Servicios Auxiliares Mineros

SERVICIOS AUXILIARES MINEROSDefinición: Son los diversos servicios de los cuales precisa la minería para cumplir con los objetivos de Exploración, Preparación, Desarrollo, Explotación y Beneficio de los productos minerales contenidos en un yacimiento, los cuales en su conjunto posibilitan la obtención de un producto listo para ser comercializado, en este aspecto los servicios auxiliares mineros también incluyen las operaciones de comercialización, así como la adquisición de insumos. Estos servicios pueden ser los siguientes: Servicio de Protección del personal e instalaciones, Suministro de Energía en sus diversas formas, perforación, servicios de voladura, carga, transporte, beneficio, iluminación, drenaje, mantenimiento, sistemas de comunicación, Ingeniería, control, tercería, etc. SERVICIO DE PROTECCIÓN: Son los servicios que brinda un grupo de personas integrados en las empresas de vigilancia, cuya función es brindar protección a las instalaciones de la empresa minera, en el acceso principal a la Unidad y al interior, a fin de identificar y proveer del Equipo de Protección Personal (EPP) al visitante y verificar la autorización de ingreso. Tiene la finalidad de garantizar el normal desenvolvimiento de las operaciones, para el efecto efectúa rondas permanentes dentro y fuera de las instalaciones industriales de la Unidad minera identificando los riesgos a la propiedad, sobre todo en la presencia de extraños. Para el efecto este personal cuenta con un sistema de comunicación, autorización para portar armas, así como disponer de vehículos para desarrollar su trabajo eficientemente. SUMINISTRO DE ENERGÍA: Son los servicios que requiere la unidad minera, para cumplir con sus objetivos y comprende todo los tipos de energía que hacen posible la operación minera, dentro de ellos se puede mencionar a la Energía Eléctrica, Aire Comprimido. ENERGÍA ELÉCTRICA: Es la energía que sale de una Casa Fuerza, que puede ser del tipo térmica, hidroeléctrica o una conexión a la línea de alta tensión. Esta energía se usa en la Planta de Beneficio, a fin de mover los equipos de alimentación, chancado, molienda, separación magnética de metales, fajas transportadoras, cicloneo, motores eléctricos en diversas aplicaciones, como en la mina, sea en perforación, carguío, transporte, izaje, bombeo para drenaje, iluminación, en las instalaciones superficiales como talleres, en alumbrado personal, carguío de baterías, suministro de combustible, etc. En el caso de mina superficial la energía eléctrica que se suministra a los equipos de perforación y carguío son de alta tensión (4160 voltios), el cual es transportado hasta unos transformadores mediante cables de alta tensión aéreos y de ahí mediante cable submarino reforzado hasta los equipos. Mientras que para alumbrado son líneas de baja tensión, a fin de iluminar, señalizar las vías, pases e instalaciones. En el caso de mina subterránea la energía eléctrica que se suministra a los equipos de perforación y carguío son de alta tensión (4160 voltios), mediante cable submarino reforzado y va a los Jumbos, Scooptrams, Locomotoras, Winches, bombas de drenaje, que los consumen, así como para la iluminación de ambientes de Winches, casetas, comedores, bodegas, etc. AIRE COMPRIMIDO: Es el aire atmosférico al cual se le ha suministrado cierta presión, por medio de las compresoras; para su uso en la minería, construcción e industria de la Fabricación. Es un tipo de energía que se utiliza principalmente en la perforación, sea en minería superficial como en la subterránea y es producida por las compresoras que transforman energía mecánica en energía potencial almacenada, resultante de una alta presión que produce el proceso de compresión, esta energía se utiliza en los trabajos de perforación, en las tolvas neumáticas, que son muy necesarias en minas subterráneas. AIRE LIBRE: Es el aire atmosférico, bajo condiciones normales de presión, temperatura, altura del lugar o punto de instalación de la compresora; estando las compresoras grandes diseñadas para operar bajo condiciones específicas, pues nada tiene que ver con el nivel del mar. TEMPERATURA ABSOLUTA: Es la temperatura contada a partir del cero absoluto o sea desde la temperatura teórica que corresponde a la carencia absoluta de calor. En la escala Fahrenheit, es la lectura del termómetro en grado Fahrenheit más 460° F, siendo expresado en grados Rankine. Es la escala centígrada, es la lectura del termómetro en grados centígrados más 273° C, siendo expresado en grados Kelvin. PRESION: Es la fuerza ejercida sobre la unidad de área P = F/A (Kg/cm2) ó (lbs/pulg2) PRESIÓN ATMOSFÉRICA: Es la presión reinante en cualquier punto de la tierra a temperatura y humedad del lugar donde se mide y varía con la altura, temperatura, gravedad y densidad, esta presión es producida por el peso del aire. La fórmula para hallar la presión atmosférica a cualquier altura y Temperatura es: H Log P2 = Log P1 - ----------------------122.4 (°F +461) Donde: P1 = Presión a nivel del mar. P2 = Presión a la altura h. H = Altura sobre el nivel del mar. °F = Temperatura del lugar Log P2 = Log P1 – 0.0000157 H Donde: P1 = Presión absoluta del nivel de referencia. P2 = Presión absoluta a la altura h. H = Diferencia de Altura entre los puntos 1 y 2. PRESION MANOMETRICA: Se denomina también presión relativa, es la presión registrada por encima o debajo de la presión atmosférica reinante en el lugar y momento de la lectura del manómetro. Una presión manométrica negativa se llama presión de vacío. PRESION ABSOLUTA: Es la presión atmosférica más la presión manométrica en el lugar que se desea conocer. Ejemplo: Si el manómetro de una compresora marca 90 lbs/pulg2, a una altitud de 8000 pies sobre el nivel del mar, la presión absoluta será: Pabsol. = 90 + 10.91 = 100.91 lbs/pulg2. Los cálculos para el aire comprimido se basan en la presión absoluta; que es la presión sobre la presión del cero absoluto, que es la carencia absoluta de presión. AIRE NORMAL: Es el aire con una humedad relativa de 36% y a una temperatura de 68°F. Este pede ser considerado como un promedio cerca del nivel del mar, siendo la presión atmosférica de 14.7 lbs/pulg2 a nivel del mar. COMPRESORAS: Son máquinas diseñadas especialmente para comprimir aire o gas, desde una presión inicial de entrada (aire libre), hasta la presión de descarga, la cual puede ser graduada de acuerdo a los requerimiento, mediante el automático de la compresora. Es un aparato de conversión de energía, que convierte energía mecánica en energía potencial almacenada, resultante de una alta presión obtenida. CICLO: Se produce un ciclo cuando un sistema al pasar por una serie de procesos regresa a su estado inicial. 1ra etapa AIRE LIBRE 2da etapa VENTAJAS DEL AIRE COMPRIMIDO: El aire comprimido tiene las siguientes ventajas para la minería: 1. Es un cierre como una caja de seguridad en las minas donde existe gases (mina subterránea). 2. Es fácilmente transportable desde el lugar de su elaboración hasta el lugar de su uso, mediante tuberías, mangueras, etc. DESVENTAJAS DEL AIRE COMPRIMIDO: 1. Es muy costoso, con respecto a la energía eléctrica es más o menos 8 veces más caro que la energía eléctrica (su instalación similar). AREAS DE APLICACIÓN: El aire comprimido tiene muchas aplicaciones, las cuales podemos mencionar: 1. Minería: Se utiliza principalmente en las canteras y minas para la perforación, así como en el carguío, en palas, shuts. 2. Construcción: Se utiliza en la perforación para la construcción de Diques, Canales, Carreteras, Túneles, como energía neumática. 3. Industria de la Fabricación.- En los instrumentos de acabado, en las fábricas de autos, industria química, etc. COMPRESIÓN DEL AIRE: TIPOS DE COMPRESIÓN: Existen dos tipos de compresión: Adiabática e Isotérmica 1. COMPRESIÓN ADIABATICA: Es aquella en la cual hay un incremento de la temperatura desde la presión inicial de admisión (P1) que es la presión atmosférica, hasta la presión final (P2), de acuerdo a los requerimientos de su uso; presentándose el inconveniente de la temperatura del aire comprimido. Para este tipo de compresión deberá cumplirse que PVK = Constante Además el trabajo desarrollado en comprimir será: ( ) W = 144 P1 V1 [ ( P2/ P1 ) n- 1 / n – 1 ] Donde: P1 = Presión de admisión (lbs/pulg2) P2 = Presión de entrega (lbs/pulg2) V1 = Volumen de aire libre n = Coeficiente politrópico = 1.406 W = Trabajo realizado al comprimir n = CP/ CV = 0.2375/0.1689 = 1.40615749 ≅ 1.406 2. COMPRESIÓN ISOTERMICA: Es aquella en la cual la temperatura inicial (aire libre) se mantiene constante durante el trabajo de compresión, es decir que el calor producido es separado inmediatamente y la temperatura se mantiene constante. En este tipo de compresión se cumple que PV = Constante. Además el trabajo desarrollado en comprimir será: W = 144 P1 V1 Ln (P2/ P1) Donde: P1 = Presión de admisión (lbs/pulg2) P2 = Presión de entrega (lbs/pulg2) V1 = Volumen de aire libre. COMPRESION CONVENIENTE: Si nos referimos a la gráfica, se nota que la pendiente de 2-a corresponde a la compresión adiabática y es más pronunciada que la pendiente 2-3 de la compresión isotérmica, lo cual nos muestra que el área de trabajo de la compresión adiabática es mayor que la de la compresión isotérmica. Por lo tanto el trabajo de compresión isotérmica es menor y produce las siguientes ventajas sobre la compresión Adiabática que requiere de mayor trabajo: 1. Se necesita menor energía en la compresión. 2. Se logra mejor lubricación 3. Para obtener mayor rendimiento isotérmico se debe hacer la compresión por etapas. ESPACIO MUERTO: Viene a ser el volumen que no se utiliza al comprimir un gas, es decir es el espacio no utilizado en un trabajo de compresión. El espacio muerto puede se expresado como la razón entre el volumen del espacio muerto y el volumen del cilindro. Varía de 1 a 2 ½ por ciento, según el diseño de la compresora. Los valores más bajos son para compresoras grandes con carreras largas del pistón y los valores más altos son para máquinas pequeñas de carrera corta. La Capacidad de aire libre de un compresor se basa a menudo, sobre el volumen barrido por el pistón, sin considerar el espacio muerto. Para seleccionar un compresor y su motor, se debe saber si la potencia indicada considera el efecto del espacio muerto. El espacio muerto (c) se expresa en porcentaje y en la práctica para los cálculos varía de 3 a 4%. C = Volumen del espacio muerto / Volumen desplazado. PROCESO DE COMPRESIÓN: El proceso de compresión es el siguiente: En la gráfica de presión volumen mostrado, el punto 3 que es el punto muerto superior, el pistón completa justamente la compresión y descarga del gas del cilindro y la válvula de escape E ha acabado de cerrarse. El volumen de gas remanente en el cilindro en ese momento V3 se llama volumen del espacio muerto; a medida que el pistón regresa de su posición del punto muerto superior (pms), dicho volumen V3 se expande hasta alcanzar P4 y V4, en el punto 4, en ese momento la válvula de admisión (I) se abre y el gas se introduce en el cilindro por el movimiento continuo de retorno del pistón, cuando el pistón alcanza la posición del punto muerto inferior (pmi) punto 1, la válvula de admisión se cierra entonces el gas se comprime de (1) hasta (2), cuando la válvula de expulsión “E” se abre, lográndose de este modo que el pistón expulse el gas del cilindro de (2) a (3), luego de lo cual se cierra. Los procesos reales de compresión y expansión en el cilindro no se ajustan a los procesos teóricos. Las válvulas de admisión y expulsión (escape), no se abren instantáneamente y varias pérdidas de presión y efectos de fricción producen desviaciones de los procesos ideales. RAZON DE COMPRESIÓN: Es la relación que existe entre la presión absoluta de descarga y la presión absoluta de admisión. VOLUMEN DESPLAZADO: Viene a ser el volumen que se desplaza en el recorrido del embolo, hallado tomado su área, longitud y las revoluciones por minuto, es calculado de igual forma en los compresores de cuerpo hermético. VD = A * L * N Donde: A = Area del embolo o cuerpo hermético. L = Longitud N = RPM. Ejemplo: Hallar el volumen desplazado por un embolo de 25 cm de radio, y 40 cm de longitud y una velocidad angular de 2000 RPM, así mismo el volumen de aire libre esperado para un espacio muerto del 4%. V3 VD = A * L * N V4 A = π R = 3.1416 (0.25) C = 0.04 VD = 3.1416 (0.25)2(0.40) (2000) = 157.08 m3 V1 = VD + C VD = 157.08 + 0.04* 157.08 V1 = 163.36 m3 2 2 V2 V1 CAPACIDAD DE UNA COMPRESORA: La capacidad de una compresora la dan los fabricantes en los catálogos, en pies cúbicos por minuto (PCM) y al nivel del mar. CAPACIDAD REAL DE UNA COMPRESORA: Es el volumen de aire comprimido que entrega una compresora en pies cúbicos por minuto, a la presión y temperatura de entrada, y está relacionado con el rendimiento volumétrico. EFICIENCIA VOLUMÉTRICA: Es la relación entre la cantidad de aire libre a la temperatura ambiente y la presión de admisión realmente tomado por el pistón o émbolo o cuerpo hermético en el momento de su desplazamiento, con el volumen teórico del compresor. Se expresa en %, este porcentaje varía entre 50 y 85% en la práctica. Eff V. = V´ / VD V´ = Capacidad real del compresor en pies cúbicos por minuto. VD = Capacidad del embolo o cuerpo hermético en su carrera: pies cúbicos por minuto. EFICIENCIA DE COMPRESIÓN: Es la relación entre el caballaje teórico a los caballos de fuerza indicados, que se requieren para comprimir una cantidad definida de aire o gas por minuto. La potencia teórica puede ser calculada de acuerdo a la base adiabática y la eficiencia de compresión correspondiente y estará expresada en porcentaje. EFICIENCIA MECANICA: Es la relación de los caballos de fuerza que suministra el cigüeñal de la compresora con el caballaje indicado que va en la placa. El caballaje suministrado se puede medir mediante un dispositivo que mide la presión dentro del cilindro, continuamente en cada punto de la trayectoria del émbolo. CAPACIDAD TEORICA CONVENCIONAL: Se