt/gdia Solución: 1..b.16 CFM Consumo aire para afilado a cota de trabajo: 38.1))] a = 55.70 $/gdia = 0.50 Afilador $ 5.00 ( 8 labores) Sobrestante $ 10. 26 días 1 día.Costo de adquisición $ 2.00 ( 72 labores) Superintendente $ 20. 60 meses Barrenos Integrales Patero $ 89 Seguidor $ 107 Total $ 196 Tasa de interés: 1.Perforadora: a = 3 300[((1 + 0. 2 guardias (excepto Afilado de Barrenos) Costo Aire Comprimido: 0.25 CFM Consumo agua para perforación: 6..Afiladora: a = 2 200[((1 + 0.a.36 $/m Longitud de mecha por taladro: 2.21/(1 mes * 26 dias/mes * 2 gdia/día) 1.15 $/gdia * (2 barrenos/40barrenos/gdia) = 3.015))/((1 + 0.10 m Toneladas rotas por disparo: 30.354 lt/gdia Consumo agua lavado frente: 1.42 $/cartucho Costo fulminante simple No.015)20 .000008 $/lt Salarios: Perforista $ 5. 6: 0.Amortización 1.015)60 .5% mensual 1 mes.015)60 * 0.0010 $/pie 3 Horas totales de perforación: 3.32 $/unidad Costo mecha de seguridad: 0.87 $/mes a = 55.015)20 * 0..33 TMS Cartuchos por taladro a cargar: 5 Taladros a cargar: 27 Consumo aire para perforación a cota de trabajo: 391.00 Capataz $ 7.200 Vida útil.50 Ayudante $ 4.15 $/gdia a = 2.00 (100 labores) Beneficios sociales e Indemnizaciones: 82. 21 $/mes a = 192.1))] a = 192.87 $/mes/(1 mes * 26 Gdia/mes * 1 gdia/día) = 2.00 ( 24 labores) Jefe de Mina $ 15. 53 horas = 82.Depreciación 2.25 pie3/min* 0.300 $)/(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) 2..54 $/gdia = 0.2789 * (2/40) 1.Afiladora: D = (0.5801/71 Superintendencia 0..000008 $/lt = 0.Afiladora: M = (2.2789 $/gdia 1..17 $/gdia 3...000008 $/lt = 0..-Perforadora: D = (0.16 pie3/min * 0.Costo de agua para lavado frente perforación = 1.c.0081 $/gdia 0.9986 $/gdia 8.b.Mantenimiento 3.b.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).0640 $/gdia = 2.Costo de agua de perforación = 6.000008 $/lt * (2 barrenos/40 barrenos/gdia) = 0..200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día) = 0.0058 $/gdia 0.0002 $/gdia 6..01 $/gdia 5.Costo de aire comprimido para afilado de barrenos = 38.Costos de implemento de seguridad Perforista Ayudante Capataz 0.80 * 2.07 $/gdia 4.05 $/gdia 5.a.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 6 horas * (2 barrenos/40 barrenos/gdia) = 0. 2.Costo de agua para afilado de barrenos = 540 lt/gdia * 0.a.5801/8 Sobrestante 0.69 $/gdia 5...80 * 3.200 $ * 2/40)/(60 meses * 26 días/mes * 1 gdia/día) 3.Costo de aire comprimido 4.2789 $/gdia 0.0242 $/gdia 0..354 lt/gdia * 0.0725 $/gdia 0.a.5801/24 Jefe de Mina 0.Perforadora: M = 3....a.85 $/gdia 4.Costo de agua 5.b.300 $ /(20 meses * 26 días/mes * 2 gdia/día) = 2.b.06 $/gdia = 3..244 lt/gdia * 0.5801/100 Afilador 1.Costo de aire comprimido para perforación = 391.Costo de salarios 16 .Costo de herramientas y accesorios para perforación y voladura Se halló anteriormente = 1.0010 $/pie3 * 60 min/hora * 3.7324 $/gdia Nota: Se halló anteriormente 7. 60 $/gdia 14.Intervalo de afilado .Costo fulminante simple No.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 17 .03 $/gdia 13..32 $/fulm.60 $/gdia 8.9266 4.9266 5 * 1.9266/24 15 * 1.5 * 1.39 $/gdia = 21.Vida de servicio Manguitos Adaptadores Vida de servicio . = 8.7881 + 22.9266/8 10 * 1.Intervalo de afilado .Perforista Ayudante Afilador Capataz Sobrestante Jefe de Mina Superintendente 5.64 $/gdia 12.Perforadoras neumáticas .77 $/gdia SUBTOTAL = 226.Vida de servicio Brocas de pastillas ..* 0.79 $/gdia 9.80 $/gdia 0.20 $/TMS VIDA DE ACCESORIOS DE PERFORACION ACCESORIO Barrenos integrales .5 * 1.33 TMS/gdia = 8.Costo de dinamita = 5 cart/tal * 27 tal * 0.Intervalo de afilado .9266/72 20 * 1.Intervalo de afilado .63 $/gdia/30.Costo de otros (varios) = 10% de costos anteriores = 22.48 = 248.COSTO TOTAL = 224.Costo mecha de seguridad = ((2.Vida de servicio Varillas extensibles .10 m/tal * 27 tal) + 1 m) * 0. 6 = 27 fulm.9266/100 10..67 $/gdia 0.40 $/gdia 0..Costo de barrenos = (196 $ * 135 pie/gdia perforad)/1400 pie VU = 18.9266 * (2/40) 7 * 1..69 $/gdia 0.48 $/gdia 1.Vida de servicio Diámetro menor de 57 mm .90 $/gdia 10.70 $/gdia 11..42 $/cart = 56.36 $/m = 20.Vida de servicio Brocas de botones Diámetro menor a 64 mm .63 $/gdia COSTO/ TONELADA = 248. (*) ESTIMATED MAXIMUN PULLDOWN (= 810 * diameter²) Diameter (in) 5 7/8 6 6¼ 6¾ 7 7/8 8¾ 9 9 7/8 Max Pulldown (lbs) 27.906 50. Solución Vida tricono = (28. (pág. pulgadas E = Empuje sobre la roca.A.063 (*) Datos tomados del Catálogo de Ferreyros S.174 m Las barras estabilizadoras suelen tener una vida media de 11. Brocas de plaquitas tipo cincel  Intervalo entre afiladas  Duración en servicio Brocas de botones  Intervalo entre afiladas  Duración en servicio 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 q.988 Diameter (in) 10 5/8 11 12 ¼ 13 ¾ 14 ¾ 15 17 ½ Max Pulldown (lbs) 91.A. 60) Vida Util de la Broca Tricónica Vida del tricono = (28.226 182.250 248.Partes de la Broca Tricónica: Ver gráficos adjuntos r.140 * 91.958 29.Selección de un Tricono 18 . empuje sobre la roca de 39. m/hora N = Velocidad de rotación.1.016 65.55 * 39-1. RPM Ejercicio Hallar la vida del tricono de 9 pulgadas de diámetro.140 * D1.233 62..141 176.67 * 3 * 34)/60 = 3.010 121.441 98. miles de libras Vp = Velocidad de penetración.641 36. velocidad de penetración de 34 m/hora y velocidad de rotación de 60 RPM.610 78.000 libras.000 metros.000 a 30.55 * E-1.160 31.551 153..67 * 3 * Vp)/N Donde: D = Diámetro del tricono. . Compresión/5) * D La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula: RC = EJ * 5. lb/pulg El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula: EP = (Resist.610 lb EJ = 65.El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente: EM = (810 * D2 /9).000 lb/pulg2 (206. pie/min K = Tiempo de cambio/colocación de varillas. 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 19 .290 lb/pulg EP = (30..000 lb RC = 7.Capacidad de producción ( C ) C = (60 * F * N * e)/(F * B/S) + K + (F/V) 3. min B = Tiempo medio de cambio de broca por otra. 50 a 85 % V = Velocidad de perforación.000/5) * 9 = 54. 