FACULTAD DE INGENIERIA DE MINASFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

SERVICIOS AUXIALIARES MINEROSSERVICIOS AUXIALIARES MINEROS

Mg. ANIBAL NEMESIO MALLQUI TAPIAMg. ANIBAL NEMESIO MALLQUI TAPIA

TRANSPORTE-Comprende las instalaciones, mecanismos y disposiciones que sirven para mover minerales, materiales, personal, etc.

El transporte en minas es combinado, pudiendo relacionarse:

•Chute-tren ( Cable carril, Fajas transportadoras, Volquetes, etc.)

•LHD-Chute-Volquete ( Tren, Fajas transportadoras, Cable carril, etc.)

•Volquete-Chute-Volquete

•Tren-Skip o Jaula-Volquete-OP-WP

•Pala-Tren-Chute-Volquete ( Tren, Faja transportadora, Chute )

•Escarificadores-Fajas transportadoras-Trenes ( Volquetes, Barcos. etc.), etc.

Sistemas de transporte

Se puede considerar 2 sistemas de transporte, en base al TRATADO DE LABOREO DE MINAS de H.

Fritzsche, pág. 265:1.- CONTINUOS 1.a.- Transporte de Flujo Continuo Canales Oscilantes Tuberías: Hidráulico Neumático 1.b.- Transporte de Tracción Sin Fin Cable carril Fajas transportadoras Cadenas Características: Generalmente no existen pérdidas de energía por aceleraciones o frenadas. Es rígido y de menor adaptabilidad Se efectúa en tramos determinados. Se encuentra sujeto a rendimientos mínimo-máximo.

2.-PENDULARES 2.a.- Con una Unidad de transporte en cada ciclo Plano Inclinado Pique Chute LHD Volquete 2.b.- Con varias unidades de transporte en cada ciclo Locomotoras y carros metaleros ( tren ) LHD-Volquetes de Bajo PerfilCaracterísticas: Se efectúa en planos o tramos diferentes. Se efectúa en diferentes direcciones. Son de doble función ( ida con mineral, regreso con materiales, etc.).

TEXTO UNICO ORDENADO DE LA LEY GENERAL DE MINERÍA

D. S. No. 014-92-EM 04 de Junio de 1992

CAPITULO IV CONCESION DE TRANSPORTE MINERO

Art. 22°: Transporte minero es todo sistema utilizado para el transporte masivo continuo de productos minerales, por métodos no convencionales.

Los sistemas a utilizarse podrán ser:

- Fajas transportadoras

- Tuberías o

- Cablecarriles

La DGM, con informe favorable del Ministerio de Transportes y Comunicaciones y opinión del Consejo de Minería, podrá agregar nuevos sistemas a esta definición.

Art. 23°: La concesión de transporte minero confiere a su titular el derecho de instalar y operar un sistema de transporte masivo continuo de productos minerales entre uno o varios centros mineros y un puerto o planta de beneficio, o una refinería o en uno o más tramos de estos trayectos.

I.- IZAJEA.- CONCEPTO

Consiste en el transporte de mineral económico, relleno, materiales, maquinarias, personal, etc. por una chimenea o pozo o pique, para el cual es necesario el uso de recipientes, estructuras, instalaciones, maquinarias, energía, cables, personal, normas de seguridad, entre otros. Figs. Nos. 1 a 4 B.- CARACTERÍSTICAS DEL IZAJE :

- Según los recipientes de extracción Jaulas Skips, vasijas o baldes - Según el modo de equilibrio Sin equilibrio ( 1 jaula o skip ) Con equilibrio ( 2 jaulas o skips ) ( 1 jaula o skip y contrapeso ) ( 2 jaulas o skips y cable de equilibrio ) ( 1 jaula o skip y contrapeso y cable de equilibrio )

- Según la estructura exterior Castillete Torre - Según el aparato de enrollamiento De radio constante ( tambores cilíndricos y/o poleas de fricción –Koepe- ) De radio variable ( tambores cónicos y tambores bicilindrocónicos y bobinas ) - Según la energía utilizada Corriente eléctrica, aire comprimido, vapor - Según el número de cables Unicable, bicable, multicable

-

c.- Principio de Equilibrio

El funcionamiento de toda máquina de extracción exige que se aplique a su aparato de enrollamiento un PAR TOTAL ( sistema de dos fuerzas iguales y paralelos pero dirigidos en sentidos opuestos ), igual en todo momento a la suma de los siguientes pares: - Par estático, correspondiente a las cargas colocadas en la jaula o skip.- Par de resistencias pasivas, de la instalación.- Par dinámico, correspondiente a la aceleración de las masas en movimiento. PAR TOTAL = PAR ESTATICO + PAR RESISTENCIAS PASIVAS + PAR DINAMICO

Para regularizar el Par, se utilizan esencialmente los procedimientos: 1.- El Par Estático Sin Cable de Equilibrio - Sea un órgano de arrastre de radio constante R - Sea P el peso de la jaula y de los carros vacíos. - Sea CU la carga útil ( peso del mineral ) - Sea P1 el peso del contrapeso - Sea p el peso del cable de extracción

( CU + p )R al principio del izaje ( CU - p )R al final del izaje

Existiendo por lo tanto equilibrios.2.- El Par Estático Con Cable de Equilibrio - Sea p1 el peso del cable de equilibrio ( p1 = p )

( CU + p - p1 )R = CUR al principio del izaje ( CU + p1 - p )R = CUR al final del izaje

Existiendo por lo tanto equilibrios.

3.- Órgano de enrollamiento variable Si, sin cable de equilibrio se utiliza un aparato de arrastre tal que el cable se enrolla con un radio r al principio del izaje y con un radio R al final del izaje, los Pares se convertirán en ( CU + p )r al principio del izaje ( CU - p )R al final del izaje Existiendo por lo tanto equilibrios.

D.- CARACTERÍSTICAS DE ALGUNOS PIQUES EN EL PERÚ Pique Herminia -Julcani-: 225.40 m de profundidad, 3.40 m * 2.06 m de sección, 2 compartimientos, enmaderado con cuadros colgantes Pique La Cuñada -Santander-: 501.40 m de profundidad, 7 pies * 15 pies de sección, 3 compartimientos, castillete metálico. Pique María -Morococha-: 488 m de profundidad Pique San Genaro : 150 m de profundidad Pique Candelaria : 170 m de profundidad Pique Casapalca : 1,000 m de profundidad, 5 m de diámetro ( circular ) Pique Cerro Cerro de Pasco : 600 m de profundidad

e.- Apertura de Piques

e.1.- Consideraciones generales Los pozos o piques suelen ser verticales o inclinados, de sección rectangular o circular ( siendo esta última que resiste mejor la compresión y es más conveniente para grandes diámetros ), enmaderados, concretados o cubiertos con fierro. Deben tener suficiente espacio en profundidad que exceda la distancia de parada de la jaula o balde a su máxima velocidad. Pueden ser de un compartimiento, especialmente en profundidades menores de 50 metros ( piques de exploración ); de 2 compartimientos o más, para profundidades mayores de 50 metros. Deben tener sus compartimientos debidamente separados por una barrera sólida y resistente. Deben ser construidos de acuerdo al diseño y sostenido con materiales no degradables que soporten el esfuerzo producido.