determina en función del diagrama presión volumen y espacio muerto, más el rendimiento. Se define como el volumen barrido por el pistón, sin considerar el espacio muerto en este volumen, ya que representa al aire libre realmente tomado por el pistón o cuerpo hermético. Ejemplo: Si la presión de descarga de un compresor es de 75 Lbs, leído en el manómetro ó 89.7 lbs absoluto a nivel del mar y la presión inicial es la atmosférica al nivel del mar ó 14.7 lbs absoluto; en un espacio muerto de 20 pugl3 queda aire a esta presión, que al regreso del pistón se expande alrededor de 6 veces su volumen: 89.7 / 14.7 * 20 = 122 pulg3 . Hasta nivelarse a la presión atmosférica, justo cuando recién puede ingresar el aire atmosférico al cilindro . Se ve que el aire remanente del espacio muerto resta 120 – 20 = 100 pugl 3 del desplazamiento del pistón. Si este fuera de 1000 pulgadas cúbicas, 100 pugl3 corresponderían a la expansión del aire del espacio muerto, antes del ingreso del aire libre al cilindro. Entonces la capacidad para la admisión del nuevo aire libre será solamente de : 1000 – 100 = 900 pulg3. Luego la eficiencia volumétrica, como ya fue definida para un compresor sería del 90%. Si ahora tomamos una compresora con una potencia de aire libre basada en el desplazamiento del pistón, teniendo el pistón un área de 2 pie2 y viajando a 500 pies por minuto, la capacidad de aire libre será de 2 * 500 = 1000 pies3/ minuto. Como ya hemos previamente encontrado para una máquina comprimiendo a 75 libras, con espacio muerto del 2%, la capacidad actual es entonces 900 pies cúbicos por minuto. Para que sean 1000 pies cúbicos por minuto debe subir su velocidad a: V = (1000 / 900) * 500 = 555.55 pies por minuto. VOLUMEN DE AIRE LIBRE ESPERADO: Es el volumen que realmente ingresa en el cilindro o cuerpo hermético, para su compresión, el rendimiento volumétrico se puede deducir a partir del volumen de aire libre esperado utilizando el diagrama presión volumen tanto para el proceso Isotérmico como para el Adiabático V´ = V1 – V4 V´ = Volumen de aire libre esperado RENDIMIEMTO VOLUMÉTRICO CONVENCIONAL: Se determina de la siguiente forma: V´ = V1 – V4 (I) ηV = V´ / VD (II) V3n P3 = V4n P4 V4 = V3 ( P3 / P4 )1/n pero P3 / P4 = ( V4 / V3 )n V3 = C VD y V4 / V3 = ( P3 / P4 )1/n ( P3 / P4 )1/n = ( P2 / P1 )1/n Entonces: V4 = C VD ( P2 / P1 )1/n (III) V1 = VD + C VD (IV) Reemplazando (III) y (IV) en (I) se tiene: V´ = VD + C VD - C VD ( P2 / P1 )1/n Reemplazando (V) en (II) se tiene: (V) ηV = [ VD + C VD - C VD ( P2 / P1 )1/n ] / VD ηV = 1 + C – C ( P2 / P1 )1/n adiabático Rendimiento volumétrico convencional para proceso ηV = 1 + C – C ( V1 / V2 ) Rendimiento volumétrico convencional para proceso Isotérmico. POTENCIA PARA COMPRESORA DE UNA ETAPA: La potencia para el sistema métrico es la siguiente: HP = n P1 V1 / (n – 1) 4560 [( P2/ P1 ) ( n- 1) / n –1] Donde: HP = Potencia n =1.4 P1 = Presión absoluta de admisión (kgr/cm2) P2 = Presión absoluta de entrega (Kgr/cm2) V1 = Volumen de aire libre (m3/ min) La potencia para el sistema Ingles es la siguiente: HP = 144 n P1 V1 / (n – 1) 33000 [( P2/ P1 ) ( n- 1) / n – 1 ] 1/ E Donde: HP = Potencia n =1.4 P1 = Presión absoluta de admisión (lbs/pulg2) P2 = Presión absoluta de entrega (lbs/pulg2) V1 = Volumen de aire libre (pies3/ min) E = De 85 a 93% dependiendo del compresor, para problemas prácticos usualmente E = 85%. POTENCIA PARA UN COMPRESOR DE DOS O MAS ETAPAS: SISTEMA METRICO ( ) HP = N n Pa Va / (n – 1) 4560 [( P2/ P1 ) n- 1 / n – 1 ] SISTEMA INGLES: HP = N 144 n Pa Va / (n – 1) 33000 [( P2/ P1 ) ( n- 1) / n – 1 ] 1/ E Donde: HP = Potencia n = Coeficiente politrópico (1.4) Pa = Presión atmosférica absoluta en el cilindro de baja presión (lbs/pulg2) Va = Volumen de aire libre tomado en el cilindro }de baja presión (pies3/ min) P1 = Presión absoluta de admisión (lbs/pulg2) P2 = Presión absoluta de entrega (lbs/pulg2) V1 = Volumen de aire libre (pies3/ min) E = De 85 a 93% dependiendo del compresor, para problemas prácticos usualmente E = 85%. HUMEDAD DEL AIRE: El aire atmosférico en ninguna zona de la tierra es absolutamente seco, sin embargo, hablamos algunas veces de un lugar que tiene aire seco, pero eso significa decir que es relativamente más seco que otro aire. El aire común consiste de una mezcla de gases y vapor de agua. Esta mezcla es perfectamente transparente y el vapor invisible hasta llegar a la temperatura de saturación o punto de condensación. La saturación o punto de condensación del agua se determina por la presión y temperatura del aire, especialmente esta última; cualquier exceso de vapor de agua en este punto, daría lugar a la precipitación de agua. Cuando el aire está en el punto de saturación se dice que tiene una humedad del 100%. La humedad relativa del aire en cualquier tiempo es el porcentaje de agua mezclado con el, comparada con la máxima cantidad que es capaz de contener en esa misma temperatura y presión, independiente completamente de los gases (aire) que ocupa el mismo espacio. AGUA EN EL AIRE COMPRIMIDO: Cuando el aire es comprimido se produce una elevación de temperatura, pero al ser transmitida a la presión ordinaria de trabajo o sea 90 lbs, baja esta temperatura llegando casi siempre al punto de saturación, con la consiguiente condensación del vapor de agua. Entendemos que para cada temperatura, un volumen cualquiera de aire libre está en su punto de saturación, cuando tiene una cierta cantidad máxima de agua; por lo tanto depende de la temperatura. Si la temperatura se mantiene constante y la presión se duplica, reduciéndose el volumen a la mitad, la capacidad de admitir la humedad se reduce en la misma proporción. En estas condiciones, ya existe un exceso que se condensa como agua; mejor dicho, la mitad de la humedad del aire libre al nivel del mar se separa del aire como agua. Sin embargo; si la humedad del aire libre al nivel del mares de 50% al principio de la comprensión, llega al 100% cuando se dobla la presión absoluta. Si la presión se dobla o se eleva a 90 lbs, la humedad se convertirá en 350%, pero en ningún caso habrá mas de 100% ya que a medida que se llegue a este límite se condensa el agua. Hasta el momento se ha considerado la temperatura constante, pero esto está lejos de ser cierto. Tan pronto como el aire es comprimido la temperatura se levanta rápidamente y con cada subida de 20°F aproximadamente su capacidad para la humedad casi se dobla. El aire libre a 60° F cuando es comprimido a 90 lbs, con un compresor de una simple etapa, su temperatura de salida será arriba de 300° F, en consecuencia este cambio de temperatura , su capacidad para la humedad habrá sido doblada tantas veces que cuando deje el compresor será completamente baja, aunque aún lleve toda la humedad con la cual ha empezado. Cuando el aire entra en la línea de transmisión, su temperatura cae, reduciendo su capacidad de humedad del aire. El exceso de humedad se condensa en agua, pero aun se encuentra mezclado con el aire, entonces el aire supersaturado aparece como neblina o vapor. Si la línea de aire es suficientemente larga, el agua liberada, se precipitará al fondo y será arrastrado por la corriente de aire. DAÑOS QUE ORIGINA EL AGUA: El agua que circula por las tuberías puede causar los siguientes daños a los equipos que los recibe para su funcionamiento: a) Lava de algún modo la lubricación, originando desgaste rápido de las piezas, disminuyendo el rendimiento de la máquina. b) Produce la oxidación de las partes internas de la máquina. c) En climas frígidos, al congelarse el agua como acción inmediata disminuye el recorrido del pistón o cualquier pieza movible pudiendo llegar a parar la máquina. SEPARACIÓN DEL AGUA CONTENIDO EN EL AIRE COMPRIMIDO: Puede separase empleando enfriadores, reactivos, separadores, colectores, precipitadores. Uno de los métodos más satisfactorios es sacar la humedad inmediatamente después de la compresión y antes de enviar el aire a los sistemas de distribución. Esto se consigue con el uso de aftercoolers, los cuales reducen la temperatura del aire caliente del compresor a un punto donde casi toda la humedad y aceite se condensan y se acumulan en un colector o en el tanque receptor. Otros métodos son por reactivos, como los sistemas Frosto y el de S. Tannergas. Los que provocan la temperatura de congelación. COLECTORES DE AGUA: Se basan en un cambio de dirección brusca, por el que el agua de mayor peso específico por la inercia sigue la primera dirección que se la lleva a un recipiente cerrado, donde se acumula y posteriormente puede ser drenado. TRANSMISIÓN DE AIRE COMPRIMIDO: Es el transporte de aire empleando tuberías, hasta el lugar de consumo, existiendo fenómenos como la caída de presión por fricción, debido al rozamiento en las paredes interiores, por cambios de dirección, por accesorios, reducción de diámetros, disminución de temperatura, velocidad del aire, etc. Despreciando los escapes, por ello es importante realizar un diseño de la red de manera adecuada, ya que una tubería de diámetro pequeño, tendrá un costo más bajo, sin embargo el diámetro pequeño proporcionará una fuerte pérdida de presión por fricción, por lo que requerirá mayor esfuerzo del compresor, para mantener la presión en el extremo de la línea. Por otro lado una tubería demasiado gruesa ocasionará un fuerte desembolso. La mayor parte de las compresoras son construidas para proporcionar aire entre ciertas presiones máximas y mínimas. Para seleccionar las tuberías, es conveniente, comenzar con el diámetro y relacionarlo con la longitud requerida, de tal manera que la caída de presión originada por la fricción no sea mayor que la mitad de la diferencia entre la presión requerida por la perforadora y la presión máxima entregada por el compresor más grande, o una tubería más gruesa. En tales casos el costo extra en la tubería sería comparado con el costo extra del compresor (con sus costos adicionales de operación) para hacer la selección final. ELEMENTOS PARA LA TRANSMISIÓN DE AIRE COMPRIMIDO: El aire comprimido requiere de los siguientes elementos para su transmisión, hasta el lugar de consumo: 1. Compresor 2. Tuberías 3. Tanque de Regulación 4. Mangueras 5. Elementos para control de agua Compresor: Se encarga de producir el aire para su uso en la mina. Tuberías: Se utilizan para la conducción del aire, las tuberías pueden ser de Fierro o de polietileno, tanto las tuberías de fierro como de polietileno requieren de accesorios, los cuales se tienen que empalmar para continuar con la instalación; entre los accesorios más usados tenemos:  Uniones.- Son usadas para empalmar tuberías, pueden ser Unión Universal, que se coloca generalmente cada 40, 60 o 10 metros, con la finalidad de facilitar la reparación, Unión Vitaulic, que empalma tuberías de terminal ranurado, Unión de Bridas que empalma tuberías usando pernos que se encargan de juntar las bridas que llevan empaquetadura y van embonadas a la tubería.  Coplas.- Son uniones que empalman dos tuberías consecutivas mediante el embone roscado.  Válvulas.- Son accesorios que permiten controlar el aire, proporcionando o evitando su paso, de acuerdo a los requerimientos, las válvulas pueden ser de diferentes tipos: de compuerta, de globo de trompo y pueden estar construidos de latón, bronce, hierro y acero.  Codos.- Son accesorios que permiten cambiar de dirección el curso de la tubería, pueden ser de 90°, de 45°.  Tees.- Son accesorios que permiten realizar bifurcaciones en la instalación de tuberías  Reducciones.- Son accesorios que permiten cambiar de diámetro, en una linea de aire, de acuerdo a los requerimiento, para instalar un miple, etc. Tanque de regulación.- Son elementos necesarios para transmisión del aire comprimido su función es almacenar y regular el consumo y distribución de aire, este elemento debe tener una resistencia adecuada a la presión de trabajo, se coloca inmediatamente después de la compresora y posee elementos de seguridad como válvulas de seguridad, válvulas de paso, manómetro, purgador. Su capacidad es de acuerdo a los requerimientos de la mina y capacidad del compresor. Mangueras.- Son elementos necesarios para la entrega de aire a las máquinas, ofrecen mayor resistencia a la conducción del aire, dando lugar a perdida de presión por disminución de diámetro; son de jebe reforzado interiormente con hilos de acero o también con fibras de nylon para hacerla flexible y versátil, los diámetros varían de acuerdo a los requerimiento y la capacidad del equipo, los diámetros pueden ser de ½”, ¾”,1”, 1 ½” , 2”, etc. Elementos de Control de Agua.- Son accesorios que permiten eliminar el agua contenido en el aire comprimido, mediante la apertura de la válvula de control que llevan, se instalan en los cambios de dirección. RECOMENDACONES PARA LA INSTALACIÓN DE TUBERÍAS. Para la instalación de tuberías para la conducción de aire comprimido se debe tener en cuenta los siguiente: 1. Se debe diseñar de tal forma que la caída de presión entre el compresor y el lugar de consumo sea mínimo. (máximo 10%). Atlas Copco recomienda una caída de presión de 14.7 lbs/pulg2. 2. Evitar en lo posible en el diseño fugas de aire. Atlas Copco recomienda una caída de presión de 10% en minas de bastante tiempo de trabajo. 3. Se debe diseñar dispositivos de control de agua condensada, debe existir purgadores de agua en la línea. 4. Todos los elementos como tuberías y accesorios deben tener una resistencia adecuada para la presión de conducción. 5. Las tuberías usadas en la transmisión del aire comprimido no debe poseer rugosidades interiores. 