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.Taladros perforados por hora = C/F Donde: F = Profundidad del taladro.Número de perforadoras ( N ) N = (F * e)/(V * K) 2..290 * 5 = 36.Cálculos 1. min S = Longitud media perforada por cada cambio de broca. lb El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D . Hallar los empujes y la resistencia.3 MPa) PERFORACION HIDRAULICA.450 lb/pulg2 (251.8 MPa). pie/tal e = Eficiencia del operador. Solución: EM = 810 * 92 = 65.610/9 = 7.. f. Tiempo total de perforación por guardia ( TT/Gdia ) TT/Gdia = tal/hora * L/V * % Donde: L = Longitud media de los taladros...75)/(7 * 0.75)/(3 * 1. pies 8.77 tal/hora 4.Porcentaje de uso del jumbo ( % ) % = TE/Gdia/TP/Gdia Donde: TE/Gdia = Tiempo efectivo de perforación por guardia 7.8 + (7/3) = 75. pulg.Tiempo de cambio/colocación de varillas 1. pie/min V = (2 * VR * T)/(A * E) Donde: VR = Velocidad rotacional.Velocidad de penetración ( V ) V = pies perforados por guardia/pies perforados por minuto..38/7 = 10. cambio barrenos.Tiempo efectivo de perforación ( TEP ) TEP = longitud total de perforación por guardia/pies perforados por minuto. reparación.Tiempo programado por guardia (TP/Gdia) TP/Gdia = Sumatoria de tiempos de perforación. tiempos improductivos.. hora/gdia 6. lb-pie/pie al cubo 5.38 pie/hora Taladros perforados por hora = 75..97 = 1 perforadora (Jumbo de un brazo) C = (60 * 7 * 1 * 0.. C y taladro perforados por hora Solución: N = (7 * 0.Pies perforados por guardia (Pie/gdia) Pie/gdia = V * TEP 20 .5 min Hallar N. RPM T = Torque aplicado.8 min Longitud de taladros por cambio de broca 230 pies Tiempo medio de cambio de broca 1. mantenimiento.75/230) + 1. al cuadrado E = Energía específica.8) = 0. cambio de brocas. lb-pie A = Area del taladro. min/gdia 9. m VP = Velocidad de penetración. m e = eficiencia del operador. m/hora LV = Longitud de la varilla.Equipos g. Trabajan en interior mina y en superficie. son inamovibles.5 a 3 min Lb = Metros de barreno por cada broca.8 g.1.5 a 0. Son conocidos los Wagon drill o Uper drill ( sobre llantas ) y los Crawler drill ( sobre orugas ).. La fuerza de propulsión es neumática.Producción de Jumbo Pj = (60 * LV * Nb * e)/((LV * tb/lb) + tm + LV/VP)) Donde: Nb = Número de brazos por operador Pj = Producción del jumbo/operador.. Existen modelos que una vez asegurados los brazos de posicionamiento.10. 1. 1 a 2 min Tb = Tiempo de cambio de broca... movimiento de la deslizadera y emboquillado. eléctrica (hidráulica) o diesel.Número de brazos Nb = (Lv * e)/(VP * tm) 12.Truck drill O vagones (carretones) de perforación mecanizada montados sobre llantas u orugas.. Cálculos Velocidad de penetración VP = (43 * Pm1/2 * dp2)/Rc *(35/(RC + 1) *D2 * D1/D) Donde: 21 . que pone en funcionamiento los sistemas hidráulicos Trabajan con perforadoras drifter y barrenos integrales o varillas de extensión. 0.Eficiencia de perforación (e) e = (TP/Gdia – TEP) * 100/TP/Gdia Cálculo de número de brazos y Producción 11. Toda la unidad está accionada por aire comprimido. Algunos modelos cuentan con cabrestante para efectos de ángulo de trabajo del brazo guiador y elevación de las barras de perforación. Pueden perforar taladros verticales o inclinados (hacia arriba o hacia abajo) de 1 hasta más de 4 pulgadas de diámetro y longitudes mayores de 10 metros. Pueden trabajar con DTH. m/hora Tm = Tiempo de sacar varilla. 6 Donde: Va = Velocidad ascencional.80 2. pulg RC = Resistencia de la roca a l compresión.6 a 0.80 VELOCIDAD MAXIMA m/min 1..8 D = Diámetro del barreno. lb/pulg2 Ejemplo: En una explotación se desea perforar con un diámetro de 9 pulgadas una roca con una resistencia a la compresión de 30.40 22 .1416 * D2 * Ev Donde: VP = Velocidad de penetración.8 MPa).3 MPa) d.Cálculos d.1.Selección de un Tricono El Empuje Máximo sobre un tricono viene dado por la expresión siguiente: EM = (810 * D2 /9).2. = Presión del aire a la entrada del martillo. (lb/pulg 2)/100 Velocidad de Penetración según el Bureau o f Mines VP = (48 * PM * Re)/(3..000/5) * 9 = 54.Velocidad ascensional del detritus Va = (573 * Pr)/(Pr + 1) * Dp0.10 2. pulg D = Diámetro del barreno. gr/cm3 Dp = Diámetro de la partículo.m. lb El Empuje por unidad de diámetro se halla con la siguiente relación: EJ = EM/D . lb/pulg 2 dp = Diámetro del pistón.610 lb EJ = 65. cm Ev = Energía específica por unidad de volumen. cm/min PM = Potencia de la perforadora.000 lb/pulg2 (206. Solución: EM = 810 * 92 = 65. mm VELOCIDADES ASCENSIONALES RECOMENDADAS TIPO DE ROCA Blanda Media Dura VELOCIDAD MINIMA m/min 1. m/hora P.50 1.000 lb RC = 7. Hallar los empujes y la resistencia.290 * 5 = 36.290 lb/pulg EP = (30. 0. m/min Pr = Densidad de la roca. Compresión/5) * D La resistencia a la compresión máxima de la roca se halla con la fórmula: RC = EJ * 5.20 1.450 lb/pulg2 (251. kgm/cm3 d.610/9 = 7.VP = Velocidad de penetración. kgm/min Re = Rendimiento de transmisión de energía.. lb/pulg El Empuje que debe proporcionar la perforadora se calcula a partir de la fórmula: EP = (Resist. .000 37. m d = Diámetro de la barra.5 Donde: K = Constante de la formación rocosa (Tabla) 23 .Potencia de rotación HPr = (Nr * Tr)/5. pulgadas EMPUJES LIMITES RECOMENDADOS DIAMETRO TRICONO pulgadas 5 1/8 6¼ 6¾ 7 7/8 9 9 7/8 12 ¼ EMPUJE LIMITE libras 21.4.000 79.. lb-pies Cuando no se conoce el Par de rotación: HPr = K * Nr * D2.3. libras RC = Resistencia a la compresión de la roca. RPM Tr = Par de rotación.6. m d..Empuje sobre la roca Em = 28. TIPO DE ROCA Blanda Media Dura VELOCIDAD DE ROTACION RPM 75 – 160 60 – 80 35 – 70 d.5 * E1. MPa D = Diámetro del tricono.5 * RC * D Donde¨ Em = Empuje mínimo.d.000 121.000 65.000 31..27 Donde: Ab = Area de la corono circular entre la barra y la pared del taladro. HP Nr = Velocidad de rotación. m2 D = Diámetro del taladro.Velocidad de rotación La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación hasta un límite impuesto por la evacuación de los detritus.5.000 50.Caudal de aire necesario Qa = Ab * Va = Va * (D2 – d2)/1.000 d.250 Donde: HPr = Potencia de rotación. improductivos..Tiempo de demoras en la perforación = 8 hora/gdia – TT/Gdia. ton/disparo 24 .10-5 6...10-5 4. etc..10-5 12. Taladros * longitud c/taladro)/(veloc.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 P’ = Avance del tricono por cada revolución d. * e). min/gdia 6. % 3.Tiempo total de perforación por guardia (TT/Gdia) TT/Gdia = (Num. m/min 4.10-5 d.Tiempo total de perforación por taladro (TT/tal) TT/tal = Tiempo perforación por taladro + tiempo recuperación del varillaje.10-5 10.perforac. min/tal 2../tal.Cálculos de perforación 1.7..5 210 476 CONSTANTE K 14. reparación.Tonelaje roto a extraer por disparo = ancho * longitud * profundidad efectiva taladros * p.8.Velocidad de perforación ( V ) V = Longitud media del taladro/tiempo total de perforac.. min/gdia 5.Eficiencia en función al tiempo ( % ) % = (8 hora/gdia – tiempo de mantenim.9.)/8 hora/gdia.CONSTANTE DE FORMACION ROCOSA ROCA Muy blanda Blanda Medio blanda Dura Muy dura RESISTENCIA A LA COMPRESION MPa 17.Vida útil del tricono VUt = Vp * Horas de duración cojinetes d...e.. HP RR = Resistencia al rodamiento. así como los tiempos de rastrillado.01 S = Velocidad.rastrillado o de rastrillado. 12. etc.131. lbs GR = Resistencia de la gradiente.Cálculos de rastrillaje 1. 