No existen reglas fijas para diseñar una instalación de extracción. Depende de consideraciones técnicas, económicas, política empresarial, entre otras.En todo caso, debe ser diseñado sobre la base de estudios geológicos, geomecánicos e hidrogeológicos. Es importante examinar la zona por donde comunicará el pique; esta área debe ser favorable y suficientemente grande para albergar las instalaciones de superficie, contar con acceso fácil y espacios libres para futuras ampliaciones. El planeamiento, programación, ejecución y control se efectúa en coordinación con los departamentos que tendrán ingerencia directa y/o indirecta ( Mina, Geología, Ingeniería, Seguridad, Electricidad, Mecánica, Gerencia, Consultoría, etc.), de donde se optará por el sistema de trabajo ( Administración directa o por Contrata ) y demás requerimientos. Se instalan los servicios requeridos ( aire comprimido, agua, energía eléctrica, bombas, talleres, oficinas, SH, tolva o escombrera, instalaciones de preparación de hormigón, ventiladores, señalizaciones, normas de seguridad, etc.). El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en su Art. 241° especifica sobre la construcción de piques, el mismo que será leído y comentado en clase.

e.2.- Perforación Fig. No. 5 Generalmente se perfora con pick hammer, jack leg y aún stoper. Las secciones o diámetro varían desde 2 a más metros. Los taladros pueden tener longitudes superiores a 10 pies. Para permitir el ataque directo de los taladros con barrenos de 8 pies a más, a veces se dispone en el centro del pozo de una plataforma de madera, quedando así los perforistas elevados un metro o más del fondo del pique. e.3.- Disparo Puede ser efectuado con cartuchos de dinamita, AN/FO, etc. utilizando cordón de ignición, cordón detonante, fulminantes eléctricos con retardos, etc. Existen peligros en caso de tiros cortados y/o soplados, pues al momento de la evacuación de los escombros pueden explotar; de allí que debe evitarse estas fallas en la voladura.

e.4.- Evacuación de Escombros. Fig. No. 6 Generalmente los escombros de los disparos iniciales (sellado ) se evacúan en forma manual, cargando con palas manuales o lampas a uno de los baldes que son elevados con soga o cables a través de una roldana y caballete, en forma manual. Puede requerir el uso de maquinarias ( pala mecánica, Carromano, etc. ). Posteriormente, se instala una wincha eléctrica, polea, cable de acero, balde y un castillete provisional ( o definitivo ). En general, la evacuación del material fragmentado se efectúa con cubas ( depósitos suspendidos del cable de extracción ) cuyas capacidades van de 0.20 a m s de 3.0 toneladas.

e.5.- Sostenimiento provisional. Fig. No. 7 Como el personal está expuesto a la caída de rocas al avanzar en profundidad el pique, el sostenimiento provisional de las paredes es esencial. Por lo general este sostenimiento provisional está constituido por cuadros metálicos de perfiles en U, llamados Enviguetados. Toman la forma exterior del pozo y están conformados por 4 ó 5 piezas unidas por pernos. Detrás de ellos se suelen colocar planchas metálicas ajustadas por medio de cuñas, rellenando los vacíos entre la pared y planchas metálicas con madera o roca para asegurar un buen ajuste. Las viguetas circulares se colocan a intervalos de 0.70 a 1.50 m según la naturaleza de los terrenos. Estas instalaciones se efectúan en forma descendente, conforme avance el pique.

e.6.- Sostenimiento definitivo. Se utiliza madera redonda o escuadrada, ladrillos, hormigón armado y/o dovelas ( estructuras pre-fabricadas en forma de cuña a fin de empalmarlos y asegurarlos con pernos ); también se utilizan pernos de anclaje. Madera: Se utiliza para los pozos de sección rectangular, en rocas de dureza mediana, cuando el tiempo de servicio del pique será inferior a 15 años. Entibación con Cuadros Adosados, encastillado, encribado. Fig. No. 8 Constituida por cuadros rectangulares colocados directamente unos sobre otros. Cada cuadro consta de 4 elementos ensamblados generalmente a media madera, a media madera en escarpe y a charpado bilateral.

Entibación con Cuadros Normales. Fig. No. 9 Se construye de abajo hacia arriba, en tramos de una altura de 10 a 12 metros entre Cuadros de Asiento. Transversalmente, sus Cuadros de Asiento encajan en patillas preparadas en las caras y encima ensamblan los travesaños transversales en muescas practicadas. Longitudinalmente, se usa longarinas de 2 a más metros de longitud, formando el Cuadro Normal. Interiormente, y de acuerdo a diseño, puede ser dividido en 2 o más compartimientos, gracias a los postes o puntales y travesaños, contando además con las guiaderas. Los Cuadros de Asiento soportan parte del peso de los cuadros corrientes que descansan sobre ellos, siendo la otra parte anulada por las fuerzas de fricción y adherencia a las rocas de las paredes del pique. Los puntales son de 15 * 15 ó 20 * 20 centímetros de lado, de 2 a más metros de longitud, fijados verticalmente a lo largo del lado mayor de los cuadros de asiento ( longarinas ) por medio de tornillos.

Los travesaños son riostras ( piezas que aumentan la rigidez e indeformabilidad del cuadro ) horizontales, cuyos extremos, debidamente amuescados ( destajados ), se insertan en las muescas de los puntales. Su misión es asegurar las guías de los baldes/skips. Las guías son elementos de la armazón fijados a los travesaños por medio de pernos en forma ininterrumpida a lo largo del pique y sirve para guiar las vasijas de extracción. Son vigas de madera y con dimensiones similares a los puntales.

Entibación Con Cuadros Suspendidos o Colgantes. Fig. No. 10 Los cuadros son confeccionados de arriba hacia abajo. Los lados transversales del Cuadro de Asiento van empatillados en las caras de la chimenea, cada 5 a 10 cuadros o más. Los divisores y puntales o postes van siendo ensamblados a alturas de 0.80 a 1.60 metros. Cada cuadro está suspendido al inmediato inferior por medio de varillas de acero de 20 a 30 mm de diámetro. Estas suspensiones se insertan a través de agujeros taladrados en las longarinas del cuadro y se sujetan por medio de arandelas y tuercas. Las paredes del pozo serán revestidas con tablas, si lo requiriesen.

Mampostería. Fig. No. 11 En esta operación se utiliza un Piso de Maniobras sobre el que trabajan los albañiles; al mismo tiempo, este piso de maniobras sirve para tensar a los cables de guiado de las cubas. Este piso de maniobras o tablero está suspendido por medio de cadenas y un cable central que es engrapado al Tambor en superficie. También se pueden usar los pisos múltiples, donde encofran, vierten el concreto y desencofran. El piso inferior se encuentra situado 5 ó 6 metros más abajo, distancia suficiente para que el hormigón fragüe y se pueda desencofrar sin inconvenientes. En el piso superior se vuelcan las cubas especiales de hormigón, de fondo móvil, en una tolva colocada en el eje del pozo. En la base de ésta, varias mangueras flexibles de gran diámetro permiten llevar hormigón a cualquier punto del contorno del pozo

F.- APERTURA DE PIQUE DE 3 COMPARTIMIENTOS CON CUADROS COLGANTES DE MADERA ESCUADRADA Y COLCHÓN CADA 20 METROS

f.1.- Perforación. Fig. No. 12 Trazo a sección completa tipo V con 6 pies de profundidad la V y 5 pies los taladros paralelos a la V, pintado en el piso, inclinación controlada con clinómetro. Con 2 jackleg se perfora inicialmente 60 taladros de 3 pies todo el trazo, cuidando que no ingrese lama en los taladros con tacos de madera. El agua acumulada de la perforación se extrae con baldes hacia el skip. Finalmente se perfora a 6 y 5 pies respectivamente; concluida esta operación, se retiran las máquinas y herramientas, se elimina el agua, se limpian los taladros con sopletes de aire comprimido y cucharilla.

f.2.- Carguío - Voladura Los explosivos y accesorios son los convencionales; el carguío y el chispeo es manual.El orden de encendido es: NOMBRE No. DE TALADROS No. CART/TAL TOTAL CARTUCHOS Arranque A 06 08 48Ayuda B 24 06 144Cuadrador C 16 05 80Cuadrador D 14 06 84 TOTAL 60 -- 356 Se obtiene un rendimiento medio de 87% de la profundidad de la perforación. Inicialmente se avanza 6 disparos de modo que luego de armar 3 cuadros colgantes, haya aproximadamente 4 m de profundidad para proteger los cuadros de los disparos posteriores. f.3.- Control de Inclinación y Sección del Pique Se controla con 4 plomadas colgadas del último cuadro instalado.

f.4.- Limpieza Se calcula el tonelaje roto por el disparo, la capacidad de la jaula o skip o balde, los tiempos de carguío, izaje, descarguío y bajada de cada balde, para obtener el número de viajes requeridos, el tiempo de cada ciclo de limpieza y el tiempo de la limpieza total. Aproximadamente toma 2 guardias esta limpieza con el siguiente personal por guardia: 2 lamperos 1 supervisor-timbrero 1 peón guardacabeza 1 winchero f.5.- Sostenimiento Se requiere los siguientes elementos preparados, presentados, marcados con pintura y puestos al pie del pique:• 02 longarinas de 8" * 8" * 15.75 pies y 6 agujeros de 1" diámetro y separados 6" c/u•02 divisores de 8" * 8" * 4' 10"•02 cabezales de 8" *8" * 4' 10"•08 postes de 8" * 8" * 5' 2"•06 juegos de ganchos templadores de fierro con pernos Con los que obtendremos cuadros de 4' 10" * 3' de lado interior.