6. Las tuberías deben instalarse evitando en lo posible cambios de dirección. DIÁMETRO DE TUBERÍAS: Usando tablas se puede encontrar las pérdidas de presión, por fricción (expresadas en lbs/pulg por cada 1000 pies de tubería, dependiendo del diámetro, presión y volumen del aire transmitido. Si estas tablas no satisfacen, los datos requeridos pueden ser calculados por las siguientes fórmulas: P1 = Presión absoluta en el recibidor P2 = Presión absoluta requerida en la perforadora V = Volumen del aire libre pasando por la tubería, pies3/min. L = Longitud de la línea en pies. D = Diámetro de la Tubería en pulg. P12 – P22 = V2 * L / 2000 D5 D = [ V2 * L / 2000 (P12 – P22) ] 1/5 V = [ 2000 D5 (P12 – P22) / L ] ½ L = 2000 D5 (P12 – P22) / V2 P1 = [ (V2 L / 2000 D5) + P22 ] ½ P2 = [P12 - V2 L / 2000 D5 ] ½ 1. La Mina Canaria tiene una compresora de 1500 pies3/min, y la línea de distribución de aire es de 5” de diámetro. La presión manométrica en la casa de compresoras debe marcar 100 lbs/pulg2 y las perforadoras no deben trabajar con menos de 90 lbs/pulg 2 de presión. ¿Cuál debe ser la longitud máxima de la línea de distribución sin que afecte a las condiciones indicadas? P1 = 100 lbs/pulg2 P2 = 90 lbs/pulg2 V = 1500 pies3/min D = 5” D = [ V2 * L / 2000 (P12 – P22) ] 1/5 La Mina Canaria, se ubica a 9850 pies de altitud por lo cual la presión atmosférica será de: 10.16 lbs/pulg2 El cálculo se hace con tablas como no hay valores exactos hay que interpolar de la siguiente forma: Para 500 9500 350 9850 10000 10.30 X 10.10 X = 350 * 0.20 / 500 = 0.14 0.20 X / 0.20 = 350 / 500 Entonces Presión será : 10.30 - 0.14 = 10.16 lbs/pulg2 PERDIDAS DE PRESION El aire comprimido al viajar por las tuberías sufre el efecto de la fricción, es decir la resistencia que ofrece la superficie interna de la tubería, llegando a tener importancia según el material de la tubería, la densidad del aire comprimido, longitud de la tubería, el diámetro de la tubería y finalmente, los estorbos originados por las conexiones, reducciones y cambios de dirección. También el exceso de consumo de aire baja la presión. En este sentido debe mantenerse el equilibrio entre el suministro de aire comprimido (compresora) y el lugar de consumo, para que la presión enviada por la casa fuerza sea aproximadamente la misma (considerando inevitablemente pérdidas por fricción, etc.) Tablas de Pérdida de presión.- Con el fin de abreviar los cálculos se puede recurrir a tablas que dan directamente las pérdidas en lbs/pulg2 para tuberías de fierro de varios diámetros y presiones, por cada 1000 pies de longitud de tubería, igualmente para manguera de varios diámetros y según el consumo de aire por cada 50 mts, de longitud. Ejemplo: a) Calcular la pérdida de presión al final de los primeros 1500 pies? Si una compresora produce 400 PCM, si su manómetro marca 80 lbs/pulg2 y la línea de distribución es de 4”. Si recurrimos con estos datos a la tabla encontraremos que al cruzar 400 y 4 en la vertical obtendremos una perdida de 0.42 lbs/pulg2, como pérdida de presión. b) Ponemos en servicio una perforadora que consume 120 pies3/min de aire a 100 lbs/pulg2 de presión, esta presión es constatada en la línea de distribución. Se le instala una manguera de ¾” y 50 pies de largo. Cual es la pérdida de presión en la máquina perforadora por este tramo de manguera? Al igual que en el caso anterior si recurrimos a la tabla E para 120 y 100 lbs/pulg 2 buscando en el bloque de ¾” obtenemos una pérdida de 6.6 lbs/pulg2 de pérdida de presión. Las pérdidas de presión por fricción dadas por las tablas son proporcionales a las longitudes de tubería o manguera. CONSUMO DE AIRE PARA PERFORADORAS: El cálculo del consumo de aire en las perforadoras usadas para la perforación de rocas, es a lo más una aproximación. Depende del diámetro de la cámara de aire del cilindro (bore), de la longitud de carrera del pistón (Stroke), de la velocidad del martillo (hammer) y de otros mecanismos, la dureza de la roca, la experiencia del perforista, el estado de la perforadora, etc. Como guía para la selección del compresor, se considera usualmente suficiente los datos proporcionados por las distintas fábricas. Los datos tomados de varias fuentes de ningún modo concuerdan. El consumo de aire varía, casi directamente, como la presión absoluta: Ejemplo : Conociendo el consumo a 80 lbs de una perforadora con pistón de 2 y 1/2” a 100 lbs, consumirá: Consumo = [ (100 + 14.7) / (80 + 14.7) ] * 86 = 104.16 pies3/ min. Si vemos la tabla IV encontraremos el mismo valor para estos valores. CONSUMO DE AIRE POR PERFORADORAS EN ALTURA: Los valores que encontramos en las tablas nos son proporcionadas para el nivel del mar por lo cal deberá ser corregida multiplicando por un factor de corrección por altura, de acuerdo a los requerimientos. Por ejemplo: Una perforadora con pistón de 2 1/2” a 90 lbs, requiere de 95 pies cúbicos de aire libre por minuto al nivel del mar, pero a 5000 pies de altura requerirá: 95 * 1.17 = 111.15 pies cúbicos EFECTO DEL CAMBIO DE ALTURA EN LA TRANSMISIÓN DEL AIRE COMPRIMIDO: La mayor parte de las minas en nuestro país se ubican a considerable altura sobre el nivel del mar, así mismo la altura del lugar de producción del aire comprimido no es igual a la de consumo. Por esta razón si las variaciones de altura entre el terminal de la tubería y el lugar donde trabaja el compresor, la diferencia de presión a causa de la diferencia de altura será determinada con la fórmula siguiente: Log P2 = Log P1 – 0.0000157 h Ejemplo: 2. La casa de compresoras está ubicada a 7000 pies. El nivel más bajo de la mina está a 4000 pies y la presión para las perforadoras no debe ser menor de 80 lbs ¿Cual debe ser la presión en el recibidor de la casa de compresoras? Presión atmosférica para 7000 pies = 11.33 lbs/pulg2 Presión atmosférica para 4000 pies = 12.68 lbs/pulg2 Log P2 = Log (80 + 12.68) – 0.0000157 (7000 – 4000) P2 = lbs/pulg2 Presión manométrica en el recibidor = lbs/pulg2 3. La casa de compresoras se ubica a 4000 pies y el aire va a ser utilizado a 6000 pies de altura y la presión no debe ser menor a 80 lbs/pulg 2¿Cuál debe ser la presión en el recibidor en la casa de compresoras? Presión atmosférica para 6000 pies = 11.77 lbs/pulg2 Presión atmosférica para 4000 pies = 12.68 lbs/pulg2 Log P2 = Log (80 + 11.77) – 0.0000157 (7000 – 4000) P2 = lbs/pulg2 Presión manométrica en el recibidor = lbs/pulg2 4. La Mina Antapite tiene una compresora de 1800 pies3/min, y la línea de distribución de aire es de 6” de diámetro. La presión manométrica en la casa de compresoras debe marcar 100 lbs/pulg2 y las perforadoras no deben trabajar con menos de 90 lbs/pulg de presión. ¿Cuál debe ser la longitud máxima de la línea de distribución sin que afecte a las condiciones indicadas? 5. El nivel más alto de la mina Casapalca está a 900 pies por encima del nivel de la casa de compresoras. Si la presión de aire para las perforadoras no debe ser menor de 80 lbs. Cuál debe ser la presión en el recibidor de la casa de compresoras? El nivel de la casa de compresoras es de 12500 pies Presión atmosférica para 12800 pies = 9.15 lbs/pulg2 Log P2 = Log (80 + 9.15) – 0.0000157 (7000 – 4000) P2 = lbs/pulg2 Presión manométrica en el recibidor = lbs/pulg2 EFECTOS DE LA ALTURA SOBRE UNA COMPRESORA: La eficiencia volumétrica, expresada en términos de aire libre, es la misma a cualquier altura, porque el desplazamiento del pistón para un tamaño dado no cambia. Cuando la expresamos en términos de aire comprimido, allí si decrece con el aumento de altura. Tomemos un ejemplo para poder ilustrar mejor: Si tenemos 100 pies3 de aire a la presión atmosférica y al nivel del mar ( 14.7 lbs/pulg 2), comprimido isotermal a 90 lbs/pulg2 manométrica, tendremos: 100 * 14.7 / (90 + 14.7) = 14.135 pies3 Pero si el mismo volumen (100 pies3) lo comprimimos a 8000 pies de altitud cuya presión atmosférica es de 10.91, tendríamos: 100 * 10.91 / (90 + 10.91) = 10.8116 pies3. De aquí podemos deducir que la eficiencia volumétrica en términos de aire comprimido sería: (10.8116 / 14.135) * 100 = 76.49 % Para que la compresora a 8000 pies de altura entregue el mismo volumen de aire comprimido como en el nivel del mar, el cilindro de toma debe ser hecho proporcionalmente más grande. Esto requiere de factores para convertir el aire a nivel del mar a su cantidad equivalente de aire libre a varias alturas. Al pedir una compresora a la fábrica, hay que especificar la altura a la que trabajará. FACTORES DE COMPENSACIÓN POR ALTURA: El factores fácilmente determinado como sigue: Sea V = Volumen de aire libre para ser comprimido al nivel del mar y a cualquier altura sobre él. en pies cúbicos. Pa = Presión atmosférica absoluta al nivel del mar (14.75 lbs/pulg2) P1 = Presión atmosférica absoluta en la Altura deseada. Pm = Presión manométrica del aire entregado. V1 = Volumen de aire comprimido a Pm lbs/pulg2 y al nivel del mar V2 = Volumen del aire comprimido a Pm lbs/pulg2 a la altura deseada. Entonces: V1 = V * Pa / (Pm + Pa) y V2 = V * P1 / ( Pm + P1 ) Para que V2 pueda igualarse a V1, es necesario multiplicar a aquel valor por un factor F o sea: V2 * F = V1 Sustituyendo valores tendremos: F * V * Pa / (Pm + Pa) = V * P1 / ( Pm + P1 ) De donde : F = Pa ( Pm + P1 ) / P1 (Pm + Pa) Ejemplo: Cual será el factor para 10000 pies de altura y 100 lbs/pulg2 de presión? F = 14.7 (100 + 10.10) / 10.10 ( 100 + 14.7) = 1.397 FACTORES DE CARGA O CAPACIDAD DE UNA COMPRESORA PARA OPERAR MAS DE UNA PERFORADORA Una regla aproximada para determinar el factor de carga para operar más de una perforadora al mismo tiempo en base a experiencias es: Para una perforadora es necesario un factor de carga de 100%; para 02 perforadoras sería indudablemente el mismo pero para más de 2 y que probablemente no operen al mismo tiempo. Más en este caso cuando el número de perforadoras operan al mismo tiempo, los porcentajes del factor de carga serán: N° DE PERFORADORAS 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 PORCENTAJE (FACTOR DE CARGA) 100 90 - 100 90 85 82 80 77 75 72 71 15 63 25 55 50 51 70 47 También se determinó experimentalmente que la pérdida de capacidad para un incremento de altura es alrededor de 3% por cada 1000 pies de altura, por lo que el porcentaje del factor de carga, para el número de perforadoras debe ser aumentado por esa cantidad. El factor de simultaneidad en la práctica se halla en función de: a) Tonelaje. b) Tiempo efectivo de trabajo de la máquina. c) Presión de aire. PERDIDAS POR FUGAS DE AIRE 1. Consumo de Aire por Desgaste de Máquina.- La perforadora cuando está nueva presenta una luz entre el cilindro y pistón de no más de 2 milésimas de pulgada. Por experiencia se ha logrado establecer, que por cada milésima de pulgada de desgaste entre el cilindro y el pistón, el consumo de aire aumenta aproximadamente en un 10%. 2. Descarga de Aire por Orificios.- Las descaras de aire por orificios, puede ser accidentales o intencionales. Las accidentales se producen por defecto de las instalaciones, picadura de la tubería o rotura. Las intencionales se producen para los casos de ventilación con aires comprimido por razones de limpieza con aire. Para ambos casos es necesario tener una idea aproximada de la cantidad de aire que pueda salir por un orificio, a una determinada presión que se da en tablas. PROBLEMA: Selección de una compresora de 4200 pies3 de aire libre por minuto, 90 lbs de presión máxima requerida, 16 pulgadas de carrera de pistón (asumido), 300 rpm, 2.5 pulgadas de diámetro de vástago, Eficiencia mecánica de la compresora 85%, Eficiencia volumétrica 85%, Compresora de doble acción y de dos etapas, Se debe determinar el diámetro de los cilindros de alta y baja presión y el caballaje teórico real del motor, necesarios para hacer funcionar la compresora. Solución: Diámetro de cilindro de baja presión: a 300 rpm el N° de carreras por minuto será: 300x2 = 600 Los pies3 de aire tomado por el cilindro en cada carrera será: 4200/600 = 7.00 A este volumen hay que sumar el volumen del vástago que es: 16x2.52 x π / (4 x1728) = 0.045 pies3 V1 = 7 + 0.045 = 7.045 pies3 D1 = 47 V1/L = 47 x 7.045/16 = 31.16 pulg. Este diámetro será corregido considerando la eficiencia volumétrica X2 / d12 = 100/E X = 31.16 x 100/85 = 33.91 ≅ 34 pulg Diámetro de cilindro de alta presión: D2 = d1 (Pa/P1)1/4 = 31.16 x [ 12.2/ (90+12.2)]1/4 = 18.32 ≅ 18.5 pulg. Luego necesitamos una compresora de 34x18.5x 16” para 300 rpm y para 4200 pies3 de aire libre por minuto a 5000 pies de altura (12.2 lbs/pulg2 de presión atmosférica). Caballaje requerido: ( ) HP = N 144 n Pa Va / (n – 1) 33000 [( P2/ P1 ) n- 1 / n – 1 ] Teórico HP = N 144 n Pa Va / (n – 1) 33000 [( P2/ P1 ) n- 1 / n – 1 ] 1/ E ( ) HP = 2x144x1.406x12.2x4200/33000x0.406 [( 102.2/12.2 ) 1.406- 1 / 1.406 – 1 ] HP = 555 Teórico HP real del motor = 555/0.85 = 653 HP Este es el caballaje neto del motor; su eficiencia tendría que ser considerado para su selección final. Un motor sincrónico probablemente sería usado. La eficiencia sería alrededor del 90%. Esto requerirá un motor de = 653/0.90 = 726 HP. El tamaño del armazón se escogerá cercano al estándar. Finalmente la selección del compresor será de acuerdo al tamaño comercial mas próximo. MAQUINARIA PARA PERFORACIÓN SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL ( ) La perforación subterránea se realiza empleando principalmente un equipo compuesto por lo siguiente: 1. Perforadora 2. Fuente de energía (neumática o Hidráulica, eléctrica) Actualmente la minería viene usando perforadoras de acuerdo a las condiciones de trabajo existentes en cada unidad, tal es así que se está operando con perforadoras Jack Leg para perforación en galerías, subniveles, tajeos y túneles en general (minería Convencional), para casos de secciones reducidas; menores a 10 m2, porque es más económico perforar con diámetro pequeño, con la finalidad de reducir el consumo de explosivos, mejorar la fragmentación, reducir la sobre rotura y el consumo de concreto, si el túnel se va a revestir, pudiendo eliminarse el sostenimiento. En túneles de mayor sección es más económico el uso de taladros de mayor diámetro, entre 45 y 51 mm, que permite reducir la cantidad de taladros, aprovechando al máximo la potencia de la perforadora más aun si se trata de roca de alta dureza. En secciones mayores a 10 m2 la perforación de galerías, tajeos es más conveniente con Jumbos y perforadoras hidráulicas, por su versatilidad y alto rendimiento, lo cual solamente requiere de que el grado de utilización del equipo sea óptimo. Para la perforación de taladros largos, se está empleando perforadoras neumáticas montadas sobre Jumbos, Simba, Mustag, etc. En muchas minas se emplea para la perforación de taladros largos las perforadoras de martillo en fondo (DOWN THE HOLE), así como los SIMBA H-157 obteniéndose para un diámetro de 31/2” un avance de 0.31m/min en DTH y en los SIMBA H-157 para un diámetro de 3” 0.39 m/min. VELOCIDADES DE PENETRACIÓN Perforadora Hidráulica COP 144 velocidades mayores de 3m/min con taladros de 45 a 51 mm. Perforadora 1032 y 1238 se puede variar la carrera de pistón, adecuando así los impactos y la frecuencia de golpes a las características de la roca. TÚNEL BORING MACHINE TBM (topo).