15 Profundidad media de los taladros incluyendo sobreperforación.00 m Tiempo de perforación por taladro 16. descarguío.) del mineral 2.23 Ton rotas = 12 * 20 * (12.10 min Peso específico (p. cambios de dirección y tiempos muertos. carguío. refrigerio. La finalidad es principalmente. 0. se tienen los siguientes parámetros: Número de taladros perforados/odia.1 m Sobreperforación 2.73 m/min 374 min/gdia 1.83 = = = = = = 17.Cálculo de trabajo efectivo o útil Este trabajo debe efectuarse en el tajo.10 + 1.6875 Tiempo demoras perforación = 8 – 6. reparación.73 * 0. retorno.10 % = 8 – 12.Ejercicio: En un tajo abierto.5/8 V = 12. la perforación de un banco de 12 m * 20 m de sección...5/17.5 horas/gdia Hallar los resultados con las fórmulas descritas.95 Eh = Eficiencia de impulso hidrostático.75 % 0. lbs = U * W * 0.83 Tiempo de recuperación columna de perforación 1.20 min/tal 68.5/0. Solución: TT/tal = 16.10 min/tal Tiempos de mantenimiento. 0.60 ton/disparo d. 2.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. sea en trabajos de perforación .e.75 d.5 – 2) * 2. 80 a 500 pie/min Em = Eficiencia de impulso mecánico.77 horas/gdia 7.80 a 0.50 a 0. 25 .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.. controlando los tiempos de las actividades durante la jornada. conocer el tiempo real dedicado al rastrillaje en sí. lbs = % * W * 0. trasalados.20 TT/Gdia = 15 * 12. 00 minutos 3. min Es conveniente tener presente que los fabricantes regulan la velocidad de sus rastrillos en condiciones ideales. 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.Cálculo de longitud total de recorrido Lt = (2 * dr) + (t *VR) Donde: Lt = Longitud total de recorrido.20 minutos 0.18 minutos 1. min 26 . min tr = Tiempo medio de retorno vacío. 3..Cálculo de velocidad real de rastrillado VR = ((dr/ta) + (dr/tr))/2 Donde: VR = Velocidad real o media de rastrillado. pie/min t = Tiempo que demora el carguío. pies Vr = Velocidad real de rastrillado.28 minutos 20 TMH 50 TMH 2. 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. pie/min dr = Distancia de recorrido del rastrillo. Pikrose Company Limited fija para su winche de 30 HP una velocidad de 190 pie/min.90 minutos 0. descarguío y cambio de direcciones. pies dr = Distancia media de rastrillado. pie ta = Tiempo medio de acarreo de mineral..Los resultados en general son promedios de varios controles y de diferentes labores de rastrillado. 17 27 . Dato del cálculo No.73 104.29 CR en ton/hora = 50/5.73 * 18. 1 5.70 5.18 * 159..28 CR en ton/viaje = (50/5.6) + (0..6 pies Peso específico del mineral. 1. = Peso específico del mineral 35.75 CR en pie3/viaje (0.96 Demás datos se encuentran en cálculo No. 1 TE = Trabajo efectivo de rastrillado.80))/2 Lt = (2 * 147.29 0.52 Donde: p.6/1.48/2.28 CR en NV/gdia = 50/0.Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/viaje pie3/viaje = ((ton/viaje)/p.96) * 35.e.52 = Constante para transformar m3 a pie3 8.48 8.34 pie/min 323. Se halló en cálculo No. 2.6/0. hora/gdia 6.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.88 pies 18.e.Cálculo de la capacidad del rastrillo en pie3/hora pie3/hora = (pie3/viaje) * (Nv/hora) 9.74 104...) * 35.4. Dato de cálculo No.75)/18... 1 Solución: VR = ((147.32 CR en pie3/hora = 5.Cálculo de la capacidad del rastrillo en viaje/guardia NV/gdia = (ton/gdia)/(ton/viaje) = (NV/hora) * TE Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Distancia de recorrido del rastrillo. 45 m ó 147.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.34) NV/hora = 60/3.Cálculo de la capacidad del rastrillo en ton/hora Ton/hora = (ton/gdia)/TE 7.48 = = = = = = = = 159.10) + (147. en el caso de rastrillo tipo cajón. lbs fcr = Coeficiente de fricción cable .7 a 2. es 20% del peso del rastrillo.75 = 105.. lbs Wr = Peso del rastrillo y de los accesorios.6 para material < 18” 1.32. 45 a 80% fm = Coeficiente de fricción del mineral 0.e. lb/pie 3 e = Eficiencia por condiciones de trabajo.e.2046)/35.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.roldana. 1.1 a 1.Cálculo del esfuerzo de tracción del rastrillo con carga Etc = (Wr + Wm) * fcr Donde: Etc = Esfuerzo de tracción del rastrillo con carga. lb/pie 3 = (p.5 para No metálicos 0.1 a 1..17 e. lbs Wm = Peso del material rastrillado..2 a 0.3 para material < 10” 1.e. pie3 p.Cálculo de resistencia del rastrillo al desplazamiento Rr = Wr * fr Donde: Rr = Resistencia del rastrillo al desplazamiento.Cálculo de winches 1.29 * 5.4 para No metálicos 0.ó también = 18.Cálculo de resistencia del material al desplazamiento Rm = Wm * fm. = Peso específico del mineral. * e ct = Capacidad del rastrillo. Fr = Coeficiente de fricción del rastrillo 0. lbs Wm = ct * p.7 4.7 para Metálicos 3.7 para Metálicos 2.0 para material > 18” 28 . 1. * 1 000 * 2.5 a 0. lbs Wm = Peso del material rastrillado. lbs El peso de los accesorios... lbs Donde: Rm = Resistencia del material al desplazamiento.4 a 1. 96 Eficiencia por condiciones de trabajo. milla/hora = (pie/min * 60 min/hora)/(3.. 0.. dividida por el tiempo. 2. HP VR = Velocidad real de rastrillado.87 Tiempo = Relacionado a 1 hora de trabajo. Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Capacidad del rastrillo. 1.Cálculo de potencia de marcha de rastrillo con carga HPc = (Etc * VR)/(375 * e) Donde: HPc = Potencia de marcha del rastrillo con carga. intensidad de electricidad que pasa por el conductor.8 Voltaje.9 6.8 pie3 (hallado anteriormente) Peso específico del material.. generalmente 0. 90 Amp 29 . 440 V Amperaje. 80% Peso del rastrillo tipo cajón. 6.32 m/milla) 375 = Constante para transformar a HP e = Eficiencia del motor eléctrico. V I = Amperaje.roldana. 0.5. KWH Potencia = Fuerza eléctrica absorbida por el motor del winche.6 Eficiencia del motor eléctrico.6 a 0.Cálculo de potencia de marcha durante el llenado del rastrillo HPll = (Etll * VR)/(375 * e) Donde: VR = velocidad real de rastrillado.3 Coeficiente de fricción del material. KW = (3 * V * I * cos  * e)/1 000 V = Voltaje o tensión.7 Coeficiente de fricción cable .28 * 1 609. 1. 800 lbs (según tabla) Coeficiente de fricción del material. milla/hora 7.Cálculo de consumo de energía eléctrica E = Potencia * Tiempo Donde: E = Consumo de energía eléctrica por hora. Amp cos  = Parámetro eléctrico. 0. * e) = (6.7 Rr = Wr * fr Wr = 800 + 160 = 960 lbs Rr = 960 * 0.2046 * 0.8 * 2.0 $ (6 labores) Jornal Jefe de Sección = 10.10 * 0.8) E = Potencia * Tiempo Potencia = (3 * 440 * 90 * 0.16 * 1.8)/35.8)/1 000 = 47.8) VR = (159.74 * 1 = 703.8) HPll = (3 144.87 * 0.57 lbs = 576 lbs = 2 554.28 * 1 609.