Bajadas las longarinas en el skip colgados con sogas, con los ganchos templadores se instalan éstas; luego se ensamblan los cabezales, los divisores y los postes; la tarea termina con el ajuste de la tuercas de los ganchos templadores. El centrado de los elementos se efectúa con listones cortados a la medida para mover el cuadro al lugar indicado. En base a la plomada colgada del Cuadro Maestro ( Estación o Colchón ) se comparte las distancias en los 8 puntos. Luego se procede a picar las patillas, medir los bloques, cortarlos e instalarlos donde les corresponda con la ayuda de un combo de 20 libras. Finalmente, cada 3 cuadros se instalan las guías de madera de 4" * 4" cuidando que sus empalmes sean en los puntos medios de los divisores y cabezal. f.6.- Colchones Cada 14 cuadros ( 20 m ), éstos son soportados transversalmente por 4 longarinas ( 2 a cada lado y asegurados con pernos de sujeción ) de 8" *8" * 12' que van anclados en las paredes y reforzadas con concreto armado, a fin de estabilizar los cuadros colgantes, evitando que colapsen por su propio peso y el peso de la tubería instalada.

f.7.- Estaciones Fig. No. 13 Al profundizar el pique y llegar a los niveles principales ( generalmente cada 50 metros ), se excavan las Estaciones consistentes en un crucero de 7' * 7' * 30' que luego se ensancha lateral y hacia arriba, con una altura de 20' que permita el ingreso de tubos, rieles y equipos de mina. Los cuadros que quedarán libres en esta zona ( 3 Cuadros Maestros ) son asegurados transversalmente con topes de madera y tirantes de fierro. Las espigas de las guías permitirán sacarlos fácilmente cuando haya necesidad. Concluida esta preparación, se reinicia la profundización del pique en 4 metros de profundidad, ensanchando radialmente la comunicación con el nivel; en este ensanche se arma una estructura de fierro, se encofra y se llena de concreto; sobre este anillo se instalan 4 longarinas que soportarán los cabezales y divisores del cuadro superior y contendrán a los cuadros inferiores. El cuadro superior contendrá sus propias longarinas, las mismas que se asegurarán con pernos a sus similares. El collar y las estaciones deben tener puertas que cierren su acceso.

f.8.- Bolsillos, pockets Pueden ser en número de 2 ( para mineral y desmonte ) y se excavan en cada nivel. Luego se instalarán sus compuertas

G.- COMPONENTES DE UN SISTEMA DE IZAJEg.1.- Castillete. Fig. No. 14 Es una estructura destinada a contener las poleas que transmiten mediante los cables, el movimiento vertical a las jaulas o skips; se construyen de acero laminado o de madera con acero laminado o de hormigón. Los castilletes de acero tienen un peso relativamente reducido y están constituidos por: La armazón, que se compone de largueros verticales unidos entre sí por piezas horizontales y diagonales y su misión es soportar el guionaje fuera del pozo, las escaleras de servicio, las poleas, los dispositivos de seguridad, los pisos horizontales, el puente móvil, así como permitir la carga y descarga de las jaulas o skips además del ascenso y descenso de las mismas. Este armazón tiene un peso relativamente reducido y no resiste esfuerzos laterales aún pequeños originados por el tiro del cable.

La construcción de resistencia, constituida por dos o cuatro tornapuntas inclinadas, dirigidas según la resultante de las tracciones de los cables que inclinados van a la máquina, tienen la misión de soportar los esfuerzos que se ejercen sobre las poleas, cuyo componente se sitúa en ese plano, además de la presión de los vientos..

Los castillos de hormigón tienen la ventaja de su menor costo y rápida construcción. Su peso llega a ser cuatro veces mayor, aumentando su estabilidad y prescindiendo de las tornapuntas. Son más sensibles a los hundimientos del terreno y por ello se hace necesario el uso de gatas hidráulicas para compensar estos asentamientos de la estructura en el piso. Los castillos de madera reforzados con fierro y tornapuntas se usan cada vez menos.

El R.S. e H.M. en sus Arts. 242° y 243° especifican sobre los castillos instalados en superficie o en subsuelo, los que serán leídos y comentados en clase:

g.2.- Torre. Fig. No. 15 La torre rectangular es generalmente de hormigón y de acero; la estructura de la torre es más pesada y lleva los mismos dispositivos de seguridad de un castillete.

g. 3.- Jaulas de extracción. Fig. No. 16 Son montacargas ( ascensores ) destinados a elevar carga, de 1 ó más pisos que llevan vías para permitir el ingreso y salida de las vagonetas de mineral; la capacidad de cada piso varía de 1 a 4 carros. También se usan para el transporte de personal; en este caso, debe tener indicado claramente la capacidad máxima. La armazón de la Jaula está constituida por vigas en U, T, o angulares, revestidos con planchas de acero. Se encuentra sujeta en la parte superior por medio de piezas metálicas ( atalaje y atadura ) Las paredes laterales llevan exteriormente fijadas zapatas o rodillos de guía que se deslizan por las guiaderas, suprimiéndose el balanceo de la jaula. Cuentan con puertas corredizas o que se abren hacia el exterior. Las dimensiones son determinadas por los carros mineros.

Las ventajas de su uso son: - Puede transportarse personal, mineral, materiales, etc.- El mineral se transporta en carros, evitando su dilución.- No requiere de instalaciones de volteo.- Requiere de castillete o torre de menores alturas. El R.S. e H.M. en sus artículos 350°, 352° y 353° especifican sobre el uso de las jaulas, los mismos que serán leídos y comentados en clase.

g.4.- Skips, vasijas o baldes. Figs. Nos.17 y 18 Son recipientes que se llenan por volteo de los vagones o por acción de tolvas de almacenamiento. Pueden ser descargados mediante volteo ( basculante ) y por descarga inferior (cuyo fondo se abre y se cierra gracias a sistemas especiales). Pueden contar con un piso superior para el transporte de personal y materiales. Sistema de Descarga Inferior: En la Estación de Descarga Exterior, los rodillos de apertura del skip ingresan en las guiaderas curvas b; giran las manivelas c y d dispuestas a ambos lados del skip, abriendo la compuerta e. Para evitar la caída lateral del mineral, la compuerta cuenta con aleros. Concluido el vaciado, al bajar el skip vuelve a cerrarse la compuerta.