- Perforadora que permite perforar secciones circulares (plena sección) puede trabajar en cualquier tipo de terreno; para las excavaciones con radios de curvatura de 110 mts. Actualmente se utilizan en labores de preparación de mina y en obras hidráulicas. CRITERIOS PARA SELECCIONAR LA MAQUINARIA DE PERFORACIÓN: 1. Geometría De la Mina: Ancho de los accesos, dimensiones de los tajeos y galerías. 2. Tipos, calidad y facilidad de disponer en el mercado nacional de accesorios de perforación y consumibles en general. 3. Productividad y costos estimados. 4. Características operativas de la máquina, accesorios de seguridad. 5. Apoyo técnico del fabricante post Venta. PROBLEMAS MAS COMUNES QUE SE VEN EN LA EXCAVACIÓN CON JUMBOS: • Baja Utilización del equipo. • Selección inadecuada del equipo. • Avance pobre (% de profundización del taladro). • Mantenimiento deficiente. • Personal no preparado. • Ausencia de repuestos vitales. Mecanismo de Percusión y rotación: (Martillo en Fondo) • La percusión y rotación son separados. • La percusión es producida por un pistón reciprocante, el cual golpea la broca. • La velocidad de rotación es variable, producida por la cabeza de rotación y transmitida por la columna de perforación. • Los martillos de fondo pueden ser usados en perforadoras sobre orugas tipo track drill o perforadoras rotativas. Perforadora Eléctrica: Son perforadoras rotativas, poseen un motor de rotación que permite el giro del barreno, el cual esta conectado a una caja de engranajes que transmite la rotación, para el empuje posee una cadena de propulsión, toda la operación del equipo se controla mediante un tablero electrónico en el cual se puede apreciar los valores de la velocidad de rotación, fuerza de empuje, avance de la perforación, la presión de aire del barrido. Aceros de perforación: La parte fundamental para la perforación son los aceros de perforación (barrenos y brocas), los cuales representan un costo importante en la voladura de rocas (30%) por lo tanto debemos darle la importancia que tiene, podemos tener la mejor perforadora, pero si no tenemos un control adecuado del desgaste de brocas, estaremos reduciendo la eficiencia de la perforación. Desgaste del metal duro.- Las placas y botones de los barrenos integrales y de las brocas desgastan en su mayor parte por abrasión contra el fondo del taladro y también contra las paredes. Si este desgaste es importante, disminuirá la velocidad de penetración y el metal duro como los componentes del acero, la perforadora estarán sometidos a esfuerzos anormalmente altos. El desgaste frontal lo ocasiona la roca dura que se perfora, siendo la forma plana del desgaste que es la mas ancha en la periferia a causa de la mayor distancia recorrida por la rotación, en caso de las brocas de botones, los botones periféricos se desgastan más. El desgaste diametral ocurre en las rocas abrasivas por su alto contenido de cuarzo, el metal duro de la periferia se desgasta mucho causando contra cono y disminuye el ángulo de incidencia de la broca. Las brocas de botones deben afilarse a los 300 m y los de plaquitas a los 150 m. Las brocas de inserto de plaquitas deben afilarse cuando el filo de corte tiene un ancho de 3 mm, medido a 5 mm de la periferia de la broca, empleando un calibrador de afilado. No se debe permitir que el contra cono (o sea la distancia entre el punto más alto de la broca y el punto donde empieza el espacio libre) sobrepase los 8 mm de una barrena integral y 6 mm de una broca de plaquitas. Una broca de botones tiene conicidad cuando ha desaparecido el espacio libre. Una barrena integral correctamente afilada debe tener solo un nuevo filo de corte en las 3/5 partes del filo. Todo los bordes aguzados deben ser suavizados, usando un esmeril de afilar desechada. El ángulo de afilar debe ser de 110° y el radio de curvatura de 80 mm. En la broca de plaquitas se debe dejar un filo de corte sin afilar del 1/10 del diámetro de la broca. Los botones de metal duro deben ser repasados para que vuelvan a tener la forma original. La forma más práctica es con una copa de afilado revestida de diamante sintético, existiendo copas de afilado que afilan acero y metal duro al mismo tiempo. El contra cono deberá eliminarse tan prono como sea posible por medio de afilado frontal. El afilado del diámetro de la broca de plaquitas se debe hacer solo si el frontal no es suficiente evitando de esta manera la reducción prematura del diámetro de la broca. Para quitar el contra cono de la broca de botones es necesario en la mayoría de los casos rebajar el diámetro, al mismo tiempo se reafila a la forma original del botón. PERFORACIÓN ROTATIVA: Utiliza el principio de rotación y la penetración en la roca ocurre debido a la combinación de 3 acciones: El empuje, la rotación y el barrido EMPUJE EN PERFORADORAS ROTATIVAS: El empuje es la fuerza principal que causa la penetración; el empuje en los insertos de la broca tiene que exceder la fuerza compresiva de la roca para que pueda penetrar (idealmente como el 80% de su largo). El peso del empuje está limitado por el tamaño de los cojinetes dentro de los conos a brocas mayores cojinetes mayores. PULLDOWN MÁXIMO ESTIMADO: (= 810x diamtero2) Diámetro (in) Max Pulldown (lbs) 5 7/8 27958 6 29160 6¼ 31641 6¾ 36906 7 7/8 50233 8¾ 62016 9 65610 9 7/8 78988 Diámetro (in) 10 5/8 11 12 ¼ 13 ¾ 14 ¾ 15 17 ½ Max Pulldown (lbs) 91441 98010 121551 153141 176226 182250 248063 BROCA TRICONICA: Es una broca compuesta por tres conos giratorios, con incrustaciones de dientes o insertos los cuales son presionados contra la superficie de la roca en el fondo del agujero (taladro), al mismo tiempo se le da rotación. Los dientes o insertos son variables y dependen del tipo de roca o material a perforar, para roca blanda los dientes son afilados y grandes y para roca dura los botones (dientes) son pequeños y rendondeados. Rotación.- Al girar el cuerpo de la broca , los conos giran en el fondo del agujero, permitiendo que los dientes entren en contacto con la roca. El movimiento angular de los dientes d en la roca provoca el rompimiento y el triturado por la fuerza de empuje. La pequeña desviación de los conos (brocas para roca suave) añade a los dientes una acción de arrastre al rotar. Barrido.- Los cortes deben ser evacuados del agujero, para evitar la pérdida de energía en triturado repetido, reducir la abrasión, evitar el atasque. El aire comprimido inyectado a través de la columna de perforación, arrastra los recortes hacia la superficie. Presión de Aire.- La Presión en las boquillas de la broca debe ser suficiente para dislocar los recortes y acelerarlos hasta la velocidad de barrido. La velocidad de Barrido (pies por minuto).- La velocidad debe ser suficiente como para sacar los recortes a la superficie. La aparición de equipos diesel ha proporcionado mayor flexibilidad a la operación, reduciéndose los costos en mas del 50%, incrementándose la vida de los accesorios. Los equipos eléctricos se concentran en diámetros superiores a 12 ¼”, se incorporan los sistemas de automatización y navegación GPS, llegándose a records de 6000 horas por año. Como podemos obtener una velocidad de barrido superior?.- Usando un compresor de mayor volumen, mas cfm de aire, reduciendo el área anular entre la pared del hueco y las tuberías de perforación usando una tubería de mayor diámetro. La perforación debe poder usar tubería mayor, el espacio anular debe permitir que pasen los detritus mayores. CARACTERÍSTICAS DE LAS PERFORADORAS: Son autónomas, Impulsadas eléctricamente o por motores diesel, Montadas sobre chasis sobre orugas fabricados en serie; su construcción modular permite ofrecer alternativas de motores de impulsión, tamaños de compresoras, altura de mástil o torre. Ofrecen unidades equipadas con compresoras de alta presión para operar martillos DHD de percusión y a la vez de la modalidad rotativa. Totalmente dispuestas a automatizarse hasta llegar al modelo automático. PLATAFORMA DE PERFORACIÓN: Son soportes radiales que distribuyen las fuerzas de tensión a lo largo del perímetro del soporte y no lo concentran en un punto como lo hacen los soportes convencionales. La plataforma para el equipo de propulsión está montada sobre un soporte independiente que aísla los componentes de las vibraciones y golpes. TREN DE POTENCIA.- La fuente primaria de energía es para todo los componentes, Motor diesel o eléctrico, Tamaño y potencia que varían de acuerdo a los rendimientos y la capacidad requerida. Construcción modular que permite ofrecer varias opciones de motores, respecto a la potencia lo que permite adecuar el equipo de trabajo a gran altitud. SISTEMA DE BARRIDO CON AIRE.- El propósito principal es limpiar el fondo del taladro y sacar los detritus de la roca hasta superficie; esta compuesto por un compresor y tubería, mangueras, conducto a través del cabezal rotatorio, columna de perforación y boquillas de la broca. Cuando se dispone de compresora de alta presión, el aire acciona el pistón del martillo en fondo. Función secundaria enfriar la broca. CHASIS TRANSPORTADOR SOBRE ORUGAS: Los componentes son ensamblados sobre una plataforma o base rígida. El motor, compresor y bombas van montados sobre una base auxiliar aislada y amortiguada (perforadoras rotativas IR); los chasis transportadores sobre orugas son fabricados por los fabricantes de excavadoras hidráulicas como caterpillar. MECANISMOS DE NIVELACION: posee gatas para la nivelación y alinear el equipo, Es una plataforma estable y permite aplicar el peso adecuado. Rotary Drill, compuesto por 3 o 4 gatas hidráulicas con zapatas que permiten levantar totalmente el equipo. TRC DRILL, la guía se desplaza y las orugas son ajustables, permitiendo la nivelación sobre tres puntos. SISTEMA DE ALIMETACION, posee ventajas sobre los sistemas de alimentación convencional por cuanto reduce el peso de la estructura, El desgaste es más aparente comparado con los sistemas de cadena y además mas seguro. La alimentación es uniforme sin golpes para una reducción del desgaste de los accesorios comparado con sistemas de cadena y piñón; La instalación es más rápida para una mejor disponibilidad y por lo tanto menor costo. Mayor eficiencia mecánica por la reducción de pérdidas por fricción; menos poleas y componentes de cable. MECANISMO DE ROTACIÓN EN LAS PERFORADORAS ROTATIVAS: Tienen la finalidad de hacer girar las barras y transmitir el par, las perforadoras llevan un sistema de rotación montado generalmente en el bastidor que se desliza a lo largo del mástil de la perforadora. Son de varios tipos: Mesa rotatoria, cabeza accionada por motor hidráulico, cabeza accionada por motor eléctrico. El sistema de rotación por un motor eléctrico es mas usado en las máquinas grandes porque aprovecha la gran facilidad de regulación de los motores de corriente continua. PERFORADORAS HIDRÁULICAS Son perforadoras que RASTRILLAJE Es una operación que consiste en situar al mineral de los tajeos adyacentes al shut, tender el relleno en dicho tajeo, llenar carros mineros en una galería, mediante la acción de un rastrillo y winche. El rastrillaje es de suma importancia en el palaneo mecánico dentro del ciclo de minado y su uso es muy difundido en algunas minas subterráneas, con los sistemas convencionales de minado como con los sistemas de trackless. Usándose en forma combinada y de acuerdo a ciertas consideraciones que se presentan en el trabajo de extracción. EQUIPO DE RASTRILLAJE Para EL montaje de equipo de rastrillaje es necesario contar con los siguientes componentes: 1. Rastrillo 2. Winche 3. Cable 4. Polea 5. Plataforma 1. RASTRILLO.- Llamado también SCRAPER son de formas y tamaños diferentes, de acuerdo al trabajo al que está destinado; sin embargo dos componentes básicos permanecen constantes el asa y la placa posterior de excavación. La hoja de excavación tiene dos partes una rígida unida al asa y la otra consistente de una cuchilla o uña cambiable y fijada a la primera mediante pernos. El asa es el que une los extremos de la placa posterior y termina a manera de una “V” y su función es equilibrar y en la mayoría de los rastrillos es fija, en otras tienen cierto juego en el contacto con la placa posterior. Clases de Rastrillo: a) Tipo azadón o abierto.- Generalmente carece de placas laterales y la placa posterior tiene un ángulo de abertura grande. Se usa para el acarreo de material grueso. b) Tipo Caja o Cerrado.- Tiene placas laterales fijas y el conjunto tiene una apariencia de una caja. Se usa en el acarreo de material fino a mediano y detiene la carga en forma satisfactoria en distancias grandes y cuando el piso por donde transita es lisa. c) Existen también formas intermedias. 2. WINCHE.