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.32 = 1 005.3 Etll = (1 005.16 lbs = 15.hora HPc = (2 554.6 Etc = 960 + 1 005.81 milla.74 KW Tiempo = 1 hora E = 47.97 HP = 47.8 $ Jornal Ayudante de Winchero = 4.74 KWH Costo de energía eléctrica = 0. c/u c/u m m m c/u c/u c/u m 1 1 50 100 80 2 6 6 6 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 1 mes = 26 días 1 día = 2 guardias Horas efectivas de rastrillado = 5.04 $/KWH Tasa de interés mensual = 1.8 $ Jornal Capataz = 8.96 * 1 000 * 2.63 lbs = 3 144.10 + 960) * 1..Solución: Rm = Wm * fm Wm = (ct * p.10) * 1.63 * 1.81)/(375 * 0.8% Jornal Winchero = 5.10 lb/pie3 Rm = 1 005. Cant.81)/(375 * 0.32) = 1.00 $ (40 labores) Jornal Jefe de Mina = 15 $ (80 labores) 30 .41 HP = 18.74 KWH f.00 $ (18 labores) Jornal Sobrestante = 12.6 HPc = (Etc * VR)/(375 * 0.75 horas Ton/gdia rastrilladas = 50 TMH Consumo de energía eléctrica = 47.e.34 * 60)/(3. 72 $/gdia = 0.018)/((1.1)] = 48.1)] = 44.8)/(12 * 26 * 2) Cable riel D = (520 * 0.018)72 .018)/((1. Amortizaciones Winche a = 2 100[((1 + 0.67 $/gdia Cable eléctrico D = (1 500 * 0.83 $/mes a = 44.8)/(30 * 26 * 2) = 0.8)/(12 * 26 * 2) = 0.018)12 * 0.1)] = 21.83/(1 * 26 * 2) = 0.45 $/gdia Rastrillo D = (500 * 0.8)/(72 * 26 * 2) = 0.1)] = 37.57/(1 * 26 * 2) Cable eléctrico a = 1 500[((1.62 $/gdia = 0.018)30 .018)/((1 + 0.1)] = 52.8)/(24 * 26 * 2) = 0.32 $/gdia Roldanas D = (280 * 0.47 $/mes a = 14.8)/(72 * 26 * 2) = 0.018)24 .018)72 .33 $/mes a = 37.018)/((1.018)30 * 0.018)12 .018)12 .01 $/gdia Rastrillo a = 500[((1.18 $/gdia 31 .018)/((1.72/(1 * 26 * 2) = 0.33/(1 * 26 * 2) Roldanas a = 280[((1.018)24 * 0.57 $/mes a = 48.72 $/mes a = 21.018)12 * 0.018)72 * 0.1)] = 14.018)/((1.42 $/gdia Cable tractor a = 480[((1.27 $/mes a = 52.86 $/gdia Cable riel a = 520[((1.87 $/gdia = 0.Jornal Superintendencia = 20 $ (170 labores) Solución: 1.018)72 * 0. Depreciaciones Winche D = (2 100 * 0.47/(1 * 26 * 2) = 0.28 $/gdia 2.27/(1 * 26 * 2) = 1.26 $/gdia Cable tractor D = (480 * 0. Cuñas = 3/(1 * 26 * 2) = 0.06 $/gdia 6. Mantenimientos: Winche M = 2 100/(72 * 26 * 2) = 0.8 * 1.11 46.56 $/gdia Rastrillo M = 500/(30 * 26 * 2) = 0.8226/6 10 * 1.8226/18 12 * 1.77 $/gdia Cable riel M = 520/(12 * 26 * 2) = 0.8226 4.21 $/gdia = 23.04 $/KWH * 5.01 $/gdia 0.43 $/gdia 1.03 13.40 $/gdia Roldanas M = 280/(24 * 26 * 2) = 0.16 2.06 0.75 horas = 13.57 $/gdia 8.8226/170 10.3.10 0. Jornales Winchero Ayudante Capataz Jefe de Sección Sobrestante Jefe de Mina Superintendente 5.8 * 1.55 $/gdia 0.03 $/gdia 7.86 $/gdia SUBTOTAL: Amortizaciones Depreciaciones Mantenimientos Cáncamos Cuñas Cable usado Energía eléctrica Jornales 4.8226 8.83 $/gdia Cable eléctrico M = 1 500/(72 * 26 * 2) = 0.11 $/gdia 8.75 $/gdia 2. Cable usado (estrobo) = 4/(3 * 26 * 2) = 0.12 $/gdia 5.12 0.0 * 1.8226/40 15 * 1. Energía eléctrica = 57 KWH * 0.44 $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/gdia $/odia 32 .32 $/gdia Cable tractor M = 480/(12 * 26 * 2) = 0.8226/80 20 * 1.22 $/gdia 4.34 $/gdia 0. Cáncamos = 6/(1 * 26 * 2) = 0.50 3. .. min 4.. 3. También puede hallarse. estado de la máquina.69 $/gdia COSTO TOTAL = 51. min Donde: CRC/CRP = Relación de cucharas necesarias para llenar el carro. dado por el fabricante. fragmentación.Capacidad real del carro CRC = (CTC * fll)/fe. t1 = Duración promedio del ciclo carguío . Oscila entre 1.descarguío de cada cuchara.63 $/día COSTO/TON = (51. etc..5 y 0. Puede hallarse: ancho * longitud * altura * factor de corrección geométrica fll = Factor de llenado. vaciado y transporte de regreso vacío del convoy. dado por el fabricante.Tiempo de carga de cada carro Tcarro = ((CRC/CRP) * t1) + t2.5. min Donde: n = Número de carros del convoy t3 = Tiempo promedio del ciclo transporte con carga.8. sirve para determinar el tipo de pala en función a la capacidad del carro. min t2 = Duración promedio de cambio de carro lleno por vacío.. etc.03 $/TON e.Convoy transportado por hora 33 .63 $/gdia0/(50 TMH/día) = 1. es decir el contenido de vacíos entre partículas.Cálculos de Paleado Mecánico 1.. Ejemplo: V40 significa carro en V de 40 pie 3 de capacidad teórica.Capacidad real de la pala CRP = (CTP * fll)/fe Donde: CTP = Capacidad teórica de la pala. que depende del grado de fragmentación. Oscila entre 0. 2. grado de humedad. fe = Factor de esponjamiento del mineral.Tiempo de carga. Otros 10% de los costos anteriores = 4. Se considera en todo cálculo similar para hallar el volumen a transportar.1 a 2.9. min 5. m3 Donde: CTC = Capacidad teórica del carro. transporte y descarga del convoy Tconvoy = Tcarro * n + t3. pericia del operador. Está dado por el peso específico. 80 Factor de esponjamiento.5 horas Número de carros del convoy.6 CRP = (0. TE = 4.81 * 1. adimensional 8.5 f.69 = 3.Convoy transportado por guardia Convoy/guardia = Convoy/hora * TE Donde: TE = Trabajo efectivo de la pala.8 Solución: CRC = (0.198 m 3 Tiempo carguío . horas 7. 1. Peso específico del material..7 * 8) + 12 Convoy/hora = (60 * 73.e. 8 Factor de utilización de la pala.Tonelaje transportado por hora Ton/hora = CRC * p. t2 = 2 min Tiempo transporte y vaciado.81 * 4.97 * 0.85. 0.91 m Factor de corrección geométrica.Convoy/hora = (60/Tconvoy) *  Donde: 60= minutos/hora  = Factor de utilización de la pala considerando los tiempos muertos por chequeos.80)/1.80)/1.81 = 39.91 * 0.69 * 8 Ton/gdia = 8. 6.11 = 8. Oscila entre 0.6 min = 0. * Convoy/hora * n Donde: p.5 Ton/hora = 0.85 Convoy/gdia = (0.97 m altura = 0.10) * 1) + 2 Tconvoy = (7.e.6) * 0..5 a 0.57 * 2.755 * 0.57 m3 = 0.7 min = 73. 0.6 Tcarro = ((0.Cálculo de costos de paleado mecánico Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: = 0. instalación de la línea riel. t1 = 1 min Tiempo cambio de carro vacío por lleno.Tonelaje transportado por guardia Ton/gdia = Ton/hora * TE Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Carro minero con dimensiones interiores: ancho = 0.descarguío de la cuchara.60 Pala mecánica con capacidad de cuchara de 0. descansos. viaje del convoy.81 m longitud = 1.198 * 0.57/0. 2.69 * 4.. etc.85 Peso específico del mineral.. t3 = 12 min Tiempo efectivo de trabajo. 0.10 m3 = 7.775 Factor de llenado.8 * 0.65 34 . Energía neumática Consumo a cota considerada * F F = (14.015)/(1. $ 10 (18 labores) Salario del Sobrestante. $ 4. Mantenimiento: = 9 200/(120 * 26 * 2) = 1. 39.55 = 247 * 1.57 $/gdia 7.8226/40 15 * 1.n.01 $/gdia 0. $12 (40 labores) Salario del Jefe de Mina.01 $/gdia = 22. 247 pie 3/min Costo de aire comprimido.42 $/gdia 1. Depreciación: = (9 200 * 0.2 * 1. Salarios Operador Ayudante Capataz Jefe de Sección Sobrestante Jefe de mina Superintendente 5.015)120 -1)] = 165.18 $/gdia 3.27 $/gdia 2.8226/18 12 * 1. $ 5.Costo de Pala EIMCO 21 incluido accesorios. 2 Tonelaje cargado por día.34 $/gdia 0.47 $/gdia 4. $ 8 (6 labores) Salario del Jefe de Sección.85 * 60 * 0.65 Salario del Operador de la Pala. 0. $ 20 (170 labores) Solución: 1. 