Las ventajas de su uso son: - No requiere de carros mineros en el exterior.- El carguío/descarguío del skip se simplifica.- Se extrae mayor cantidad de mineral.- Se elimina el peso de los carros ( peso muerto ).- No se requiere personal de descarguío.- La duración de las maniobras es pequeña. Para efectos de reparación o cambio de baldes o jaulas, el pique debe estar provisto de dispositivos llamados “sillas” para sostener dichos elementos. En labores de piques, se colocarán obligatoriamente guarda cabezas o sombreros de seguridad. En las reparaciones de tolvas, piques o chimeneas, se emplearán tapones debidamente distribuidos. El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en su Art. 355° especifica sobre el uso de los skips, el mismo que será leído y comentado en clase

g.5.- Guionaje. Fig. No. 19 El izaje mediante cables supone movimientos transversales de las jaulas o skips que deben ser controlados a fin de evitar choques que dañarían la estructura, los recipientes, y también al cable. Este control se efectúa mediante zapatas de acero que se colocan en la parte superior e inferior de los costados exteriores de los recipientes. Esta zapatas cuentan con estribos a fin de coger lateralmente las guiaderas. Existen zapatas con estribos ajustables por medio de aditamentos especiales (resortes, cauchos ); también se usan rodillos con llantas neumáticas o de caucho macizo montados sobre resortes

g.6.- Guiaderas. Fig. No. 20 Todo sistema de izaje debe tener guías de recorrido de las jaulas, skips y contrapesos. Son estructuras que dirigen el movimiento ascendente o descendente de las jaulas o skips; pueden ser de madera o metal ( rieles, cables, o ángulos de acero ). En el caso de guiaderas de acero puede ser solo por un costado y exigen poco espacio Las guiaderas de madera son preferidas por permitir una circulación suave de los recipientes y ser su preparación, montaje y mantenimiento o reparación bastante cómodos, rápidos y fáciles. Las maderas escogidas deben ser muy duraderas y deben soportar la humedad, considerando la presencia de agua (roble, alerce rico en resina ). Se montan en secciones de 4 a 10 metros o más, a fin de reducir el número de juntas. Sus secciones van de 20 a 25 centímetros. El desgaste máximo tolerado de las guiaderas de madera es de 3 cms lateral y 1 cm frontal. Las guiaderas se sujetan a las traviesas con pernos cuyas cabezas se embuten Las guiaderas de metal son huecas de sección rectangular 4" * 4" * 24', siendo el espesor de la plancha de 1/2" para jaula o skip y 3/8" para contrapesos.

Existen guiaderas que se montan teniendo en cuenta los movimientos originados por las presiones del terreno para poder mantener una separación conveniente entre estos elementos aunque el enmaderado ceda algo. Estas guiaderas se sujetan en las traviesas en ranuras, de modo que reajustan la separación de acuerdo a necesidades.

g.7.- Cables de acero. Fig. No. 21 Son estructuras constituidas de alambres de acero al carbono estirados en frío, trenzados en hélice ( comunmente llamada espiral ) formando las unidades que se denominan torones ( o cordones ). El número de estos torones en el cable va de 3 a más, alrededor de un alma o sin él. El número y la disposición de los alambres en el torón y de éstos en el cable, dependen del uso que ha de dársele. Nomenclatura: Un cable formado de 6 torones y de 7 alambres, se denomina Cable de 6 * 7; el de 6 torones y 19 alambres, Cable de 6 * 19, etc. Las características principales de un cable de acero son, entre otras, las siguientes:

Los hilos utilizados son de 1.4 a 3 mm de diámetro.Se fabrican de aceros especiales (Siemens-Martín) con resistencias a la tracción de 120 a 220 kg/cm2

Se exige un alargamiento de estos aceros de 1.5 a 3 % antes de la ruptura.Se exige una resistencia a la torsión de 23 a 25 vueltas, tomando una longitud de hilo igual a 100 veces su diámetro; se le sujeta por los extremos entre los cuales se mantiene una tensión de 3 kg. Se da entonces un movimiento de torsión a uno de los extremos y se cuenta el número de vueltas).Una flexibilidad y resistencia a la fatiga y corrosión. El cable envejece con el consiguiente riesgo de rotura por la deformación impuesta a su paso por la polea o por el aparato de enrollamiento, más aún cuando no existe relación entre el diámetro del cable y la tambora y por las flexiones oblicuas, frotamientos, presión sobre el cable y tiempo de servicio.La corrosión avanzada adelgaza y afloja los hilos exteriores, existiendo rozamiento con los hilos adyacentes y dejando de trabajar los hilos exteriores por lo que existen roturas prematuras del cable, aunque no se aprecien roturas exteriores de los hilos.

El R.S. e H. M: en sus artículos 246° a 249° especifica lo relacionado a cables de acero, los que serán leídos y comentados en clase.

g.9.- Coeficiente de Seguridad Es la relación entre la resistencia de un cable a la rotura y el esfuerzo máximo que soporta. Por ejemplo, un cable de alambre con resistencia de 10,000 kgs a la rotura y una carga de trabajo de 2,000 kgs, se dice que se emplea con un coeficiente de seguridad de 5. g.10.- Trenzado de Cables ( Corchado, torcido de Cables ) Los cables generalmente se fabrican en torcido regular o torcido Lang. En el cable con torcido REGULAR, los alambres del torón están trocidos en dirección opuesta a la dirección de los torones del cable. Son más fáciles de manejar, menos susceptibles a la formación de cocas y son más resistentes al aplastamiento . Presentan menos tendencia a destorcerse al aplicárseles cargas aunque no tengan fijos ambos extremos. En el cable con torcido LANG, los alambres y los torones están torcidos en la misma dirección. Son ligeramente más flexibles y muy resistentes a la abrasión y fatiga, pero tienen la tendencia a destorcerse cuando no están fijos ambos extremos.

Los cables pueden fabricarse en torcido derecho o izquierdo, tanto en el torcido Regular como en el Lang. En la mayoría de los casos, no afecta el que se use un cable con torcido derecho o izquierdo.Los cables con torcido derecho están reconocidos como los de fabricación normal, por lo tanto, son los que se utilizan en la mayoría de las aplicaciones. Sin embargo, existen aplicaciones en que los cables con torcido izquierdo proporcionan ciertas ventajas. Preformado de los cablesLos cables de acero generalmente se suministran PREFORMADOS; esto quiere decir que a los alambres y torones se les da la helicoidal o forma que tendrán en el cable terminado, de manera que al cortar el cable los alambres permanecerán en su lugar. Esta operación da al cable mayor vida, ya que quita a los alambres los esfuerzos entre uno y otro al obligarlos a mantener una posición forzada dentro del cable.

g.11.- Cable de Equilibrio Son cables unidos por sus extremos a los fondos de ambas jaulas, para compensar el peso del cable suspendido en el pozo. Suelen tener el mismo peso por metro que los cables de extracción. Para guiar este cable se utiliza un redondo de madera que se coloca en la vuelta. cerca del fondo del pozo. El cable pasa debajo del redondo a 2.00 m de distancia. Se utilizan cables planos o redondos, nuevos o usados. Dado el caso, se utilizan también doble cable de equilibrio o multicable

g.12.- Atadura de los Cables. Fig. No. 22 El cable de extracción no se sujeta directamente a la jaula o skip, pues en caso de acortarlo (por rotura de sus hilos o por alargamiento), sería necesario soltar la sujeción Normalmente se sujeta el cable en un aparato de amarre (ATADURA), existiendo muchos modelos de unión de cables, siendo los más utilizados: Unión Cónica o en Casquillo: se coloca dentro de una especie de cubierta cónica de acero el extremo del cable destrenzado, abriendo en forma de cono los alambres o doblándolos en parte. Se llena una aleación fundida a base de plomo o de estaño, que cubre los vacíos entre hilos y forma un conjunto sólido que no puede desprenderse Unión con Guardacabos o Collares de Presión: El cable se arrolla alrededor de un collar en forma de corazón (Guardacabo) y el extremo es sujetado con grapas y tornillos al ramal principal. Gracias al frotamiento del cable sobre la vaina no existe deslizamiento. Este tipo de amarre permite una buena vigilancia, ya que se reconoce fácilmente las roturas de hilos que aparezcan junto a las grapas. Su mayor desventaja es la gran longitud de cable empleado y la disminución de la presión de las grapas cuando el cable se alarga o adelgaza