- Elemento motriz; que comprende la Tambora y el motor, de acuerdo a esto y para uso en la minería se tiene winches de 2 a tres tamboras con motor eléctrico y aire comprimido, con potencias de 7 a 40 HP. La tambora tiene capacidad de 40 a 150 metros de cable. Partes principales: Base: Es una pieza rígida de acero fundido. Tiene orificios para el anclaje en el piso, provee rigidez a toda la estructura de la máquina durante el trabajo. Tamboras: Con diámetros grandes aumenta la capacidad de trabajo del cable y reduce el desgaste de este. Una tambora apropiada y ancha realiza un buen arrollamiento del cable. Embrague: Sirve para transmitir el movimiento a cada uno de las tamboras desde el eje principal. Dos engranajes locos o intermedios giran entre el piñón de mando del eje principal y la corona dentada del embrague, resultando una reducción de velocidad en los engranajes. Las bandas exteriores del embrague son controlados mediante una palanca. Frenos: Son regulables del tipo de banda exterior y se halla al lado del operador. Actúan a manera de mordaza al presionar la palanca de freno. Algunas winchas tienen frenado automático. Engranajes y Chumaceras: Las tamboras, el engranaje y los piñones están situadas en el mismo eje. Por lo general en cada tambor existen tres engranajes intermedios que transmiten el movimiento del eje a la corona dentada, resultando menor así la rotación del tambor. Guías de Cables: Sirven para prevenir el arrastre angular y reducen el desgaste del cable. Tiene rodillos de tubos de acero cubiertos de caucho resistente a la abrasión. Están colocados vertical y horizontalmente. Protector de cable: Tiene por objeto proteger al operador de accidentes cuando se rompa el cable. 3. CABLE: Es el elemento de tracción, es el que comunica el movimiento al rastrillo. El diámetro del cable es de acuerdo a la potencia del motor del winche, distancia de rastrillaje y capacidad de la tambora. En la tabla siguiente se da la relación entre la potencia del motor y diámetro del cable de acuerdo a experiencias obtenidas en la mina. DIÁMETRO DE CABLE POTENCIA Pulgadas HP 5/16 Hasta 5 3/8 5 – 10 1/2 10 – 20 5/8 20 – 30 3/4 30 - 40 4. POLEA Llamada también rondana, sirve para sostener, guiar y facilitar el movimiento del cable de avance durante la operación de rastrillaje. Para sostener la polea se fija en la pared del tajeo una alcayata del cual se une un pedazo de cable. En el caso de labores angostas simplemente se sostiene de un puntual colocado entre las cajas de la veta. Las poleas usadas en el rastrillaje pueden ser de tamaños siguientes: 6, 8, 10, 12 y 14 pulgadas y la ranura de la polea está de acuerdo al diámetro del cable a utilizar. 5. PLATAFORMA: Sirve Para instalar en él la Wincha. En el tajeo se confecciona con tablas y puntales en la dirección del echadero, debiendo estar bien asegurada para evitar posibles desprendimientos al momento de operar la Wincha. Diseño de partes del rastrillo: A pesar de que se cuenta en el mercado con rastrillos, muchas veces en la mina existe necesidad de confeccionar rastrillos. En cualquiera de los casos, es conveniente tener en cuenta ciertas normas de diseño como la que se indica a continuación: a) Condiciones de servicio.- Se considerará la clase de servicio que prestará el rastrillo, los esfuerzos a que estará sometido y tipo de abrasión a soportar. b) Angulo de excavación y forma de plancha posterior.- La forma y ángulo de excavación de la parte posterior y cuchilla es importante, porque un ángulo grande de curvatura limita al rastrillo recoger o retener la carga. Un ángulo pequeño es desventajoso, porque permite que el rastrillo se entierre. Se recomienda los ángulos siguientes: Rastrillo tipo Azadón: de 67° a 70° Rastrillo Tipo Cajón: de 57° c) Estabilidad y Equilibrio.- Es importante que el centro de gravedad esté adecuadamente situado para asegurar una buena estabilidad durante el carguío. El equilibrio debe mantenerse entre el peso, posición relativa y contorno de la plancha posterior. d) Capacidad.- Debe diseñarse Do a las condiciones de mineral, longitud de arrastre, potencia de la wincha y producción. e) Peso.- El rastrillo debe tener peso suficiente para mantenerse en operación y proporcionar un buen carguío. CONSIDERACIONES PARA EL CALCULO DE RASTRILLAJE: CAPACIDAD DE RASTRILLAJE.- La capacidad teórica de rastrillaje se calcula con la siguiente fórmula: C = c x T x V x E / 2D en pies cúbicos. Donde: T : Tiempo total de rastrillaje, en minutos. C: Capacidad de rastrillaje o carga; en pies3. c: Capacidad de rastrillaje elegido; en pies3. V: Velocidad de jalado en pies/minuto. E: Eficiencia total de 45 a 75% D: Distancia de rastrillaje; en pies. TRACCIÓN DEL CABLE: Cuando se rastrilla sobre el nivel, la tracción en el cable viene a ser la fuerza que resulta del peso del rastrillo más la carga por el coeficiente de fricción. F = f (Wr + Wm) Donde: F: Fuerza de tracción en el cable; en Lbs. f: Coeficiente de fricción. Wr: Peso del rastrillo; en lbs. Wm: Peso del mineral cargado por el rastrillo en Lbs. El coeficiente de Fricción (f) depende de: a) De la naturaleza del piso, pudiendo ser de 0.5 para pisos niformes y 1.0 para pisos ásperos. b) De la gradiente según la tabla siguiente: ANGULO CON LA SUBIENDO HORIZONTAL +% 10° 15 20° 30 30º 35 40° 40 45° 45 En resumen f= f1 + f2 donde: f1 = Factor de seguridad que varía de 0.5 a 1 f2 = Factor de gradiente que da la tabla. POTENCIA DE MOTOR DE WINCHE: HP = (F + s) / 33000 Donde: F= Fuerza de tracción en el cable en libras. S= Distancia equivalente recorrida. VELOCIDAD DEL CABLE La velocidad del cable para los cálculos se puede estimar en base a la tabla siguiente: VELOCIDAD BAJA MEDIA ALTA Pies/minuto 150 – 200 225 –275 300 a más. Distancias Cortas Largas Largas Para Material Grueso Medio Fino Para formas Angulosas suaves Suaves Fondos Asperos Medio lisos Densidad alta o baja alta o baja baja. TIPOS DE USOS DE RASTRILLOS TIPO DE RASTRILLO Para Material Para formas: Facilidades para excavar Facilidades para acarrear Facilidades para deslizarse ABIERTO grueso anguloso buena mala mala CERRADO fino suaves mala buena buena BAJANDO -% 20 40 60 Resbala Resbala MODELOS DE WINCHES En el mercado nacional se conocen muchos modelos y marcas: como Joy, Gardner Denver, Derena, etc. CALCULO Y SELECCIÓN DE EQUIPO DE RASTRILLAJE Para el cálculo de todo equipo de rastrillaje es necesario considerar el tipo de material, fragmentación, volumen y demás condiciones que permitan la operación en condiciones óptimas. Calcular el HP del Winche, tipo de cable para rastrillar mineral en una labor de piso accidentado, para un desplazamiento uniforme; el material (mineral de Zinc) seco, con peso específico de 125 lbs/pie3, tamaño promedio 6” de diámetro, con bastante fino, ocasionalmente trozos de 12” de diámetro. Objeto jalar mineral del tajeo al shut. Tonelaje por guardia: 180 tn Distancia máxima del frente al shut: 100 pies Gradiente máxima: 20° bajando. a) Selección del rastrillo, para lo cual se deben considerar las condiciones del terreno, material, para elegir un rastrillo abierto de media caja. b) Volumen Horario: se tiene que considerar lo siguiente: Tiempo efectivo de trabajo: 6 horas/gdis. Tonelaje a extraer: 180 tn/gdia. Tonelaje horario = 180/6 0 30 Tn/hr Volumen horario = (30 tn/hr x 200 lb) / (125 lbs/pie3 x 1 tn) = 480 pies3/hr c) Velocidad del Cable De acuerdo a la tabla consideramos velocidad media entonces hallamos: Velocidad de arrastre = (225 + 275) / 2 = 250 pies / minuto Velocidad de Retorno = (250 pies/min/3) + 250 pies/min = 333.33 pies/min. Velocidad promedio de trabajo = (250 + 333.33) / 2 = 291 pies/min Velocidad Promedio de trabajo = 291 pies/min = 4.85 pies/seg d) Distancia Equivalente Distancia : 100 pies Distancia recorrida por viaje = 100 x 2 = 200 pies Cambios de posición: marcha y contramarchas = 4 seg x 4.85 = 20 pies Carga: rastrillaje en el frente = 5 seg x 4.85 = 25 pies (aprox) Descarga vaciado en el shut = 3 seg x 4.85 = 15 pies (aprox) Distancia total equivalente: 260 Pies recorridos por viaje. e) Potencia del Winche: Factor de fricción: f = 1.0 – 0.40 = 0.60 (20° bajando) Fuerza de tracción: F = f (Wr + Wm) Wr = 810 lbs. Wm = peso específico por volumen N° de viajes/hr = (291 pies/min x 60 min x 0.75) / (260 pies/viaje x 1 hr) = 50 viajes/hr. Capacidad de Rastrillo= 480 pies3/ hr / 50 viajes/hr = 10 pies3/hr. (aprox) Peso del material = 125 lbs/pie3 x 10 pies3/viaje = 1250 lbs F = 0.6 (810 + 1250) = 1236 lbs HP = F x De / 33000 = 1236 lbs x 260 pies / 33000 = 10 HP Entonces el cable para 10 HP se busca en la tabla y se determina el tipo de cable como 3/8” de diámetro para un HP de 5 a 10 HP. IZAJE Es una operación muy importante dentro de los trabajos de minería, que permiten la extracción a superficie de mineral de los tajos, así mismo el transporte de materiales, suspensión de jaulas para transporte de personal, carros mineros, Skips, para perforaciones inclinadas mediante jaulas suspendidas, para suspender rezagadoras, para la ampliación y ensanche de pozos, mediante plataformas de trabajo, para transportar maquinaria, etc. Empleándose Winches de 01 ó 02 tamboras, con un motor, 2 motores, 3 motores , etc, las plataformas pueden suspenderse mediante 2 cables, 3 o 4 cables y pueden estar controlados por 2,3 0 4 winches sincronizados mediante control remoto. Sistemas de Izaje: 1. Por medio de un cable no equilibrado Se usa en minería poco profunda Se usa en explotaciones pequeñas Se usa en exploraciones Se usa en Piques inclinados 2. Por medio de 2 cables y un cable de equilibrio Se usa en tonelajes medios Se usa en minas de mediana profundidad 3. Por medio de 2 cables parcialmente equilibrados Se usa en Minas profundas Se usa en grandes tonelajes Es una variante de la Polea Koepe. COMPONENTES BÁSICOS DEL EQUIPO DE IZAJE: 1. Tambora 2. Cable 3. Polea CABLE 4. Skip, Jaula o Balde 5. Castillo POLEA POLEA W S K I P TAMBORA.- Es un elemento que sirve para enrollar el cable durante elizaje y puede ser de diferentes formas: Cilíndrica o cónica. Partes: B A : Profundidad De enrollamiento B : Largo de enrollamiento D: Diámetro interior de la tambora H: Diámetro de la brida H D K: Factor de línea más adecuado A POLEA.- Elemento que ayuda al deslizamiento del cable y debe poseer las siguientes tolerancias: φ CABLE TOLERANCIA ¼” 5/16” + 1/64” 1/32” 3/8” ¾” + 1/32” 1/16” 1 3/16” 1 1/8” + 3/64” 3/32” POLEA 1 3/16” 1 ½” + 1/16” 1/8” 1 19/32” 2” + 1/8” 3/16” Para evitar el esfuerzo de doblamiento por una distribución inadecuada del cable en la polea es necesario tener en cuenta la tolerancia arriba mencionada, si es cerrado no gira bien el cable produciéndose resistencia y desgaste en el cable y si es abierto se sale el cable de la polea. CABLES DE ACERO.- Es un producto que se fabrica con alambres de acero, colocados ordenadamente para desempeñar un trabajo determinado. Al diseño y arreglo de las partes que forman un cable de acero que consiste en alambres, torones y alma, se denomina construcción. Como los cables se someten a distintos trabajo dependiendo de la maquinaria en que se utilicen así como de las condiciones en que trabajen, existen construcciones específicas para llenar los requisitos de cada trabajo en particular. En izaje Son elementos que se enrollan en la tambora; siendo el cable un conjunto de torones, dispuestos en capas y que sirve para jalar y subir la carga y se debe elegir de acuerdo a la función y la resistencia del cable. Partes del cable: Alambres, torones, Alma, aisladores. .Alambre: Es el elemento metálico resistente o hilo, del cual está compuesto principalmente el cable Torón: Es la parte del cable que está constituido por alambres ubicados en un trenzado; si el cable tiene alma, alrededor del alma va el torón, que puede ser circular, triangular o plano. CABLE Alma: Es una fibra (cáñamo o metal) que va al interior del torón o cable, con la finalidad de darle flexibilidad y resistencia. Aisladores: Son cubiertas que aíslan los torones. Lubricantes: Son partes del cable que sirven para disminuir la fricción entre sus partes. Cubierta Galvanizada: Lo poseen los cables para darles mayor resistencia a la oxidación y tracción. Clasificación.- Las principales construcciones se clasifican en tres grupos: 6x7, 6x19, 6x37. Estos dos últimos grupos incluyen varias construcciones, por ejemplo: 6x19 Filler (6x25), 6x19 Seale, etc. Para el grupo 6x19, para el grupo 6x37: 6x31, 6x36, 6x43, etc. Grupo 6x7.- En este grupo c/u de los seis torones que forman el cable está construido en una sola hilera de alambre, colocada alrededor de un alambre central, debido a que el número de alambres (/) que forman el torón es reducido, nos encontramos con una construcción de cables formada por alambres gruesos que es muy resistente a la abrasión, pero no recomendable para las aplicaciones donde se requiera flexibilidad. (Diámetro mínimo recomendado de poleas o tambores: 40 veces el diámetro del cable). Grupo 6x19.- Este tipo de cale es de mayor uso, por tener la cualidad de ser resistente a la abrasión y así mismo bastante flexible. En este grupo los torones se construyen usando desde 16 hasta 26 alambres, lo que hace fácil la selección del cable para un trabajo determinado. En la práctica, las dos construcciones que más se utilizan de este grupo son las de 6x19 Filler (6x25) (12/6/6/1) y la Seale 6x19 (9/9/1). De estas dos la más usada es la primera por tener la gran ventaja de ser resistente a la abrasión, al aplastamiento, así como lo suficientemente flexible para trabajar en poleas o tambores que no tengan un diámetro muy reducido en relación al diámetro del cable. (Diámetro mínimo recomendado de poleas o tambores: 25 veces el diámetro del cable). Esta construcción de cable está conformada por 6 torones de 25 alambres c/u; que están integrados por dos hileras de alambres colocados alrededor de un alambre central, con el doble de alambres en la hilera exterior (12) que los que tiene en la hilera interior (6). Entre estas dos hileras se coloca seis alambres muy delgados, como relleno (Filler) para darle la posición adecuada a los alambres de la hilera exterior. La otra construcción que hemos señalado en este grupo, o sea la 6x19 Seale. Está conformada por seis torones de 19 alambres cada uno, que están integrados por dos hileras de alambre del mismo número (9) colocados alrededor de un alambre central. En este caso, los alambres de la hilera exterior son más gruesos que los de la hilera interior, con el objeto de darle una mayor resistencia a la abrasión y aplastamiento, pero su flexibilidad es menor que las del cable 6x25, aunque no son tan rígidos como la construcción de 6x7. (Diámetro mínimo recomendado de poleas o tambores: 30 veces el diámetro del cable.). Grupo 6x37.