26 Guardias por día.23 $/gdia 35 .85 pie3/min Costo/gdia = 382. 85 psi Consumo de aire al nivel del mar. Presión manométrica a cota de trabajo.0 * 1.8226/170 10.55 $/gdia 0. 4.8226 4. Amortización: = 9 200[((1.77 $/mes = 165.m.56 $/gdia 2.5 horas Cota de trabajo.689 + 85) F = 1.5 5. $ 15 (80 labores) Salario del Superintendente.s.21 $/gdia = 31. 10 años Tasa de interés.8226/80 20 * 1.77 $/mes/(1 * 26 * 2) = 1.80)/(120 * 26 * 2) = 1. 4 500 m.0003 * 4.8226/6 10 * 1.947))/(8.20 Salario del Capataz.5% mensual Horas efectivas de trabajo.8226 8.015)120 * 0.0003 $/pie 3 Días de trabajo por mes.77 $/gdia SUBTOTAL = 56.55 = 382.689 * (85 + 8.947 * (14.80 Salario del Ayudante. $ 9 200 Vida útil.8 * 1. 1. reparación.cálculos Ciclo de operación pala (COP) COP = (T/ciclo)/(número de ciclos pala). averías. 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. falta de vehículos.33 $/gdia COSTO/TON = 63.60 $/TON PALAS HIDRAULICAS FRONTALES d. seg/cuchara T/ciclo = T1 + T2 + T3 + T4 Donde: T1 = Tiempo de carga de cuchara T2 = Tiempo de giro para descargar T3 = Tiempo de descarguío T4 = Tiempo de giro retorno Número de ciclos pala = ciclos durante la guardia Eficiencia de operación (E) E = (Tiempo/ciclo)/(Tiempo/ciclo + t1 + t2 + t3 + t4 + t5 + t6) Donde: t1 = Tiempo de acomodo y separación del material t2 = Tiempo de desquinche de talud t3 = Tiempo de cambio de posición t4 = Tiempo de limpieza del piso por el tractor t5 = Tiempos perdidos en otros factores improductivos t6 = Tiempo de espera para cargar el siguiente volquete Número de volquetes cargados/gdia (NV/gdia) NV/gdia = (Tiempo de operación asignado – tiempos muertos)/tiempo de carguío/volquete sin tiempos muertos Donde: Tiempo muertos = tiempos de mantenimiento. m3/gdia 36 .33/39.6. etc..65 = 1. Otros 10% de los costos anteriores = 5.62 $/gdia TOTAL = 63. ..5328)/((3330 * 60)/17) = 62.93 volquetes 5..40 volquete 4..Número de volquetes necesarios para operación operación óptima de pala 5. etc.Número de volquetes necesarios para operación óptima de la pala NV = 1 + (18/(3.Eficiencia de trabajo de la pala (E) E = (3330/(3330 + 420 + 85 + 70 + 215 + 150 + 1980)) * 100 = 53.70 * 0.. Ejercicio: En el Tajo abierto de Mina Colquijirca.Rendimiento de la pala Solución: 1. factor de esponjamiento. 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..35 * (M * L)) 37 .Ciclo de la pala T/ciclo = (1300 + 720 + 610 + 700) = 3330 seg/gdia Tiempo/cuchara = 3330/ 110 = 30.27 seg/cuchara 2.Número de volquetes cargados/gdia 4.Ciclo de la pala 2...Número de volquetes cargados por guardia NV/gdia = ((420 – 35) * 0.28 % 3.5328)) = 3.85 = 1881 m³/gdia Presión transmitida al terreno P = W/(Z * N * (L + 0..Eficiencia de trabajo de la pala 3. peso específico del mineral..Donde e = eficiencia de la cuchara. que depende de factor de llenado.Rendimiento de la pala R = 62 * 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: 1.27/0. TC 3. Esfuerzo tractor necesario En = (PL * (Rr + Rg)) + (PC * (Rr + Rg)) Donde: En = Fuerza máxima utilizada por la locomotora para efectuar un trabajo.(Rr + Rg))locomotora 4. Número de viajes por guardia NV/gdia = (Horas efectivas de trabajo)/(hora/ciclo) 5. Número de carros Ncarros = (Ton/viaje)/(capacidad carro) 7. TC Pm = Peso del mineral en cada carro. 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. 9. es decir poner en movimiento su propio peso y el peso del convoy. lbs V = Velocidad. milla/hora 38 . sea de la locomotora o de los carros. Peso de la locomotora PL = (PC * (Rr + Rg))convoy/(500 . En la práctica. es decir: Rg = 8 lb/TC para gradiente de 0. se considera 20 lbs/TC por cada 1% de gradiente. lbs PL = Peso de la locomotora. TC 2. Potencia del motor HP = (En * V)/(375 * e) Donde: En = Esfuerzo necesario (vacío o con carga).2.Donde: W = Peso en operación de la máquina L = Longitud entra las ruedas guía M = Longitud de las orugas N = Ancho de las orugas.5% PC = Peso del convoy. Tonelaje por viaje Ton/viaje = (Ton/gdia)/(NV/gdia) 6. Peso del convoy PC = N * (Pc + Pm) Donde: N = Número de carros Pc = Peso de cada carro vacío. TC Rr = Coeficiente de resistencia debido a la fricción o rodamiento de las ruedas con el eje debido al tipo de rodajes con que cuenta.11.4% Rg = 10 lb/TC para gradiente de 0. Rg = Coeficiente de resistencia debido a la gradiente de la vía.Cálculos de Transporte Sobre Rieles 1.. Los parámetros son: Tiempo efectivo de trabajo 6 horas Gradiente de la vía 0. oscila entre 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. lbs 1 760 = Constante para tranformar a watt-hora 9. Fritzche.9 8. ohm Donde: Resistencia de cada eclisa = Resistencia eléctrica de cada eclisa en función al tipo de fijación de la misma: Eclisado por soldadura aluminotérmica despreciable Eclisado por soldadura convencional 30 a 40 ohm Eclisado convencional 200 a 300 ohm 11.90 Velocidad media del tren 9 km/hora Carros con rodajes de bolas Locomotora con rodajes cilíndricos 39 . Tomo I . mm V = Velocidad del tren.7 a 0. 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. lbs 10.Pág. km/hora R = Radio de curvatura. Resistencia eléctrica de eclisado Ohmios = Número de rieles * Resistencia de eclisa.e = Eficiencia del motor. 1: Ore Pass M R WastePass Tolva Del Ore pass. pies En = Esfuerzo necesario de tren con carga. m * Según Tratado de Laboreo de Minas por H. Peralte * Peralte = (5 * V2)/R Donde: Peralte = Pendiente lateral de la vía o diferencia de cota entre las rieles en curvas. 356 Ejercicio No. distante 530 m. Consumo de corriente eléctrica convoy vacío Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760 Donde: En = Esfuerzo necesario de tren vacío. Consumo de corriente eléctrica convoy con mineral Watt-hora = (Distancia * En)/ 1 760 Donde: Distancia = Longitud recorrida. 10)) + (18.58 * (30 + 8))/(500 .20 lbs 40 .58 * (30 . Ton/viaje mineral = 10 * (3.50 TC 4. Corriente eléctrica ciclo = 580.5)) En A-332 = (2 * (10 .68 * (9/1.06 = 22.6% + D 0.68 watt-hora Ejercicio No. Ton/viaje relleno = 10 * (2 300/2 000) = 11.8)) + (18.41 watt-hora 14. Consumo de corriente por ciclo Solución: 1.48)/1 760 = 580.48 lbs 9 Esfuerzo con relleno = (2.27 + 826.