La unión con Collares de Presión es una variedad de la anterior, compuesto por una armazón o bastidor y una pieza interior independiente; no requiere grapas ni tornillos. Cuanto mayor es la tensión del cable, mayor es la presión y mejor la atadura.

g.13.- Atalaje de los Cables. Fig. No. 23 El mecanismo intermedio de amarre entre la jaula o skip y el cable tiende a generalizarse con una varilla de acero que lleva algunos eslabones (Atalaje) y que contienen al cable mediante la atadura por un lado y a la jaula o skip por el otro. Estos eslabones permiten la inclinación y rotación del atalaje, amortiguar los choques debidos a las reacciones del guionaje, entre otros.

g.14.- Aparatos de enrollamiento La extracción se realiza con: Tambores: Cilíndricos, Cónicos, Bicilindrocónicos Bobinas Poleas de Fricción El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en su Art. No. 354° especifica sobre los dispositivos de seguridad, que será leído y comentado en clase. Tambor Cilíndrico. Fig. No. 24 En este sistema, uno o dos tambores cilíndricos están fijados sobre un mismo eje y accionados por un motor sea directamente o por medio de engranajes, siendo el sentido de giro de ambos tambores, el mismo. El más simple de los sistemas es la wincha de una sola tambora.

La wincha de doble tambora con ambas tamboras embragadas tiene la ventaja de que si la producción es fijada en uno de los dos compartimientos, en el otro puede izarse personal y/o material; esta ventaja es favorable si hay un solo pique de entrada a la mina. Para asegurar la subida de una jaula o skip durante el descenso de la otra, los cables pasan uno por encima del tambor correspondiente y el otro por debajo de su tambor. En la subida, uno de los cables se enrolla sobre su tambor al mismo tiempo que el otro cable se desenrolla. Para lograr que el cable se enrolle como es debido y sufra lo menos posible, el tambor debe tener un revestimiento de madera con ranuras en forma de hélice, con separaciones de 3 a 6 milímetros según el grosor del cable, entre vuelta y vuelta. El diámetro mínimo del tambor debe ser 60 veces el diámetro del cable. El ángulo de desviación lateral del cable entre la polea y el tambor no debe exceder de 1.5 grados desde el centro hacia cada lado; de otra forma el cable no se enrollará regularmente, ya que saltará las ranuras

Ejemplo: Para una distancia entre la polea y el tambor de 30 m, diámetro del cable 37 mm, espaciamiento entre vueltas de 5 mm y longitud del cable de 300 m, el diámetro del tambor será: Ancho del tambor = tg 1.5 * 30 m * 2 = 1.57 m Número de vueltas = 1.57/(0.037 + 0.005) = 37 Se considera 2 vueltas como reserva para renovaciones de los amarres; luego, se dispondrá de 35 vueltas efectivas. Siendo el perímetro del tambor = 3.1416 * D donde D = diámetro del tambor 3.1416 * D = longitud del cable/número de vueltas D = longitud del cable/( 3.1416 * número de vueltas) = 300/( 3.1416 * 35 ) = 2.70 m Se podrá proyectar un diámetro más pequeño si se aumentase la distancia del tambor al pozo, pudiendo elegir entonces un ancho mayor para el tambor.Los Arts. 244°, 245° y 354° del Reglamento de Seguridad e Higiene Minera especifican sobre los cabrestantes, los mismos que serán leídos y comentados en clase.

Tambor Cónico. Fig. No. 25 Estos aparatos están formados por dos tambores simétricos que trabajan uno enrollando y el otro desenrollando sus cables, con lo que sube y baja respectivamente el vehículo de transporte. Actualmente su uso es raro por los diámetros prohibitivos.

Se llegaron a utilizar tambores cónicos de hasta 13 m de diámetro.

El esfuerzo de tracción disminuye a medida que asciende la jaula o skip, por la disminución del peso del cable.

Tambor bicilindrocónico. Fig. No. 26 Está constituido de 2 tamboras que a su vez cuentan con 2 partes cónicas y 1 cilíndrica cada una. Mientras que en uno de los tambores el cable de la jaula o skip al subir se enrolla sobre la porción cilíndrica de menor diámetro, pasando a la parte cónica y finalmente a la cilíndrica de mayor diámetro, en el otro tambor sucede lo contrario pequeño. Su uso es cada vez menor.

Bobinas. Fig. No. 27 Son de construcción ligera. Enrollan al cable plano una vuelta tras otra, aumentando cada vez el diámetro de enrollamiento. Se encuentra condicionado al espesor de los cables planos, así como a la longitud de los mismos. El diámetro más pequeño de la bobina no debe ser menor de 80 veces el grosor del cable plano.

Poleas o Winches de Fricción o de Koepe. Fig. No. 28 El cable simplemente pasa sobre la polea o tambora de fricción durante el izaje, que en cada extremo lleva una jaula o skip o contrapeso. La polea es accionada por un motor. Fue introducido en Alemania por Frederick Koepe (1877 ) utilizando el principio de fricción de contacto. Existe un real contacto entre la polea y el cable que va de 180° a 200°. Las poleas de fricción son diseñadas para usar cables de cola como contrapeso, que aseguran el suficiente contacto de fricción, los cuales tienen el mismo peso que los cables de izaje, y así reducen el torque de movimiento necesario de la tambora de fricción. En caso de rotura del cable, caerían ambos vehículos inmediatamente. La polea de Koepe monocable se construye con diámetros que llegan hasta 9 m y a los lados del cable cuentan con regiones anchas que reciben las zapatas de freno. La polea de Koepe multicable cuenta con tantas gargantas como cables a soportar.

Ventajas: 1.- Menores dimensiones del diámetro y ancho de la polea, desde que no es necesario enrollar el cable. 2.- Diseño simple de la polea, independiente de la profundidad del pique.3.- No hay riesgos de accidentes debido a "cable flojo".4.- Menor consumo de energía en la mayor demanda, debido al uso del cable de cola y un balance subsecuente. Desventajas: 1.- Costo adicional del contrapeso.2.- El cable no puede ser lubricado con grasa para protegerlo de la corrosión. Podría galvanizarse o cubrirlo con alguna resina.3.- Se requiere mayor longitud de cables (o cantidades).4.- Se requiere mayor profundización extra del pique para los cables de cola (10 a más metros).

g.15.- Dispositivos de Seguridad Las causas más comunes de accidentes en el transporte de personal son: - Irregularidades en el guiado de la jaula.- Roturas de cables y de los mecanismos de amarre.- Fallas mecánicas (reguladores de velocidad, registradores de profundidad)- Errores humanos (señales equivocadas, comportamientos inadecuados., etc.) Por ello, la extracción con jaula o skip cuenta con instalaciones especiales de seguridad, como grapas de seguridad, paracaidas o leonas, indicadores de profundidad, traviesas de choque, taquetes, etc.

Grapas de Seguridad, Paracaídas o Leonas. Figs. Nos. 29 y 30 Son mecanismos de freno de emergencia que en caso de rotura del cable de acero enganchan al skip/jaula/contrapeso en la guiadera. Esta grapa de seguridad es activada por un resorte macizo que se encuentra fuertemente presionado, normalmente. Al romperse el cable de acero, este resorte adquiere su forma inicial (alargada) y activa todo un sistema de componentes que obligan a las grapas a incrustarse con sus dientes en la guiadera con lo que se logra detener la caida libre del vehículo en el pique. Existen grapas de seguridad de varios dientes (garfios) y de un solo diente que trabajan en guiaderas de madera, como grapas de seguridad tipo cuña (deslizante) de varios dientes que trabajan en guiaderas de madera o de metal. En cada vehiculo trabajan simultáneamente 4 grapas

Indicadores de Velocidad y Registradores de Profundidad: Permiten al operador tener información exacta en cualquier momento de la extracción sobre la posición de las jaulas y su velocidad. Los indicadores de velocidad son eléctricos . Los Registradores de profundidad normalmente hacen sonar una alarma cuando la máquina tiene sólo dos revoluciones para terminar la extracción. Ensanchamiento de las Guiaderas. Fig. No. 31 Las guiaderas poseen un ensanchamiento en los extremos superior e inferior, a fin que las zapatas de deslizamiento se frenen y gracias al cual las jaulas se detienen de modo suave. Estos ensanchamientos son simétricos a cada lado, con una inclinación de 1:100 hasta llegar a una medida máxima de 5 cm a cada lado.