- Las construcciones de este grupo son más flexibles que las de los grupos 6x7 y 6x19, debido a que tienen mayor número de alambres por torón. Esta construcción de cable se utiliza cuando se requiere mayor flexibilidad. No se recomienda cuando sea sometido a una abrasión severa, por tener el diámetro de sus alambres exteriores más pequeños. Este grupo incluye varias construcciones, de 29 a 46 alambres por torón. Aunque nominalmente se le denomina construcción 6x37 en realidad casi ninguno de los cables de este grupo tiene 37 alambres por torón. Mejorando el diseño en la fabricación del cable se le construye el torón en una sola operación, lo cual ha evitado el cruce interno de los alambres que lo componen, esto ha dado lugar a utilizar torones compuestos de 29 a 43 alambres (Diámetro recomendado de poleas o tambores para este tipo de cable: 18 veces el diámetro del cable). Además de los grupos antes indicados, consideramos conveniente nombrar el grupo 8x19, que está constituido de 8 torones alrededor de un alma, siendo esta alma generalmente de fibra. Alma del Cable.- El alma del cable sirve como soporte a los torones que están enrollados a su alrededor. El alma se fabrica de diversos materiales, dependiendo del trabajo al cual se va a destinar el cable, siendo las más usuales: el alma independiente de cable fabricado con alambres de acero dispuestos generalmente en construcción 7x7; almas de acero que están formadas por un torón igual a los demás que componen un cable y las almas de fibra, que pueden ser de fibras vegetales o sintéticas, (cáñamo, polipropileno). El alma de acero se utiliza para aplicaciones donde el cable está sujeto a severos aplastamiento o cuando el cable trabaje en lugares donde existan temperaturas muy elevadas que ocasionen que el alma de fibra se dañe con el calor. También este tipo de alma proporciona una resistencia adicional a la ruptura, de aproximadamente 10% dependiendo del la construcción del cable. Loa cables con alma de acero son ligeramente más rígidos que los cables con alma de fibra, pero soportan los dobleces adecuadamente. Los cables con alma de fibra se usan en aquellas aplicaciones en las que los cables no están expuestos a condiciones antes mencionadas. Estos cables son más fáciles de manejar y más elásticos. INSPECCION DE CABLES.- Los cables se desgastan, más o menos rápidamente según el trabajo que realizan, disminuyendo por lo tanto el coeficiente de seguridad con que trabajan. A fin de evitar roturas imprevistas es necesario inspeccionar periódicamente el estado de los cables. Esta inspección sirve además para precisar los factores que más influyen en su deterioro y por ello corregir y disminuir en lo posible la acción de estos. En algunos casos, por ejemplo en pozos de extracción de minas, ya existen normas que indican cuando hay que realizar la inspección y la forma de llevarlas a cabo. La correcta inspección consiste en lo siguiente: 1. Alambres rotos. 2. Alambres desgastados. 3. Oxidación. 4. Alambres flojos. 5. Cordones desequilibrados. 6. Distorsión y malos tratos. 1.- Alambres rotos.- Hay que anotar el número de alambres rotos por metro de cable y prestar especial atención al tramo que esté en perores condiciones. Hay que observar si las roturas están regularmente distribuidas entre los cordones. Si están concentrados en uno o dos cordones solamente el peligro de rotura del cordón es mayor que si están repartidos entre todos ellos. También debe observarse si la mayoría de las roturas ocupan siempre la misma posición respecto a los cordones, es decir si son roturas exteriores (en el lado exterior del cordón) o interior (entre cordones adyacentes). Según la forma de los extremos de los alambres rotos, se pueden reducir las causas de su rotura. 2.- Alambres desgastados.- Aunque los alambres no hayan llegado a romperse puede haberse desgastado considerablemente, produciendo un debilitamiento general del cable que puede llegar a ser peligroso. En la mayoría de los cables flexibles, el desgaste por rozamiento exterior no constituye un motivo de sustitución si no se rompen los alambres. En cables rígidos, cables helicoidales y cables cerrados, un fuerte desgaste exterior puede representar una gran disminución de sección y por lo tanto del coeficiente de seguridad. Cuando se observa una fuerte reducción del diámetro del cable (aparte de la reducción estructural) es conveniente ir comprobando periódicamente que el coeficiente de seguridad no pase de un mínimo peligroso. 3.- Corrosión.- Es conveniente también una comprobación del diámetro del cable en toda su longitud, para investigar cualquier disminución brusca de diámetro. Esta reducción puede ser debida a que el núcleo de fibra se haya secado y descompuesto o a que exista una corrosión interna. Generalmente la corrosión interna se manifiesta por oxidación y la presencia de herrumbre en las hendiduras de los cordones. Pero existe también la posibilidad de que haya corrosión interna en el cable sin que se manifieste exteriormente. TABLA DE RECOMENDACION PARA POLEAS Y CABLES: TIPO DE DIÁMETRO DE POLEA TIPO DE SERVICIO CABLE RECOMENDADO MINIMO Cable de arrastre 6x7 72 d 42 d Cable de izaje Estándar 6 x 19 45 d 30 d Cable extraflexible para izaje 8 x 19 31 d 21 d Winches de Mina 100 d 60 d Cable flexible para izaje 6 x 37 27 d 18 d Torres de perforación 30 d 20 d CALCULO DE IZAJE: Para los siguientes datos determinar diámetro del cable, Polea, Tambora, HP del Winche: Profundidad del pique = 500 pies Peso de Skip = 1200 lbs Peso mineral = 6000 lbs. Capacidad de izaje por guardia = 600 TC Tiempo de aceleración y desaceleración: 6 seg Tiempo muerto en subir y bajar: 8 seg. Izaje por medio de un cable no equilibrado. a) Cálculo del cable: Método de tanteo con factor de seguridad y resistencia φ Cable = d φ Polea = 60 d a 100d = φ Tambora. Escogemos un cable de 1 1/4” de diámetro cuyo peso es de : 4.35 Kg/m = 2.92 lbs/pie. Para un factor de seguridad de 5 FS = 5 Fr = 76000 d2 Carga de ruptura = 76000 (1.25)2 /2000 = 59.375 Tn = 59.38 Tn Cable de 1 ¼” de diámetro de 6 x 19 φ Tambora = φ Polea φ Cable = 1.25”; escogemos una proporción de 60d para la polea y tambora. φ Tambora y Polea = 60 x 1.25 = 75” = 6.25’ radio tambora = 3.13’ Cálculo de cable para chequeo del cable elegido: Peso de Skip = 1200 lbs/ 2000 : 0.6 TC Peso Mineral = 6000 lbs/ 2000 : 3.0 TC Peso del cable 533’ x 2.92 lbs/pie/2000 : 0.78 TC Aceleración del Cable (0.6 + 3)x3.13/ 32.2 : 0.33 TC Peso que soporta el cable 4.71 TC Carga de doblado = Fd = EAdw/D A: Sección del cable = 0.38 d2. dw: diámetro de los hilos = 0.063 d D = φ Polea E: Módulo de elasticidad del cable (12 x 106). Fd = 12x106x0.38(1.25)2x0.063(1.25)/75 = 7481.25/2000 = 3.74 TC Carga de doblado = 3.74 TC Carga que soporta el cable= 4.71 TC 8.45 TC Chequeo con el factor de seguridad: FS = 59.38 / 8.45 = 7.02 b) Cálculo del HP del Winche: Cálculo de velocidad y aceleración: N° de viajes/hora = N° tn a izarse/ (N° hr x capacidad) = 600/ (6 x 2) = 50 viajes Tiempo de izamiento de un viaje en segundos: Tiempo de viaje Tv = 3600 seg X 1 viaje /50 viajes = 72 seg. Tiempo de aceleración = Ta : 6 seg Tiempo de desaceleración = Td : 6 seg. Tiempo muerto = Tm : 8 seg. Tiempo total subir y bajar = Tv – Tm = 72 – 8x2 = 56 seg. Tt = 56 seg/viaje. Tt subir o bajar = 56/2 = 28 seg. Resumen: Tiempo de aceleración = 6 seg. Tiempo de movimiento uniforme = 16 seg = Ts Tiempo de desaceleración = 6 seg. Tiempo total = 28 seg. Tiempo de velocidad constante (promedio) Fórmula = e = [Tt – (Ta + Td)/2] = 28 – (6 + 6)/2 = 22 seg. Número de vueltas de la tambora = Long. Cable / πD = 500 / 3.1416x6.25 = 25.46 vueltas de la tambora. Velocidad angular de la tambora= N° de vueltas/e = 25.46/ 22 = 1.15749 W = 1.15749 RPS Aceleración = W Ta/2 = 1.15749 x 6 /2 = 3.47247 Velocidad Uniforme = W ts = 1.15749 x 16 = 18.5198 Desaceleración = W td/2 = 1.15749 x 6 / 2 = 3.47247 Longitud del cable enrollado Durante: Aceleración : N° de vueltas x πD= 3.47247 x 3.14159 x 6.25 = 68.18 Movimiento Uniforme: N° de vueltas x πD= 18.5198x6.25x3.14159= 363.64 Desaceleración: N° de vueltas x πD= 3.47247 x 3.14159 x 6.25 = 68.18 Para Chequeo debe coincidir con la prof. El pique = 500.00 CALCULO DE MOMENTOS: Peso estático = Carga, porque no hay sistema de equilibrio SUBIENDO: Peso estático: Peso de jaula (Skip) + Peso de Mineral Peso estático = 1200 + 6000 = 7200 lbs. (sin considerar el cable, se usa solo cuando es equilibrado y este valor se resta). BAJANDO: Peso estático: Peso de Skip (no se usa en sistema equilibrado) Peso estático = 1200 lbs. MOMENTO PRODUCIDO POR LA CARGA SUBIENDO N° DE VUELTAS MOMENTO 0 7200 X 3.13 : 22536 3.47247 7200 X 3.13 : 22536 21.99 7200 X 3.13 : 22536 25.47 7200 X 3.13 : 22536 MOMENTO PRODUCIDO POR EL CABLE SUBIENDO N° DE VUELTAS 0 (500 X 2.92)X 3.13 3.47247 (431.82X 2.92)X 3.13 21.99 (68.18 X 2.92)X 3.13 25.47 (0 x 2.92 ) X 3.13 MOMENTO TOTAL SUBIENDO: N° DE VUELTAS 0 3.47247 CON CARGA 22536 22536 SOLO CABLE 4569.80 3946.66 TOTAL : 27105.80 26482.66 MOMENTO : 4569.8 : 3946.66 : 623.14 :0 21.99 22536 623.14 23159.14 25.47 22536 0 22536 MOMENTOS DE FRICCION: Mf = (Mmax + M min) / 2 Eff - Mc M max : Momento máximo M min: Momento mínimo Mc: Momento promedio Ef: Eficiencia mecánica 80% Mc = (M max + M mín)/2 Mc = (27105.80 + 22536)/2 = 24820.9 lbs-pie Mf = (27105.8 + 22536) / 2( 0.8) - 24820.9 = 6205.225 lbs-pie CARGA POR ACELERAR: Skip o jaula Mineral Cable (500 + 150) Tambora y Polea Cajas, Ejes, etc. Peso TOTAL : 1200 lbs. : 6000 lbs. : 1898 lbs. : 16500 lbs. : 2000 lbs. : 27598 lbs. Donde: Velocidad: V = W x π x D = 1.15749 x 3.14159 x 6.25 = 22.72 pies/seg FUERZA DE ACELERACIÓN: Fa = W x a / g Donde: W = carga por Acelerar a = Aceleración g = Aceleración de la gravedad a = V/Ta = 22.72 / 6 = 3.79 pies/seg2 Fa = (27598 x 3.79) / 32.2 = 3246.52 lbs. MOMENTO DE ACELERACIÓN: Ma = Fa x R = 3246.52 x 3.13 = 10161.60 lbs-pie HP torque = 2 π x w x M / 550 EQUIPOS DE TRANSPORTE SUBTERRÁNEO: CARROS MINEROS: Constituido por una tolva metálica cuyos espesor varía entre 4 a 12 mm, de acuerdo al modelo, que puede tener una sección en U o en V, según como se vacían: con basculador o con la mano. Viene reforzada en los lugares más vulnerables; la tolva está montada sobre un chasis que posee órganos de enganche, pudiendo ser estos: argollas y ganchos o enganches automáticos. El chasis está ensamblado a las ruedas de modo rígido o elástico (suspensión). En el chasis van unidos mediante pernos los ejes para sostener las ruedas, que son de hierro fundido y están unidos a los ejes mediante rodamiento de bolas o rodillos, que proporcionan una superficie de rodamiento para reducir la fricción. Capacidades: 60 (1.7), 70 (2.0),80 (2.3),100 (2.85) y 120 (3.45) pies3 carros Gramby; LOCOMOTORAS: son equipos de tracción que se utilizan para jalar o poner en movimiento los carros mineros, sea en interior mina como en superficie. De acuerdo a las condiciones de la mina y al tonelaje a extraer se usa diferentes clases de locomotoras pudiendo estas funcionar con energía eléctrica, accionados por un motor diesel o con aire comprimido, utilizan carros mineros para el transporte de mineral hacia superficie o en tramos intermedios hacia las tolvas principales. Locomotoras Eléctricas.- son equipos de tracción que funcionan con energía eléctrica corriente continua cuyo voltaje máximo es de 250 voltios, esta corriente se toma de una línea de alta tensión que mediante motores se convierte en corrientes de 250 voltios para ser conducida a interior mina donde se usa, esta corriente es tomado por la locomotora a través de un frotador de latón (rondana frotadora) en el alambre ranurado de cobre N° 4, uno de los polos y el otro se toma de la línea de cauville, ambos polos son conducidos a un convertidor en el interior de la locomotora, mediante cables aislados. La locomotora contiene: Un transformador del motor de la locomotora, Caja de control que sirve para obtener las diferentes velocidades, sistemas de frenos, faros y elementos de seguridad. Las Locomotoras a Trolley se usa para transporte de grandes tonelajes el HP de las Locomotoras varía entre 60 y 150 HP y transitan con una velocidad de 10 Km/hr. Ventajas: 1. Son compactas y fáciles de operar. 2. Tienen la ventaje de poseer carga durante el tiempo de trabajo. Desventajas: 1. Es muy costosa su instalación. 2. No puede movilizarse a zonas donde no existe línea trolley. 3. Existe peligro de electrocución para el operador. 4. No puede usarse en zonas donde existe gas inflamable, tampoco en minas de carbón, porque puede producir explosiones. LINEA DE CAUVILLE: Viene a ser la línea férrea por donde se movilizan las locomotoras y carros mineros, palas, en interior mina como en superficie (minería convencional). Esta línea férrea está constituida por dos líneas de rieles, que están ubicadas paralelamente y sujetadas por durmientes, con una trocha (separación) determinada y unidas entre si por eclisas. Riel.- Es un perfil metálico que posee 3 elementos: Patín, alma y cabeza su longitud varía según el peso 4, 5.5, 7, 8 mts, y sus pesos varían de 25, 30, 35, 40, 50 60 lbs/yarda. Accesorios.1. Eclisas.- Son placas que poseen 4 orificios ubicados 2 en cada extremo y sirve para unir o empalmar rieles contiguas y vienen en pares, se selecciona según el tipo de riel a usar. 2. Pernos de riel.- Son pernos de cabeza redondeada y a continuación el cuerpo presenta un ovoide, que encaja exactamente en la eclisa, haciendo posible que esta la sujete para que no gire, vienen de acuerdo al tipo de línea. Ej. ½”, 3/8”. 3. Clavos de Riel.- Son clavos de fierro fundido que se utilizan para sujetar las rieles en las durmientes, su sección es rectangular. 4. Durmientes.- Son trozos de madera de sección rectangular y de longitudes adecuadas a la trocha a usar, tienen la finalidad de distribuir el esfuerzo y peso soportado al piso así como los esfuerzos laterales y se colocan a cierta distancia una a continuación de otra. Ejem. 4”x6”x4’. NORMAS USADAS PARA LA INSTALACIÓN: 1. Gradiente.