(20 + 8) = 2. Calcular los esfuerzos necesarios de cada tramo y finalmente el promedio de todo el trayecto con carga.7 HP 11.28) * 836. el peso del convoy con mineral incluido es de 18.50 TC y posee ruedas con rodajes cilíndricos.9) = 9.68 lbs 10.06 + 25. Corriente eléctrica relleno = ((530 * 2. Potencia motor mineral = (587.5 + 2. NV/gdia = 6/(25/60) = 14.06 * (20 . Corriente eléctrica mineral = ((530 * 3.8)) En 370-332 = (554 + 636 + 185 + 595 + 266)/5 = 554 lbs = 636 lbs = 185 lbs = 595 lbs = 226 lbs = 439.60932)/(375 * 0.Tiempo de cada ciclo (mineral .56 TC 6.5)) + (18.06 * (20 + 8) + (20. Peso tren con mineral = PL + PC PL = (25.58 = 27.5 * (20 + 12)) En C-B = (2 * (10 .5 * (20 * 0.4 2.60932)/(375 * 0.50 * (30 + 8) = 836.8) = 587.8) + (25. Peso tren con relleno = 20.relleno) 25 minutos Hallar: 1) Número de viajes por guardia 2) Peso del convoy con mineral 3) Peso del convoy con relleno 4) Peso del tren con mineral 5) Peso del tren con relleno 6) Tonelaje de mineral por viaje 7) 7.9) = 13. Esfuerzo con mineral = (2. Peso convoy con relleno = 10 * (1 800 + 2 300) = 41 000 lbs = 20. Solución: En 370-D = (2 * (10 + 8)) + (18.315/2 000) = 16.58 TC 3.27 watt-hora 13. Potencia motor relleno = (836.5% - C 0. recorriendo tramos de vía con diferentes gradientes.41 = 1 406.5% + B 0.4% OP 332 A OP 370 0.28) * 587.10)) En B-A = (2 * (10 + 20 * 0.64 5.68)/1 760 = 826. como se muestra en el croquis: 0.86 HP 12.06 TC Ptren = 2.5 * (20 .4% + El peso de la locomotora es de 2 TC y posee ruedas con rodajes cónicos.5 * (20 .48 * (9/1. Peso convoy con mineral = 10 * (1 800 + 3 315) = 51 150 lbs = 25.50 TC 8.5 * (20 +8)) En D-C = (2 * (10 + 12)) + (18.58 TC 7. Tonelaje de relleno por viaje 8) 9) 10) 11) 12) 13) 14) Esfuerzo tractor necesario con mineral Esfuerzo tractor necesario con relleno Potencia del motor con mineral Potencia del motor con relleno Consumo de corriente con mineral Consumo de corriente con relleno 14. 2: Un tren en interior mina transporta mineral desde el OP 370 hasta el OP 332. pernos y clavos rieleros Solución: 1. con ruedas de rodajes cilíndricos. Número de viajes 2. Toneladas por viaje 3.22 m) = 4. Ncarros = (15 * 2 000)/3 000 = 10 4. Número de carros necesarios 4.11 + 0.15 m 4.41 TC = 48” (1. Peso de rieles = 10 m * 100 rieles * 30 lb/yd * 1.04 = 0. A Ore Pass Ore Pass B Hallar: 1.5 = 25.5 TC Ejercicio No. 4: Es una galería recta de 500 m.04 = 100 rieles = 32 820 lbs = 16.5 TC = 24 + 1. la gradiente es 0.Ejercicio No. el ciclo durará 10 minutos. NV = 4/((10min/ciclo)/(60 min/hora) = 24 2. 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. Ton/viaje = 360 TC/24 viajes = 15 3.51 m Trocha 24” (0. Peso del tren con carga Solución: 1. Cantidad de durmientes = longitud vía/separación de durmientes 41 .094 3.61 m) Clavo rielero de 4” Hallar: Cantidad y peso de rieles Dimensiones y cantidad de durmientes Cantidad de eclisas. La locomotora usa rodajes cónicos.25 + 4 Ancho = espesor + 0. Peso tren carga = Pc + PL PC= 10(1 880 + 3 000) = 48 800 lbs = 24 TC PL = (24 * (20 + 10))/(500 .(10 + 10)) = 1. 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.11 m) = 0. Cantidad de rieles = (500 m/10 m) * 2 collera 2.5%. Dimensiones de las durmientes Longitud = 2 * trocha = 2 * 24” Espesor = 0.25” (0.25 + longitud clavo = 0. 28 6.20 6.17 3..22 1.30 ATLAS COPCO Características Carga.00 475 1.25 100 5 180 18145 3. kg Dimensiones.52 12.51 3.50 = 1 000 5. Cantidad de pernos = 98 eclisas * 4 pernos/eclisa = 392 pernos 7.83 5.61 4.40 15.28 1. HP Peso.20 180 ST 7. m Interior Exterior WAGNER EIMCO EIMCO ST 13 912 915 JARVIS JARVIS FRANCE CLARK CLARK LOADER JS 100 E JS 500 CT 500 HE 1 5 0.13 8.63 2.42 40 185 13 300 45050 2.10 12.43 3.46 1.. Cantidad de eclisas = empalmen * eclisa/collera = ((500/10) .80 2. Cantidad de clavos = (durmientes * 4) + (empalmes * 8) = (951 * 4) + (50 * 8) = 4204 clavos .85 6.62 10.48 1.1) * 2 = 98 eclisas 6. m Ancho Altura Longitud Altura de descarga ST 1A 1.17 2.42 2. HP Dimensiones.44 2.3.89 0.80 1. CARACTERISTICAS Capacidad.00 42 .Scooptram Diesel a. transportan y descargan material fragmentado utilizando petróleo como combustible.00 65 ST 2D 3.60 7.66 1.62 2.30 1.40 5.50 300 ST 15 Z 20.36 1. por lo que emiten gases y humos que en muchas minas crean problemas de ventilación. yd³ Potencia.04 2.85 1.11 3.54 2. yd³ Motor.93 5.66 6.Características Son equipos de bajo perfil que cargan.22 1.53 2. TM Cuchara.50 139 ST 700 6.57 2.25 7.52 2.04 2.40 3. MINERIA SIN RIELES 10.50 4.65 2.72 8.11 8.16 2.18 11.69 1.79 2.= 500 m/0.50 3. m Ancho Altura Longitud Radio de giro. 95 1. dado por el fabricante.18 8. etc. etc.26 – 6.p.00 6.1 a 2. m Interior Exterior WAGNER MT 413 30 9 112 11. .Cálculos para Scooptram 1.99 5.04 7. yd³ Potencia.29 8. m Longitud.3.8 fe = Factor de esponjamiento del mineral roto. 2. al estar conformados por 2 módulos unidos por un eje vertical.e.84 4. adimensional fll = Factor de llenado que depende del tamaño del mineral. Sde obtioene del Reprte del Operador.(M + R)) * 100/(h. = Peso específico del mineral. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización de tiempo para el mantenimiento y/o reparaciónmecánico y/o eléctrico.98 4. TMS Volumen cuchara = Volumen o capacidad de la cuchara. m Altura.e.99 6.p.82 5. h. m 3 p.96 20 TM 277 22. estado de la máquina.68 2. pericia del operador.85 2. Tienen una capacidad de maniobra en espacios reducidos y con estrecho radio de curvatura. Capacidad real de cuchara CRC = (volumen cuchara * p. ton Dimensiones Ancho.90 8.34 3.91 1. CARACTERISTICAS Capacidad. Oscila entre 1.42 2. .82 2. 43 .7 ELMAC D 10 4ª 6.1 12 TM 1.5 a 0. es decir espacios vacíos entre trozos.30 7.. grado de fragmentación. Inicialmente se le denominaba Teletram por distintivo de fábrica.55 2.e.10 MT 420 DUX DT 30 30 TM MAN MKA 12. HP Peso.41 9.p.88 . está dado por el p.5 150 9.. m Radio de giro. Tienen una capacidad de traslación cargado en pendientes aún de 25%. luego Dumpers o Volquetes por el volteo posterior de su tolva. Eficiencia mecánica EM = (h.83 1. M = Mantenimiento o tiempo de reajustes en general del equipo. Se obtiene del reporte del operador adjunto. Dumper o Camión) a) Características El camión o volquete de bajo perfil se encuentra íntimamente ligado a los cargadores sobre llantas.84 2. humedad.5. * fll)/fe Donde: CRC = Capacidad real de la cuchara. = Horas programadas para el trabajo del equipo.4 10.M) Donde: EM = Porcentaje de tiempo que toma en brindarle mantenimiento y/o reparación al equipo durante las oras programadas. Oscila entre 0.8.18 2.96 1.Volquete de Bajo Perfil (Teletram. p. TM 44 . servicios y refrigerio. kg Rg = Resistencia de la gradiente. S = Servicios r = Refrigerio M = Mantenimiento R = Reparación 5. h.n. * 100)/h. Este cálculo es tan sólo para determinar el porcentaje de utilización del equipo considerando los tiempos de servicios.o.o. = Horas netas de operación (horas en producción del reporte del operador).p. 3. mantenimiento y reparación.(S + r) Donde: EO = Porcentaje de utilización durante las horas programadas por los tiempos indicados y que se obtiene del reporte del operador. refrigerio.. TM 8. Disponibilidad física DF = (h. * gdia/día * días/mes. 