Traviesas de Choque y Taquetes de Seguridad. Fig. No. 31 Las poleas se aseguran mediante traviesas de choque dispuestas debajo de ellas, contra daños causados por la jaula o skip, en caso que el empuje de la jaula no haya podido ser absorvido por el ensanchamiento de las guiaderas. Cuando la jaula o skip choca contra estas traviesas, existe el peligro de rotura del cable y de la caída de la jaula. Los taquetes evitan la caída, dejando pasar la jaula ascendente y sitúandose en posición tal que retienen la jaula al descender.

H.- CÁLCULOS DE IZAJE Esfuerzos, factor de seguridad y grosor de hilos

Resistencia: Propiedad que tienen los cables de soportar las acciones de agentes mecánicos, físicos, etc. sin deformarse o romperse.

Esfuerzo: Fuerza que al ejercer sobre el cable, tiende a alargarlo ( tracción ) o doblarlo ( flexión ).

Elasticidad: Propiedad que tienen los cuerpos deformados por una fuerza exterior de recobrar su forma primitiva cuando cesa de actuar dicha fuerza deformadora.

Módulo de Elasticidad: Relación existente entre la magnitud de las fuerzas externas que provocan el alargamiento elástico del cable y el valor que alcanza dicho alargamiento.

En los cálculos de Resistencia de Materiales siempre se tiene en cuenta dicho Módulo para que en ningún caso puedan alcanzar las piezas el límite de elasticidad que provocaría la deformación o la ruptura del cable.

Factor de Seguridad: Es la carga o esfuerzo máximo que puede soportar el cable sin romperse, y la magnitud del esfuerzo máximo a que se halla sometido.

Grosor de los hilos: Constituido por el diámetro de cada hilo, que a su vez debe guardar una relación con el diámetro del cable.

h.1.- Esfuerzo de tracción = Peso del cable y carga/Sección transversal del cable = lbs/(3.1416 * r2) = lbs/pulg2

h.2.- Esfuerzo de Curvatura =(Módulo Elasticidad cable * Grosor hilo)/Diámetro de polea = lbs/pulg2 * pulg/pulg = lbs/pulg2

h.3.- Esfuerzo Total = Esfuerzo de tracción + Esfuerzo de Curvatura = lbs/pulg2

h.4.- Factor de Seguridad = Resist. a la rotura del cable/Esfuerzo total; sin unidad. Existe otra forma práctica para hallar el Factor de Seguridad: - Para transporte de personal = 9.5 - (0.001 * T) - Para extracción = 7.2 - (0.0005 * T) donde T = Profundidad del pique; m.

h.5.- Grosor de Hilo = ( Diámetro del cable/30 ) + 1; mm. Diámetro del cable = mm. Este grosor de hilo finalmente se transforma a pulgadas: mm/25.4 30= Relación entre diámetro cable y diámetro hilo; s/u Ejercicio: Un cable de 2 pulgadas de diámetro tiene una resistencia de rotura de 171,000 lbs/pulg2; su Módulo de elasticidad es de 12'000,000 lbs/pulg2. El total de carga que soporta incluido el peso del cable es de 45,000 lbs; el diámetro de la polea es de 96 pulgadas.

Solución ESFUERZO DE TRACCION = 45000/(1)2 * 3.1416 = 14324 lbs/pulg2

GROSOR DE HILOS = (50.8mm/30) + 1= 2.69 mm = 0.106 pulg ESFUERZO DE CURVATURA = (12000000 * 0.106)/96 = 13255 lbs/pulg2

ESFUERZO TOTAL = 14324 + 13255 = 27579 lbs/pulg2

FACTOR DE SEGURIDAD = 171000/27579 = 6.20

Cálculos de viajes, tiempos, velocidad, peso del cable, carga admisible, diámetros, distancias, longitud cable desde polea hasta tambora, ancho de tambora y numero de vueltas Durante el izaje, la marcha de la máquina es alternada, denominándose: Tiro: Al viaje de la jaula o skip y está compuesto normalmente de 3 partes a) Un periodo de aceleración b) Un período de régimen, con velocidad uniforme c) Un periodo de frenado o desaceleración Maniobra: Son las operaciones de carga, descarga y tiempos muertos. Cordada: Es la sumatoria del Tiro y Maniobra; compuesto por el Tiempo de Izamiento (Ti) y Tiempos Muertos (Tm). El Ti a su vez se encuentra constituido por los tiempos aceleración (ta), tiempos de velocidad uniforme (tu) y tiempos de desaceleración ( td ). Los Tm se encuentran constituidos por el tiempo que toma el carguío, descarguío y otros, en que la jaula o skip se encuentra detenido. La sumatoria de Ti y Tm constituye el Tiempo total del ciclo ( T tot).

h.6.- Número de viajes por hora (NV/hora) NV/hora = Ton a extraer/(Horas efectivas * Capacidad skip) = Ton/(horas * ton/viaje) = viaje/hora h.7.- Tiempo total del ciclo ( T tot ) T tot = 3600/N = (seg/hora)/(viaje/hora) = seg/viaje = seg/ciclo h.8.- Tiempo de velocidad uniforme ( tu ) tu = T tot - ( ta + td + tm ); seg/ciclo Dondetm = Tiempo muerto, es decir skip detenido por alguna circunstancia exceptuando el carguío y descarguío.

h.9.- Velocidad de Izaje ( V ) V = L/(Ti - ((ta + td)/2)) ; pie/seg donde L = Longitud del cable ( profundidad efectiva + distancia piso exterior a punto de volteo + punto de volteo a punto opuesto de polea Ti = Tiempo de izamiento = ta + td + tu h.10.- Peso del Cable ( P ) P = Q tot/((R/0.9 * S) - Lv); kg/m donde P = Peso del cable ; kg/m Q tot = Carga o peso total suspendido ( peso de la jaula, carga y carros ) R = Resistencia del cable a la rotura S = Coeficiente de seguridad Lv = Longitud vertical del cable desde profundidad efectiva hasta el punto de contacto con polea

h.11.- Carga Admisible ( Q adm )

Q adm = ( Sc * R )/S ; kg

donde

Q adm = Carga o peso admisible del cable; kg

Sc = Sección del cable = 3.1416 * r2; cm2

R = Resistencia del cable a la rotura; kg/cm2

S = Coeficiente de seguridad

h.12.- Diámetro de la Tambora ( D tamb )

D tamb = 64 dc ; m

D tamb = 80 dc ; m

Donde

D tamb = Diámetro de la tambora ; m

dc = Diámetro del cable ; m

Como quiera que se puede definir el diámetro entre estas dimensiones, es preferible escoger el mayor.

h.13.- Diámetro de la Polea ( D polea ) Generalmente, es el mismo diámetro de la tambora ; m. h.14.- Distancia horizontal eje tambor - Eje cable vertical ( b ) b = (0.45 * Hc) + D tamb + ( 0.5 * D polea ) + 6 ; m Donde Hc = Altura del castillo desde el piso exterior hasta el punto de volteo de polea ; m h.15.- Longitud inclinada del cable desde punto opuesto polea hasta tambora ( Li ) Li = √ (Hc - c)2 + (b -( D polea/2) )2 ; m Donde c = Altura del eje de la tambora sobre el piso; m

h.16.- Ancho del Tambor Ancho del tambor = tg α * Li * 2 ; m Donde α = Angulo de desviación del cable entre polea y tambora. Máximo debe ser 1.5° a cada lado de la tambora, desde el eje de la polea. h.17.- Numero de vueltas del cable en el tambor núm. vueltas = Ancho tambor/( dc + separación ranuras tambor) Donde dc = Diámetro del cable; m Separación ranuras del tambor = m