- La gradiente usada en la mina es de 5x1000 o de 6x1000 como máximo. El cual se puede controlar mediante Regla de gradiente o nivel de mano. O mediante punto de gradiente. 2. Radio de curvatura.- Se determina en relación a la distancia entre los ejes de la locomotora; es recomendable usar radios de curvatura adecuados. 3. Peralte.- Se utiliza para vencer la fuerza centrífuga que se produce al pasar por una curva, a cierta velocidad, para su determinación se usa: EQUIPOS LHD PARA MINERIA SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL TECNOLOGÍA LHD La introducción de vehículos de carga, transporte y descarga en minas profundas modifican la operación minera; se puede ver que el ancho utilizado en los vehículos impulsados eléctricamente son reducidos, bajando los costos de operación y mejorando la eficiencia, medio ambiente y haciéndolo mas aceptable. El primer vehículo LHD para la minería subterránea fue introducido en 1960 y en los años siguientes hubo un radical cambio de los métodos de minado. El diseño inicial para un rápido movimiento de mineral, para las rampas u ore pass en cuerpos inclinados escarpados. El uso de estos vehículos en sistemas de transporte subterráneo hace que los métodos de minado se adapten a la maquinaria, el conveniente acceso por medio de rampas, a los niveles habituales y mediante rampas a superficie, produce un conveniente acceso de hombres, máquinas y materiales. Los vehículos impulsados con motor diesel da lugar al incremento de los equipos de ventilación, por los gases que evacua por el escape, los equipos LHD poseen 2 motores: uno para la tracción de las ruedas y otro para la tracción de la cuchara. El mantenimiento de estos equipos también se realiza en subterráneo, sin necesidad de sacarlo a superficie para su servicio. Los componentes de estos equipos se pueden se han ido perfeccionando con los años, llegándose a operar con control remoto de los equipos, en zonas que son peligrosas. Los equipos LHD eléctricos poseen impulso en las 4 ruedas, poseen un pin al centro para su conducción. Lo cual es diseñado para un ciclo establecido de tiempo, para carga traslado de un extremo a otro, a distancias de 200 a 300 metros, descargando allí, esto para una máxima utilización de la fuerza. La fuerza estándar es fijada para los motores diseño por el enfriador del aire. PALAS.- Son equipos grandes que se utilizan en minería superficial, están montadas sobre orugas, trabajan con energía eléctrica de alto voltaje (4160 voltios), su capacidad de cuchara varía según el tipo de pala, posee un bastidor inferior (torna-mesa), sobre el cual está instalado un bastidor superior que es giratorio, el cual gira llevando consigo la cabina y el cucharón, el sistema de izaje del cangilón, la pluma, el brazo del cucharón (cangilón) posee los siguientes controles. Avance de las cadenas (orugas) Rotación de la cabina, arrastrando la pluma y el cangilón de la pala. Elevación del Cangilón por los cables, gracias a una cabría ubicada en la cabina. Avance y retroceso del brazo del cangilón cuya parte inferior posee una cremallera, para facilitar el movimiento mediante un piñón mandado o controlado mediante un motor especial colocado debajo de la pluma. Abertura del fondo del cucharón, mediante la tracción de un cable o cadena que está conectado al sistema de cierre, el cual se cierra por su propio peso. PAYLOADER.- Son máquinas montadas sobre 4 ruedas(neumáticos), articulados en el centro mediante pines, controlado por pistones para el giro, está accionado por un motor diesel y los controles de dirección son hidráulicos, así como del cucharón; son equipos que cargan transportan y descargan, son de gran capacidad de trabajo, la capacidad de su cuchara depende del modelo de payloader, su uso es muy difundido tanto en minería subterránea como en superficial. CAMIONES DE VOLTEO RAPIDO (VOLQUETES).- Son camiones constituidos por un chasis en el que va la cabina y en su parte posterior en vez de carrocería va una tolva cuya descarga es por volteo, mediante la acción de un pistón hidráulico, existen diversidad de marcas y modelos de acuerdo a los requerimientos, además hay mecánicos y eléctricos. Los camiones usados en minería superficial son de mayor capacidad llegando este hasta los 360TM, los cuales pueden estar impulsadas mediante motores eléctricos, instalados en las ruedas posteriores o pueden estar impulsados por el motor directamente (mecánicos), actualmente hay tendencias del uso del tipo de energía de impulso, los vehículos en la mayoría de los casos son automáticos (no llevan embrague caso de los eléctricos), su velocidad es controlada por seguridad por lo general en 45 MPH, como velocidad máxima momento en el cual se frena automáticamente, esto para evitar accidentes, debido al peso del vehículo, las dimensiones de los vehículos varían según la capacidad de carga. El mantenimiento de los vehículos, cuando son impulsados eléctricamente tiene menor costo. IMPULSO ELECTRICO.- Con el impulso eléctrico, el motor eléctrico transmite al alternador, mediante un alimentador de corriente, fuerza a los motores eléctricos montados en las ruedas. La Cía. General Eléctric Co. Introduce en 1963 por primera vez la rueda motorizada, una innovación que revolucionó el transporte de carretera o acarreo ; mejorando económicamente el acarreo y proporcionando: 1. La máxima utilización de la fuerza del motor, además recorriendo a toda velocidad. La potencia del Motor no está en función de la velocidad del vehículo, como con la mecánica. Esto produce la mejor economía en el combustible. 2. El retardo dinámico.- Los motores de rueda en pendientes (rampas) actúan como generadores, con la fuerza producida por la resistencia al frenar, siendo disipado el calor en el enfriador de aire. 3. Es simple su operación, porque no llevan embrague. 4. Aumenta la seguridad.- Estudios demuestran que la fuerza eléctrica del vehículo, tiene validez de 10 a 15% superior a la tracción mecánica típica. 5. Bajan los costos de mantenimiento.- Facilita la aplicación de la fuerza del motor, para iniciar el movimiento a velocidad baja, pasando a velocidad alta, no siendo condición indispensable si está cargado o descargado; con la transmisión mecánica es continua la transmisión del movimiento. Esto reduce la tensión en la transmisión del convoy, dándole larga vida a los componentes y permitiendo alargar los intervalos entre reparaciones. También los componentes mecánicos de la transmisión deben ser completamente reemplazados, a intervalos periódicos, alternadores y motores de rueda, pueden ser reconstruidos indefinidamente. 6. Una ventaja adicional de la fuerza eléctrica que posee son los altos costos de combustible y es fácilmente adaptable con la potencia de tracción generada por el motor eléctrico, el frotador eléctrico auxiliar permite el ajuste en pendientes, dando lugar a la reducción del consumo de combustible y aproximadamente duplica la vida del motor. TRACCIÓN MECANICA.- Las principal ventaja de la tracción mecánica sobre la tracción eléctrica es que es más versátil, esto puede superarse con la producción de situaciones ideales, donde las condiciones de la mina son rápidamente cambiantes para mayores velocidades en pendientes excesivas. Los motores DC usados en impulsar eléctricamente, tiene inferior velocidad por el alto torque, características con que están hechos los modelos para acarreo en una longitud fija; sin embargo ello no es adecuado, para un rápido cambio de velocidad o pendiente. La razón es que la durabilidad de la tracción eléctrica es grandemente afectada por la temperatura. La vida del material aislante, puede ser la mitad por cada incremento de 10°C, si la temperatura sube sobre el límite de la capacidad de impulso eléctrico, es conveniente disminuir la inclinación del tajo para un trabajo pesado, como también el diseño del equipo minero de acarreo por carretera. PERFORMANCE DEL EQUIPO PESADO MINA: 1. HORAS CALENDARIO (calendar hours).- Son las horas teóricas de un periodo determinado que pueden reportarse en un equipo. Horas Calendarias = Días del Periodo x 24 2. HORAS NO DISPONIBLES (Non Available Hours).- Es el tiempo en el que el equipo está parado por causas ajenas a la producción (factores que están fuera del control del Area de Mina): Almuerzo, Huelga, Falta de energía eléctrica, esperando repuesto, falta de repuesto en llos talleres, condiciones climáticas (equipo parado), mal tiewmpo (equipo trabajando) 3. HORAS DISPONIBLES (Available hours).- Es el tiempo en el que el equipo está disponible para trabajar, está bajo el control del Area de Mina y es utilizable en las labores de producción. HORAS DISPONIBLES = Horas calendarias - Horas no disponibles 4. HORAS DISPONIBLES NO PROGRAMADAS (Available hours not programmed).- Es el tiempo en el que el equipo estando disponible, no es requerido para la producción o no es posible su aprovechamiento para la producción debido al mantenimiento, reparación general o producción restringida. No requerido, Norequerido en feriado, Mantenimiento programado en feriado, No alimentación, Producción restringida, Mantenimiento de rutina, Reparación general. 5. HORAS PROGRAMADAS (programmed hours).- Es el tiempo del equipo que ha sido programado para efectuar la producción planeada. HORAS PROGRAMADAS = Horas disponibles - Horas no programadas 6. DEMORA DE OPERACIÓN (Operating Delays).- Es el tiempo del equipo en el cual no produce, por demoras originadas por casas propias de la operación. 7. DEMORAS MECANICAS.- Son todas las demoras producidas por problemas mecánicos. 8. DEMORAS ELECTRICAS.- Son todas las demoras producidas por problemas eléctricos. 9. HORAS OPERADAS (Actual hours).- Son todas las horas de operación efectivas en producción. 10. HORAS OPERADAS = Horas Programadas – Total demoras 11. HORAS GANADAS.- Son las horas que al ritmo de producción standard darían la producción real obtenida. HORAS GANADAS = Toneladas reales/Tonelaje estándar por hora 12. PERFORMANCE.- Es el porcentaje de rendimiento que representa al tonelaje real por hora del tonelaje standard por hora. PERFORMANCE = Tonelaje real por hora * 100/Tonelaje Standard por hora. 13. DISPONIBILIDAD MECANICA (Maintenance delays).- Es el porcentaje del tiempo disponible para uso de operación después de excluir todas las demoras mecánicas, eléctricas, mantenimiento y reparaciones generales. DISP MEC = h.disp – (dem mec + dem elect + rep gen + mant prog)* 100 / Disp op – hor dispon 14. DISPONIBILIDAD OPERATIVA (Operating availability).- Porcentaje de tiempo disponible para la producción después de excluir las demoras de operación. DISP. OPERATIVA= Hor. Disp. – Demoras operacion * 100 / Horas disponibles 15. DISPONIBILIDAD TOTAL (Total availability).- Es el porcentaje de tiempo disponible para la producción después de excluir todas las demoras. DISP. TOTAL = Horas disp – (Tot. Dem. + Rep gen + mant prog) *100 / hor disp FAJA TRANSPORTADORA: Son equipos usados en minería subterránea como superficial, para el transporte continuo de minerales, desmonte, arena y otros. Las Fajas constituyen un equipamiento que permite el transporte continuo de materiales y se usa en la mina dentro de las labores subterráneas como en la planta de tratamiento para la alimentación de los equipos de chancado y molienda. Las dimensiones dependerán siempre de los requerimientos de producción, por lo cual también las potencias de motor tienden a variar, para movilizar la faja y la carga. •En la primera fase del diseño, su instalación es muy costosa y presenta dificultades en las galerías por su estreches y a cielo abierto es muy sencillo, con fuertes inclinaciones. •El transporte en las fajas se realiza por adherencia en el órgano de accionamiento y por el principio de deslizamiento de la faja y del tambor. Selección de faja transportadora.- No existe ningún secreto para la selección de una faja transportadora conveniente para trabajar en mina, taller o fundición, para lo cual se hace necesario considerar los factores fundamentales en la selección, lo cual hay que determinar; entre estos factores se consideran a 3 los que rigen la selección: 1. Capacidad.- Las toneladas por hora que la faja va a transportar, es una función básica del ancho de la faja, velocidad y naturaleza del material a transportar. 2. Potencia del motor para impulsarlo.- Es el total de HP requerido para mover la faja y la carga. 3. Tensión en la Faja.- Es el impulso para poner en movimiento la faja, la carga, por el par tomado, produce una tensión en la faja, la cual se halla en base a varios factores. INFORMACIÓN REQUERIDA.- La información requerida, es una lista que incluye los tres factores mencionados anteriormente. Si se va a seleccionar una faja para reemplazo y se quiere mantener el record de servicio, es necesario considerar la información que se tiene a la mano incluyendo: a) Las características de la carga.- El peso de la carga (material) debe ser determinado en Lb/pie3, medir el máximo volumen, porcentaje de finos en el volumen de carga y las condiciones físicas: Humendad, temperatura abrasividad, contenido graso. b) La capacidad máxima de alimentación.- La carga límite soportada or la faja en toneladas cortas por hora (TPH) c) La distancia entre centros ( c-c).- Es la longitud o distancioa entre la cabeza motriz y la polea de la parte posterior de la tambora, se mide en pies. d) Carrera operada de la faja.- (solo para trasnporte ascendente o descendente) Es la diferencia de elevación entre la cabeza motriz (cabezal) y el tambor posterior, medido en pies y el ángulo de inclinación, medido en grados. e) Disposición de la transmisión.- El tipo, localización de la transmisión, incluyendo el ángulo de contacto entre la transmisión, el tambor de la faja y y si el tambor esta solo o rezagado. f) Dispositivo para asir o levantar.- La localización del asa de levantar y si esta es automático o del tipo manual atornillado. g) Dispositivo de carga y descarga.