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. Rr = Resistencia de la vía o de la rodadura. Producción por mes Prod/mes = Prod/hora * h. que depende del estado de conservación de la vía. Eficiencia de operación EO = (h. que resulta de dismninuirle los tiempos de mantenimiento.o. tanto mecánica como eléctricamente. Donde: DF = Porcentaje de tiempo de real producción en las horas programadas por el uso físico del equipo. Viajes por hora NV/hora = (60 min/hora * DF)/min/ciclo 7. reparación.p.R = Reparación o tiempo de reparaciones en general.(S + r + M + R)) * 100/ (h. Producción por hora Prod/hora = (CRC * NV/hora) * DF. . . Se obtiene del reporte del operador. Buena 30 kg/ton Aceptable 40 kg/ton 6.n. 4.n. que por convención es 10 kg/ton por cada 1% de pendiente de la rampa. 3 Horas programadas 8 * Mantenimiento 0.75 horas * Horas netas de operación (horas de producción) 3.5% Resistencia de la vía o rodadura.5 * Reparación 1. Aceptable Peso del vehículo (volquete) 10 Ton Peso del material cargado por volquete 13 Ton 45 .Ejercicio: Se tienen los siguientes datos: Volumen de la cuchara LHD 1.85 Factor de llenado 0.9 Factor de esponjamiento 1.68m3 Peso específico de mineral 1.33 * Gradiente 1. 3 2.9)/1. etc.42 min Tiempo de descarguío 0.o) son muy reducidas dentro de la guardia.15 TMS = 76. 44 TMS/hora = 2 327 TMS 9. horas Ejercicio: Un LHD de 2..(0. Prod/hora = 2.15 * 6. EM = (8 .Tiempo de limpieza por guardia = TM a extraer/producción por hora neta.75) * 100/(8 .16 m (2.Tiempo por ciclo = Sumatoria de tiempos de carga. En cada mina y aún en cada labor debe determinarse las velocidades medias de estos vehiculos.00 horas programadas.50 + 1.18 min Velocidad con carga 133 m/min 46 . el traslado con carga o vacío. FTN = ((10 * 1.Tipo de piso.33 * 100/8 = 2.5) + 40) * (10 + 13) 6.67) 5. m Velocidad media = La que desarrolla el LHD durante el transporte del material fragmentado. transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar) 11.27 % = 1 265 kg = 6. Prod/mes = 13. descarga. para gradiente positiva estas velocidades oscilan entre 70 y 150 m/min y para gradiente negativa entre 100 y 180 m/min. 4 minutos Hallar los 13 datos desarrollados.(0. CRC = (1.. durante 2.Tiempo de transporte con carga o vacío = Distancia de recorrido/velocidad media. transporte con carga.25 8.n.63% Es necesario poner atención al hecho real que las horas netas de operación (h.50 + 1.67% = 41. Los fabricantes fijan las velocidades de los LHD teniendo en cuenta la gradiente.0. con los siguientes parámetros: Distancia de recorrido 32. 10.50) 3. NV/hora = (60 * 0.25 = 13. * Tomados del Reporte del Operador Solución: 1. por el tiempo que tomó efectuar las reparación y la falta de mineral. Tierra compacta Ciclo del LHD.24 + 0..44 * 3.67 + 0.75) * 100/(8 .68 * 1. Esta distancia puede variar de una guardia a otra y aún en la misma guardia. Generalmente. m/min Donde: Distancia de recorrido = Es la distancia física de recorrido por el LHD desde la zona de carguío hasta la de descarguío. transportar y descargar el material de un frente de rampa que inició su avance. DF = 3. EO = (8-(0.4163)/4 7.85 * 0.33 * 2 * 26 = 68. 4.16 m de avance real de perforación/disparo y 30 m de distancia del frente de limpieza al botadero) Tiempo de carguío 0.50 yd³ debe cargar.24 + 0. si fuera necesario).73 21.4 Tonelaje a limpiar por guardia 78.03 2.72 Producción/hora = 2. m/min 167 167 167 167 167 167 167 Tiempo de transporte sin carga.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. min 0.33 12.94 13.13 5.24 + 1.90 1.16 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.29 TM/cuchara = 2.33 Producción/hora. Comentario: Al haberse programado 2 horas de limpieza-transporte.83 5.18 + 0. este LHD cumplirá su objetivo hasta un avance de rampa de 110 metros desde el frente de disparo hasta el botadero.03 min/ciclo) * 0.8 Factor de esponjamiento 1.16 70 120 230 330 430 482 Velocidad con carga.22 4.53 0.03 2.33 13. m 32.5 yd3 * 0.03 min/ciclo = 21.24 0.89 Tiempo/ciclo.71 6.16 m/167 m/min Capacidad real de la cuchara = (2.16 m/133 m/min Tiempo de transporte sin carga = 32.06 7.38 1.4 * 0.19 min = 2.18 7.61 horas Como quiera que se ha programado 2 horas para la limpieza del mineral roto del frente disparado.98 2.21 Tiempo de limpieza por disparo. min/ciclo 2. considerando que se trabajará en 2 guardias por día. Siguiendo este procedimiento.28 viajes/hora Tiempo de limpieza = 78.48 3.16 40 90 200 300 400 452 Distancia frente limpieza a botadero.80 TM Hallar TIEMPO DE LIMPIEZA POR GUARDIA y analizar sus resultados.91 6.75 4. hora 1.42 9.73 38.29 TM/cuchara * 21.58 2. y que el tiempo de limpieza es de 1.61 2.32 m/dia de avance real = 25.56 3.42 + 0.62 Velocidad sin carga. se adjunta un Cuadro de Cálculos para diferentes distancias.72 1. TM 48. En tiempo significa: 110 m/4.19 0. se requiere sólo del 58 % del tiempo programado.41 8.73 TM/hora = 1.28 viajes/hora = 48. Solución: Tiempo de transporte con carga = 32.73 TM/hora = 0.82 5.00 + 0.46 días efectivos de trabajo.80)/1.23 3. m/min 133 133 133 133 133 133 133 Tiempo de transporte con carga.764 m3/yd3 * 2.79 30.16 horas.42 0.02 16. A partir de esta longitud de avance de rampa (110 metros) o después del 25.73 2.55 3.46 avo dia de trabajo efectivo.28 16.19 NV/hora = (60 min/hora/ 2.11 Viaje/hora 21.80 TM/gdia/48. min 0.24 min = 0. con un avance efectivo de 2. 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. se deberá optar por: 47 . m 2.6 Tiempo por ciclo = 0.6 Peso específico 2.45 . 10. 3) Cambiar por un LHD de mayor capacidad (yd3).12 min/ciclo Tiempo de estacionamientos 0.000 kg Gradiente de la vía 12 % Factor esponjamiento 1. lo que conllevaría a efectuar nuevos cálculos. inherentes.45 min/ciclo Tiempo de transporte con carga 0. 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.3 Factor de llenado 0. transporte sin carga y estacionamientos (para cargar y descargar).43 horas Peso vehiculo 22.40 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..Cálculos para combinación LHD/VOLQUETE DE BAJO PERFIL 1. Esta alternativa podría ser viable hasta un avance aproximado de 350 metros de avance de rampa.Tiempo por ciclo de volquete = Sumatoria de tiempos de carga.. se basa en los siguientes parámetros: LHD: Tiempo de carguío cuchara 0..Capacidad real de la tolva del volquete (CRT) CRT = (Capacidad tolva * fll)/fe. 4) Otras alternativas.50 horas Tiempo reparación 0 horas Horas programadas 2 horas Horas netas en operación 1. TM 2. Considerar necesariamente los problemas de ventilación que ello ocasionaría. descarga. transporte con carga.1) Incrementar (duplicar) el tiempo de trabajo del LHD trabajando inclusive por etapas a fin de no retrazar los períodos de perforación-voladura.9.15 min/ciclo Tiempo descarguío cuchara 0.Número de cucharas por tolva = CRT/CRC 3. Considerar los problemas de ventilación que conllevaría esta alternativa. 