Ejercicio: Se desea extraer 350 TC de mineral en 6 horas efectivas de trabajo por medio de un sistema de izaje balanceado usando skips, a través de un pique con los siguientes parámetros: Profundidad efectiva 200 mLongitud piso exterior a punto volteo 28 mLongitud punto volteo a punto opuesto de polea 2 mCapacidad del skip 1.5 TCPeso del skip 1000 kgPeso del mineral 1200 kgResistencia del cable a la rotura 16000 kg/cm2

Coeficiente de seguridad del cable 7Diámetro del cable 1 pulgAltura eje tambor sobre el piso 1 mSeparación ranuras del tambor 6 mm Tiempo de aceleración 12 segTiempo de desaceleración 6 segTiempo muerto 22 seg

Hallar: Número de viajes por hora Tiempo total del ciclo Tiempo de velocidad uniforme Velocidad de izaje Peso del cable Tiempo de izamiento Carga admisible del cable Diámetro de la tambora y polea Distancia horizontal eje tambor a eje cable vertical Longitud inclinada del cable desde polea hasta tambora Ancho del tambor Número de vueltas del cable en el tambor

Desarrollo: NUMERO DE VIAJES POR HORA N = 350/(6 * 1.5) = 39 viaje/hora TIEMPO TOTAL DEL CICLO T tot = 3600/39 = 92.31 seg/ciclo TIEMPO DE VELOCIDAD UNIFORME tu = 92.31 - ( 12 + 6 + 22 ) = 52.31 seg VELOCIDAD DE IZAJE L = 200 m + 28 m + 2 m = 230 m * 3.28 = 754 pie Ti = 12seg + 6seg + 52.31seg = 70.31 seg V = 754/(70.31 - (12 + 6)/2)) = 12.30 pie/seg

PESO DEL CABLE Q tot = 1000 kg + 1200 kg = 2200 kg R = 16000 kg/cm2

S = 7 Lv = 200m + 28m = 228 m P = 2200/((16000/(0.9 * 7) - 228) = 0.95 kg/m TIEMPO DE IZAMIENTO Ti = ts + td + tu = 12seg + 6seg + 52.31seg = 70.31 seg CARGA O PESO ADMISIBLE DEL CABLE 1 pulg = 2.54 cm Sc = 3.1416 * (1.27)2 = 5.07 cm2

Q adm = (5.07 * 16000)/7 = 11589 kg

DIAMETRO DE LA TAMBORA D tamb = ( 64 a 80 ) dc ; m dc = diámetro del cable = 1 pulg = 0.0254 m D tamb = 64 * 0.0254 = 1.63 m D tamb = 80 * 0.0254 = 2.03 m Optamos por D tamb = 2.03 m, porque es preferible el mayor. DIAMETRO DE LA POLEA D pol = 2.03 m, es decir el mismo diámetro que la tambora. DISTANCIA HORIZONTAL EJE TAMBOR - EJE CABLE VERTICAL b = ( Hc * 0.45 ) + D tamb + ( D pol * 0.5 ) + 6 ; m = ( 30 * 0.45 ) + 2.03 + ( 2.03 * 0.5 ) + 6 = 22.55 m

LONGITUD INCLINADA DEL CABLE DESDE POLEA HASTA TAMBORA c = 1 m Li = √ (30 - 1)2 + (22.55 -( 2.03/2))2 = 36.12 m ANCHO DEL TAMBOR ancho de tambor = tg 1.5° * 36.12 * 2 = 1.89 m NUMERO DE VUELTAS DEL CABLE EN EL TAMBOR dc = diámetro del cable = 1 pulg = 0.0254 m separación ranuras tambor = 6 mm = 0.006 m Número de vueltas = 1.89/(0.0254 + 0.006) = 60 vueltas

Cálculo de diámetros de cables h.18.- Producción Se consideran las siguientes fórmulas: a.-Disponibilidad Mecánica Es decir el % de tiempo real que el equipo puede operar durante el tiempo programado durante la guardia, siendo la diferencia el % de tiempo que el equipo se encuentra en mantenimiento y/o reparación. = (( HP - (Mantenim + Reparac)/HP) * 100) donde HP = Horas programadas de trabajo Mantenim = Es el tiempo de reajustes en general; horas Reparación = Es el tiempo que demora en enmendar las averías desde que el equipo se malogra, hasta que entra en operación normal; horas

b.- Capacidad de Izaje = (Producción/mes)/(dias izaje/mes * hora/dia * disponib.mec.) ; ton/hora ton/hora * hora/dia = ton/dia c.- Ciclo de Izaje o Tiempo /ciclo = Tiempo total de izaje carga en segundos * 2 ; seg/ciclo d.- Número de viajes/hora = (3600 seg/hora)/(ciclo de izaje seg) = viajes/hora e.- Capacidad del skip = 3600 seg/hora/(núm.viaje/hora * hora/dia * Disponib.mec.) = ton/viaje

f.- Peso total = Peso carga y skip en kg + (longit.cable en m * peso/m cable * núm. de cables)/1000 ; ton El peso de la carga, viene a ser la capacidad del skip por viaje. g.- Factor de Seguridad = Resist.a la rotura en ton/cable * Núm.cables/Peso total en ton Debe ser mayor o igual a 6.

Ejercicio Se tienen los siguientes parámetros:Producción 90000 ton/mesHoras de izaje 16 hora/diaTiempo de mantenimiento 1.0 horas/dia (promedio)Tiempo de reparación 0.50 hora/dia (promedio)Dias de izaje 25 dia/mesTiempo total izaje 99 seg ( subida o bajada promedio)Peso del skip 13.10 tonLongitud del cable 680 m Número de cable izaje 2Peso del cable 6.73 kg/mResistencia a la rotura 112.2 ton/cableDiámetro del cable 43 mm (cada cable )

Desarrollo Disponib. mecánica = ((16 - 1.55)/16) * 100 = 90 %Capacidad de izaje = 90000/(25 * 16 * 0.9) = 250 ton/horaton/dia = 250 ton/hora * 16 hora/día = 4000 to/d¡aCiclo de izaje = 99 seg * 2 = 198 seg/cicloViajes/hora = (3600 seg/hora/198 seg/ciclo) = 18.20 viaje/horaCapacidad skip =(3600 seg/hora)/(18.20 v/h * 16 h/d * 0.9) = 13.74 ton/viajePeso total = 13.74 + 13.10 + (680m * 6.73kg/m * 2/1000 kg/ton) = 35.99 tonFactor de Seguridad =(112.2 ton/cable * 2 cables)/35.99 ton = 6.24 Los fabricantes recomiendan un Factor de Seguridad mayor o igual a 6; por lo mismo, el diámetro del cable propuesto es el recomendable (42 mm cada cable)

h.19.- Servicios (Transporte de personal) Se considera las siguientes fórmulas: h.19.1- Ciclo de Izaje o Tiempo/ciclo = Tiempo total izaje personal (seg) * 2 (ciclo); seg/ciclo h.19.2.- Número de viajes por hora = (3600 seg/hora)/(ciclo izaje seg ); viaje/hora h.19.3.- Tiempo de transporte de personal por guardia = (Núm. trabajadores/gdia a izar * 2 ingreso-salida * ciclo de izaje horas)/(capacidad jaula para trabajadores) h.19.4.- Peso total = Peso trabajad. y jaula en ton + ((longitud cable * kg/m * Núm.cables)/1000 kg/ton); ton h.19.5. Factor de Seguridad = (Resist.a rotura en ton * Núm. cables izaje)/(peso total ton)

Debe ser mayor o igual a 7.