- Es el método de carga, cantidad de carga y método de descarga de la faja. C-C H Solo se incluye el número de puntos de carga y el tipo de arrancador. La capacidad de la faja está determinada por 03 factores interrelacionados: La naturaleza de la carga, incluyendo el peso y otras características físicas: Ancho de la faja, velocidad a la que se mueve. Desde el punto de vista económico la faja transportadora operará enteramente a la velocidad máxima permisible para la faja. Por añadidura hay una amenaza a la a la eficiencia de acarreo, si la faja opera por debajo de su capacidad por un tiempo prolongado, entregando el tonelaje transportado. La tabla I muestra los pesos promedio de mineral metálico y concentrado. Para una mejor precisión de los cálculos de selección de faja, no obstante el peso exacto del material transportado, será obtenido simplemente por muestreo ordinario. TABLA I : PESO PROMEDIO DE MINERALES Y CONCENTRADO MATERIAL LIBRAS Bauxita chancada 75 a 85 Mineral de cobre chancado 125 a 150 Mineral de hierro (depende del % de hierro) 100 a 200 Hierro pirtoso sólido 250 2 a 3 pulgadas de diámetro 135 a 145 1 ½ a 2 pulgadas de diámetro 130 a 135 2” cribado 120 a 135 finos (polvo) 105 a 120 Sulfato de hierro adobado en tanque húmedo Sulfato de hierro seco 80 Mineral de plomo galena sólida 75 Monóxido de plomo 465 Monóxido de plomo fundido 60 Aglutinación (sinter) 260 Mineral Chancado de zinc 125 Oxido de Zinc 150 a 160 10 a 30 La relación de capacidad de la faja, ancho, velocidad y peso del material transportado se detalla en la tabla 2. Las capacidades están basadas en el promedio, operando en condiciones favorables, considerando el promedio de las capacidades. Si las condiciones operativas se aproximan a las ideales la capacidad promedio puede ser superior. Si las condiciones operativas son desfavorables, la faja no piodrá ser capaz de tocar la capacidad promedio. La capacidades estimadas en la tabla 2 están basadas en una faja que marcha a 100 pies por minuto. Por ejemplo viaja a 100 pies por mintuto tiene 72” de ancho, llevando 1370 Tn de material de hierro chancado (pesando 125 lbs/pie3) por hora. El valor proporcional dde la velocidad de la faja a 200 pies/min la capacidad de transporte será el doble del valor de la tabla ó 2740 tph y a 300 pies/min será tres veces del valor de la tabla4110 tph. Se recomienda las velocidades máximas de la faja, para varios anchos llevando diferentes materiales. En la Tabla 3 está la lista. Mostramos enla tabla 3 condiciones operativas más bajas que el promedio, ancho de faja 60” conservamos la eficiencia llevando mineral abrasivo a velocidad de 600 pies por minuto. Igualmente en el recorrido donde las condiciones operativas son favorablemente excepcionales, permitirá exceder el promedio de capacidad dado en la tabla 2, en condiciones favorables de operación, es posible también permitir que la faja exceda la velocidad dada en la tabla 3. TABLA 2: CAPACIDAD DE ACARREO DE FAJA TRANSPORTADORA EN PILA Tns (2000 lbs) de material por hora a 100 pies/min. Tamaño máximo de Ancho de Material (Pulgadas) Faja Peso del material por pie cubico Mezcla Tamaño (pulgadas) 50 75 100 125 150 con finos uniforme 12 12 18 24 30 36 2 2 14 17 25 34 42 51 3 2 16 22 33 44 55 66 5 3 18 28 42 56 70 84 6 4 20 34 51 58 85 102 6 4 24 50 75 100 125 150 8 5 30 79 118 150 198 237 12 6 36 114 171 228 285 342 15 8 42 162 243 324 405 486 18 10 48 215 322 430 538 645 22 12 54 270 405 540 675 810 25 13 60 345 517 690 862 1035 28 15 72 547 820 1090 1370 1640 35 18 TABLA 3: VELOCIDAD DE FAJA MÁXIMA RECOMENDADA Material suelto Flujo moderado tipos: minerales concentrados y pellets (pies/m) 300 350 450 500 550 600 600 650 650 600 Mineral denso pila aguda muy abrasiva (pies/min) ...... ..... 350 400 500 500 550 550 550 500_______ Ancho Faja (pulg) 12 18 24 30 36 42 48 54 60 72 bulto moderado denso min. abrasivo --300 400 450 500 500 550 600 600 550 Las fajas en refinerías también son un excelente recurso para carga y descarga y para cerrar espacios entre poleas, puede permitir aumentar la velocidad recomendada, por lo menos de 20 a 25%. En los calculos de selección de la faja se recomienda el valñor más alto de la capacidad y el promedio máximo de alimentación. El promedio de peso transportado para la faja puede ser de 500 tph,; sin embargo, el más alto valor es de 750 tph. Es necesario hacer notar, que el ancho de faja en la selección es función de la estructura del material a transportar, así como del material con que está fabricada la faja, cual es la medida del volumen y porcentaje de finos en el montón. Esto pueden estar por encima de los valores dados en la tabla, estando en las dos columnas finales de la tabla 2. Por ejemplo para una faja de 60” de ancho, se requerirá transportar 15” de espesor (montón) uniformemente distribuido. el uso de orilladores para cerrar el espacio libre, permite algunas veces transportar mayor volumen en ese ancho, que las especificaciones dadas en la tabla 2. COMO DETERMINAR EL TOTAL DEL HP PARA LA FAJA Para calcular el HP total de su faja transportadora es necesario considerar uno, dos o todos los componentes del HP: 1. HP HORIZONTAL.- Es el HP requerido para impulsar la faja y la carga entre dos puntos horizontales. Todas las fajas transportadopras, sea la faja horizontal , ascendente o descendente, requieren del componente horizontal del HP. 2. HP VERTICAL.- Es el HP requerido para levantar o bajar la faja y su carga. Solo calculamos para la faja inclinada, considerando el componente vertical del HP. 3. HP DEL DISPARADOR.- Es el HP requerido para la operación mecánica del mecanismo de descarga de una faja horizontal, conocido también como el disparador de correa, solamente las fajas horizontales usan dispardores y tienen un dispositivo que concierne al HP para el disparador. HP EN EL PLANO HORIZONTAL O POTENCIA DE MOTOR EN EL PLANO HORIZONTAL El punto de inicio para calcular el HP requerido para una faja transportadora, está determinada por la fuerza requerida para impulsar la faja y la carga horizontalmente. El HP horizontal o la fuerza en el plano horizontal es calculado con la siguiente fórmula: HPhz = Factor C x La x TPH Factor C: La : TPH : donde: Incluye el peso de todas las partes en movimiento por pie de longitud del transportador (Ver gráfico 1) Es el ajuste de la distancia C-C (ver tabla 4) con un compensador para el factor que se requiere de potencia, esto no es directamente proporcional a la longitud efectiva C-C. Es la capacidad de transporte requerida. EL HP VERTICAL Para un transportador ascendente, es necesario calcular los dos componentes del HP: El horizontal y el componente vertical (potencia requerida para levantar la faja y la carga) El HP para transportadores ascendentes, se calcula como sigue: HPV TPH H = TPH x H/990 donde: : Es la capacidad de transporte requerida. : Es la altura a levantar o carrera en pies. 990 : Es el factor de conversión requerido ( 1HP = 990 tn-pie/hora) EL HP PARA EL DISPARADOR (descaragador) El primer factor a determinar será la fuerza consumida en el movimiento en ascenso de la faja (para descargar el material) En la tabla 5 se da el esfuerzo promedio obteniéndose cálculos más precisos. Para fajas estacionarias, la fuerza necesaria para propulsarla, es hallada con la siguiente fórmula: HPD = TPH x h / 990 donde: TPH H : Es la capacidad de transporte requerida. : Es la carrera en pies o elevación del disparador. Para fajas propulsadas el HP es el siguiente: HPD Factor A Fpm TPH H = Factor A x fpm + TPH x h /990 Donde: : Constante basada en la resistencia a la fricción durante el movimiento del tambor (tabla 6) : velocidad de la faja en pies/min. : Capacidad de la faja en toneladas por hora. : Elevación del disparador en pies. APLICACIÓN DE FORMULAS Si queremos establecer el requerimiento del HP para la instalación de la faja transportadora típica horizontal, teniendo los siguientes datos: peso del material a acarrear 125 lbs/pie3, capacidad de transporte 550 toneladas por hora, ancho de faja 30”, velocidad 300 pies por minuto longitud de faja 2025 pies movimiento de carrera 4.5 pies, hallaremos el HP horizontal de la siguiente forma: a) Factor C: En la tabla 2 se determina la capacidad para 30” de ancho de faja, que maniobrando material de 125 libras por pie cúbico de material, obteniéndose 198 TPH para una velocidad de 100 pies por minuto. Si la faja transportara a una velocidad de 300 pies por minuto la capacidad de la faja se triplica o sea corregimos de la siguiente forma: b) El porcentaje de cargado de la faja se obtiene dividiendo la capacidad requerida por la capacidad promedio c) Para buscar el Factor C en el gráfico l tenemos que multiplicar el peso del material por el porcentaje de carga: 125 x 92.6 = 115.75 Lbs/pie3. En la gráfica localizamos con 115.75 y 30” el punto de intersección, que luego lo bajamos hasta interceptar el eje horizontal, el factor C obtenido sería 0.000053. d) Para hallar La, debemos ir a la tabla N° 4 donde localizamos el valor de L = 2025 que es la longitud de faja, y correspondiente a este valor esta La que será 1800. e) Hallando HP para un plano horizontal: HPHZ = Factor C (0.000053) x La (1800) x TPH (550) = 52 HP CALCULO DEL HP DEL DISPARADOR.- Es otro factor en los cálculos del total de HP para la faja transportadora. Asumiendo que la instalación usa faja transportadora propulsada por un disparador con ejes sin fricción en el tambor del disparador: a) Localizar el Factor A en la tabla 6, para un ancho de faja transportadora de 30” y usando un eje sin fricción, se obtendrá un factor A = 0.0047 b) Sustituir el valor en la fórmula HPD = Factor A (0.0047) x fpm (300) + TPH (550) x Elevac disp. (4.5) / 990 = 4 HP Total del HP requerido para transportar horizontalmente y descargar será: HPT = 52 HP + 4 HP = 56 HP. APLICACION DE FORMULAS PARA EL HP VERTICAL: Dejando asumido que la faja transportadora es horizontal, nosotros podemos justamente analizar un salto vertical alrededor del timón del tambor, también que el cabezal del tambor esta a 125 pies por encima (sube). Nosotros tenemos un transportador ascendente levantando la carga 125 pies por encima del nivel del timó del tambor. Luego nosotros tenemos que considerar el HP vertical para adicional al HP horizontal. Nosotros no consideramos el HP para el disparador ya que nunca se emplean disparadores en fajas con inclinación constante. Si el transportador incluye un segmento horizontal al final del tramo inclinado, será necesario colocar un disparador el cual será separado y analizado solo. El HP (componente) horizontal no es afectado, sea para subir o bajar el transportador se basa en primer lugar en la distancia C-C entre los tambores. El HP para el plano horizontal (componente), para el transportador es exactamente igual a 52 HP. Determinación del total de HP para la faja vertical (inclinado) 1. Aplicando la fórmula para el HP Vertical: HPV = TPH (550) x H (125) / 990 = 70 HP (aproxim) 2. Sumar el HP vertical con el HP horizontal: HPT = HPHZ (52) + HPV (70) = 122 HP FAJA TRANSPORTADORA DESCENDENTE: El método útil para calcular el HP requerido para la faja transportadora horizontal o ascendente si puede ser aplicado a la faja transportadora descendente. En el transportador horizontal o ascendente, el motor solo se usa para impulsar la faja, la carga y descarar (disparador). En el transportador descendente se usa para varios propósitos: 1. Para todo transportador descendente el motor debe vencer la fricción estática, arrancar y poner en movimiento la faja y la carga. 2. Para el sistema de descenso gradual y pequeños declives, el motor debe impulsar la faja y la carga. 3. Para superar declives el motor debe ser suficientemente grande y mantener la velocidad de la faja cargada. También para frenar o retardar el movimiento. El motor también actúa como generador, absorbiendo la energía creada por la gravedad en el descenso de la faja cargada. La energía desarrollada es puesta después dentro de las líneas de operación de otro equipo. Para cualquier transportador descendente que posee una constante inclinación o secciones horizontales o descendentes, el ´calculo del HP total de la faja se realiza por medio del siguiente procedimiento: 1. Cálculo del HP horizontal. 2. Determinar el HP vertical para la faja descendente: HPV = TPH x (-H) / 990 Donde: TPH : Capacidad horaria de la faja. -H : Es la diferencia de elevación entre el tambor ubicado en la parte superior y el tambor de la parte inferior, la cantidad negativa es el efecto de la fuerza de gravedad en la faja cargada. 3. Se compara el HP horizontal con el HP vertical si el HP horizontal es mayor que el HP vertical, añadir este valor algebraico, la suma será de valor positivo, si el HP vertical es numéricamente superior, añadir al HP vertical ¾ del HP horizontal. La suma será negativa (reduciendo el HP horizontal, es necesario compensar incluyendo como factor de seguridad el factor C, cuando la suma es menor, los factores de seguridad son parte de los valores negativos y más el HP que es requerido) 4. Se determina el HP de la faja vacía de la forma siguiente: a) Referirse a la tabla 7, localizar el porcentaje del HP horizontal requerido para mover la faja vacía. b) Sustituir los valores hallados en la fórmula: HPFAJA VACIA = % HP hz a 100% cargado X HPHZ / 100% de carga. 5. Comparar el HP para la faja vacía del paso 4, con el resultado del paso 3. Usar también el total del HP para la faja el valor más alto. APLICANDO LA FORMULA PARA HP DE LA FAJA TRANSPORTADORA DESCENDENTE: Se convierte el trasportado horizontal en un transportador descendente levantando del cabezal del tambor, dejando el eje del tambor girar alrededor del timón del tambor, se produce un desnivel de 125 pies más abajo al nivel del timón del tambor. Nosotros ahora tenemos una constante del grado de descenso del transportador, con un descenso de 125 pies (-H = -125). Toda otra consideración es idéntica al dato dado para el transportador horizontal excepto para la emisión del HP del disparador. Aplicación: Calcular el HP para una faja trasportadora de 30” de ancho, que viaja con una velocidad de 300 pies por minuto, si su longitud es de 2025 pies, porcentaje de carga 92.6%,