2) Incrementar el número de LHD de igual capacidad.9 48 ..30 min/ciclo Tiempo de transporte sin carga 0. haciéndolos trabajar por etapas (en serie) y aún en sobretiempos. 39 min/ciclo = 12.67 TM/hora = 59.43 horas netas = 9 TM = 1. 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 0.8 * 0.8226 = 1. salarios.31 $/ton 49 ..95 min/ciclo = 80 % = 71.42 min/ciclo Volquete de bajo perfil CRT = (13 TM * 0.18)8 .47 $/hora COSTO/TON = (41.32 $/hora Energía eléctrica = 65 kw/hora * 0.22 cucharas = 1.57 $/hora)/(18 ton/hora) = 2.40 0 = 7.07 $/hora SUBTOTAL = 37.80)/24 000 horas = 2.5 + 0) * 100)/(2 – (1 + 0)) FTN = ((10 kg/ton * 12 %) + 30 kg/ton) * (22 + 9) NV/hora = 60 min/hora/12.10.18)/(1.79 $/hora Otros = 10% de costos anteriores = 3. combustible o energía eléctrica (precio/gln * gln/hora y costo/kw * kw/hora respectivamente).56 + 3 + 1.41 TM LHD Tiempo transporte con carga = 250 m/160 m/min Tiempo transporte sin carga = 250 m/180 m/min Tiempo/ciclo = (5 + 1.9)/1.67 TM/hora * 1.764 m3/yd3 * 2.64 $/año/3 000 horas = 6.82 $/hora Neumáticos = 510 $/750 hora = 0.Solución: LHD CRC = (5 yd3 * 0.68 $/hora Mantenimiento neumáticos = 10% costo neumáticos = 0.75 $/hora Salario operador = 1 * 1.12 + 0.15 + 0.Cálculo de costos en minería sin rieles Se considera: Amortización.41 TM = 1.3 Tiempo/ciclo = 0.63 viaje/hora Producción/hora neta de trabajo = 41.39 + 2 min) DM = ((2 – (0.65 $/hora Mantenimiento = 79 560/24 000 = 3.63 viaje/hora = 41. depreciación.56 min/ciclo = 1.30 + 0. neumáticos (costo de adquisición/vida útil en horas).35 $/kw Producción por hora 18 TMS Salario del operador 1 $/hora Solución: Amortización = 79 560[((1.59 TM 10.9)/1.95 min/ciclo Produción/hora = 9 TM * 4.5 % = 50 % = 4650 kg = 4.1)] = 19 511.40 + 0) * 100)/2 DF = (1.43 *100)/2 EO = ((2 – (1 + 0 + 0.78 $/hora TOTAL = 41. mantenimiento de neumáticos (10% del costo horario del mismo) y otros.35 $/kw = 22.50 $/hora Depreciación = (79 560 * 0.18)8 * 0. mantenimiento.45 + 0.2 Número de cucharas/tolva = 9 TM volquete/7. Estos resultados sirven además.00 88.. Longitud retraída.11. Golpes/min del pistón Veloc.13 0..09 .BARRA DE AVANCE Peso neto.00 1. Capacidad.00 0.50 87.80 161 18291 70 1 3/8 2250 1...36 11.00 16./reparac. Longitud extendida. Diámetro broca.Barrenos integrales Las condiciones básicas para su selección están sujetas a: Labores de trabajo El barreno integral es generalmente con perforadoras neumáticas en: LABORES Galerías Tajeos Chimeneas LONGITUDES (pies) 3a8 5 a 12 2a7 50 .4. 3.1.38 88. Lts.00 12..48 90.75 11.00 49.00 52 6510 75000 18 6700 75000 31 8012 90000 23 4118 50000 1302 4. Pulgs. luego de pruebas o experiencias obtenidas durante un período de tiempo.. Lbs.77 51. Pie 2.3.09 0.50 50.21 1 3/8 2160 1. Pie³/min Duración bocina.Método estadístico – económico Para la selección de maquinaria y equipo minero onsidera las estadísticas y los análisis de costos de los mismos. Lbs. Pie. para determinar las bondades y por lo mismo seleccionar de acuerdo a necesidades.. Pie/min Consumo aire..00 85.00 213 23259 58..00 12.P..Criterios específicos para la selección de barrenos y varillas de perforación 11.VIDA UTIL. Penetración. 8.00 1.$/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 1.00 100.PESO TOTAL Perforadora y barra.COSTO DE ADQUISICION.. como se muestra: HOJA ESTADISTICA–ECONOMICA DE PERFORADORAS JACK LEG CARACTERISTICAS 1.78 28.DISTRIBUCION U.2. Lbs.59 1602 6. Pulgs.50 29. $ 7.PERFORADORA Peso neto. Pulgs. Lbs 5.COSTOS Propiedad $/10000 pies Mantenim. 4.09 182 6810 22.70 824 3.00 32.4.LUBRICADOR Peso neto.60 1340 5.00 0.50 102.00 87.01 125 21819 72 1 3/8 2210 2.95 0. San Cristobal 6.00 51. Varillas o barras de acoplamiento Además del tipo de roca a perforar y de las condiciones de operación.Fiabilidad (perforar sin interrupciones hasta que requiera servicio) .Disponibiliodad de materiales .89 pulgadas retarída y extendida respectivamente) Carrera del pistón (2 ½ a 2 5/8 pulgadas) Velocidad de percusión (RPM) Consumo de aire (2.4. utilización de taladros de alivio de mayor diámetro en el corte (brocas escariadoras).2.Perforadoras Jack leg y/o Stoper Se tiene en cuenta: Especificaciones técnicas: Peso (49 a 72 libras) Longitud del pie de avance (49 .Vida útil . etc.Velocidad de penetración . 11..Barras integrales cónicas y brocas descartables Se utilizan en condiciones similares que el barreno integral. 11. tipo de roca.. estado mecánico.4.Método de minado 11. considerando las brocas descartables con insertos tipo cincel o de botones. La conicidad barreno/broca oscila entre 5° (terreno suave). los factores más importantes a considerar son: .5 a más de 6 m3/min) Presión de aire (65 a más de 80 psi) Vida útil ( 50000 a 120000 pies) Condiciones de trabajo Abastecimiento de repuestos Servicio post-venta 51 .4. características técnicas del barreno.4.Tipo de máquina perforadora . 11° (terreno semiduro) y 12° (terreno duro).Calidad de los aceros de perforación . presión de aire y agua. de la perforadora..- - 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.3. mayor duración de la barra de perforación.Características operativas de la máquina . .Equipos de acarreo-carguío-transporte Se tiene encuenta las características del yacimiento (Condiciones geográficas y ambientales.4. . entre otras). condiciones de operación.Personal operador calificado ..11.4. traslado rápido del brazo a los taladros). .Estabilidad de los brazos (mantener el paralelismo.Programa de mantenimiento .6. características de las vías de acarreo-transporte etc.Dimensiones apropiadas .) y las características de los equipos (Disponibilidad en el mercado.Consumo de energía sea eléctrica. 11.). costos. características físicas del material. apoyo técnico post-venta y garantía del fabricante.). 52 . . etc. las carácterísticas de minado (Volúmen de producción. neumática o diesel. relación peso bruto/capacidad de carga. menor costo de mantenimiento y de operación.Longitud de carrera de la drifter sobre el brazo de avance. debemos tener en cuenta además: . Para seleccionar este tipo de perforadoras..Diámetros de taladros a perforar. etc.Duración del acero de perforación.Apoyo técnico post-venta del fabricante o distribuidor. .5. disponibilidad de energías requeridas.Volúmen de producción . puesto que éste representa 25 a 30 % del costo total de perforación.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.Características físicas del material . vida útil del equipo.