Ejercicio Se tienen los siguientes parámetros: Tiempo total transporte 265 seg/viajePersonal a transportar 300 trabajadoresCapacidad jaula 35 * 2 pisos = 70 trabajadoresCarga neta para 70 trabajadores 5.6 tonPeso de la jaula 12 tonLongitud del cable 628 mNúmero de cables de izaje 4Peso de cada cable 2.7 kg/mResistencia a la rotura 44.8 ton/cableDiámetro del cable 26 mm cada cable.

Desarrollo CICLO DE IZAJE = 265 seg * 2 = 530 seg/ciclo VIAJES POR HORA = (3600 seg/hora)/(530 seg/ciclo) = 6.79 viaje/hora TIEMPO TRANSPORTE PERSONAL = (300 trabaj * 2 bajada y subida * 530/3600)/70 trabajadores = 1.26 hora/guardia PESO TOTAL = 5.6 ton + 12 ton + ( 628 m * 2.7 kg/m * 4 cables/1000) = 24.38 ton FACTOR DE SEGURIDAD = ( 44.8 ton/cable * 4 cables)/(24.38 ton) = 7.35 Siendo mayor de 7 el Factor de Seguridad hallado, el diámetro del cable propuesto para el transporte del personal, es el recomendado ( 26 mm de diámetro y 4 cables )

II.- PLANO INCLINADOA.- CARACTERÍSTICAS Es un sistema de transporte pendular sobre rieles, sea para personal, mineral, materiales, herramientas, etc. entre niveles o estaciones que se comunican a través de estos planos. Sea en interior mina como en superficie, se puede realizar el transporte (subida o bajada) o con plataformas o carros mineros que son accionados por un winche (cabrestante) o por giro de poleas extremas (motriz y de cola) y mediante cables de acero, calculados para las cargas totales durante el ascenso o descenso. Existen Planos Inclinados de una o de dos vías. En el caso de dos vías, la segunda puede servir para el transporte en sentido contrario de un contrapeso que equilibra el trabajo del winche o como segunda vía de transporte. Todo Plano Inclinado subterráneo debe contar con un tramo de galería horizontal adyacente al cabrestante, para fines de estacionamiento y manipuleo de los carros o plataformas.

Los accesos de las galerías a los inclinados, deben estar protegidos y contar con señalizaciones e iluminación para evitar accidentes debido a caídas de personas, materiales o maquinaria minera. En caso de plano inclinado superficial, el sistema debe contar debajo del límite inferior con un muro de contención (barrera) para evita que los carros o vagonetas puedan trasladarse más allá del límite fijado. De acuerdo a reglamentaciones vigentes, los titulares de actividad minera establecerán los estándares de acarreo subterráneo, así como las funciones de los operadores, autorizaciones y manuales de manejo. Los enganches de los carros en planos inclinados deberán tener sistemas de engrapes adecuados para evitar que puedan desprenderse durante la marcha. Se tomarán las precauciones de seguridad necesarias para evitar que los carros o vagonetas puedan trasladares mas allá del límite fijado, colocando barreras delante de dicho límite.

Es necesario tomar precauciones especiales para estos casos, así como para los desenganches imprevistos de los carros (vigas que se apoyan en el techo o piso y cierran la vía al ser accionadas automáticamente, chequeo permanente de los empalmes y de los cables, etc.). El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera (D.S. No. 146-2001-EM. del 27 de Julio del 2001) en sus Arts. 238° y 320° especifican lo relacionado a este tipo de transporte, los que serán leídos y analizados en clase. Es necesario tomar las precauciones adicionales especiales para los casos de desenganches imprevistos de los carros, roturas del cable de acero, etc. (vigas que se apoyen en el techo o piso y cierran la vía al ser accionados automáticamente, chequeo permanente de los empalmes y de los cables, etc.).

B.- REQUERIMIENTOS Energía eléctrica CC ó CA, de 440 voltios generalmente.WincheroPlataformista (para el caso de transporte de personal). C.- COMPONENTES (VER FIGURAS Y FOTOS) Casa de winche o motor acoplado a polea motriz que acciona por giro y mediante cables de acero, a los carros entre poleas extremas.Plataforma o carros mineros (Granby, U, V, etc.)Línea rielRodillos transversales a la línea riel (para evitar fricción del cable con el piso)Muro de contención o barreraVigas de seguridad (en el techo o piso) con fines de contención en caso de rotura del cable de aceroSistema de frenado automático, en caso de rotura del cables de aceroPostes, cables eléctricos, sirena, llave de accionamiento-parada, señalizaciones.

D.-- UTILIZACIÓN En caso de transporte de personal, requiere la presencia de un operador en la plataforma que contará con asientos adecuados y cinturones de seguridad; este operador emitirá las señales desde el lugar en que se encuentre la plataforma hacia la Casa de Winche. En este caso, el Plano Inclinado contará con un sistema adecuado de frenado automático para casos de rotura del cable. La velocidad media en caso de transporte de personal, debe ser 2 m/seg, dependiendo de la longitud del recorrido entre niveles. En caso de transporte de mineral en carros mineros, en cada nivel inferior de carguío y en la Casa de winche deberá existir un sistema de comunicación.

III.- CABLECARRIL, ANDARIVEL, FUNICULAR AEREO, ROPEWAYA.- CARACTERÍSTICAS. FIG. NO. 1 Es un medio de transporte aéreo de flujo continuo en que unos baldes o recipientes se desplazan a través de boggies (carretillas) o rodillos sobre un cable de acero estático (riel) por acción de un cable tractor que gira permanentemente entre poleas extremas situadas en las estaciones por medio de un motor eléctrico que transmite movimiento a la polea motriz, circulando por una vía los baldes cargados y por la otra, paralela, los vacíos. El cable tractor (o de tracción) puede estar instalado sobre el boggie o debajo del cable riel en el bastidor, de acuerdo a diseño. Como medio de transporte se hace realidad alrededor de 1868 cuando se perfeccionó el cable de acero. Los primeros cablecarril aéreo fueron construidos por CHARLES HODGSON, para el transporte de minerales de las minas a los ferrocarriles y puertos en el norte de España. Este tipo de transporte fue desarrollado por el Ingeniero T.W. CARRINGTON, para la Bullivant Co. Ltda. A partir de entonces se hicieron algunos avances en el diseño y construcción, contando actualmente con cablecarril Monocable y Bicable.

Tienen amplia aceptación en las regiones montañosas, poco accesibles para otro tipo de transporte, entre la mina y la planta de beneficio o puerto de embarque. Su sistema de funcionamiento es complicado, debiendo ser fabricado, instalado y controlado inicialmente por compañías especializadas premunidas de patentes, quienes deberán preparar al personal que maniobrará este sistema. Datos estadísticos muestran el costo/ton comparados con sistemas de transporte con volquetes y por vía férrea:Cablecarril 0.75 $/tonVolquetes 2.40 $/tonTrenes 0.86 $/ton

B.- DIVISIÓN Según su uso

Para mineral Para personal

Según el movimiento de los baldes En circuito cerrado En forma pendular De datos estadísticos se han obtenido los siguientes costos comparativos:

Cable-carril 0.75 $/ton Volquetes 2.40 $/ton Vía férrea 0.86 $/ton

C.- VENTAJAS •Puede salvar obstáculos existentes en el terreno sobre el que se construye.•Se encuentra suspendido a una altura sobre el nivel del terreno y no interfiere en el tráfico de carreteras, ni afecta a los terrenos cultivados.•Puede seguir una línea recta, reduciendo distancias y tiempo de transporte•Son de larga vida con un relativo bajo costo de mantenimiento.•Es adaptable a cualquier fenómeno climatológico.•Su costo de operación es menor relativamente de acuerdo a las distancias de transporte. D.- DESVENTAJAS •La capacidad de carga por balde es reducida.•Su diseño, construcción e instalación está limitado a compañías especializadas como: Riblet Tramway Co. USA; British Ropeway Engineering Company Limited (Breco ) INGLATERRA; Riblet Development Co.•Produce efectos en el medio ambiente como: impacto visual, ruido, uso de espacios de terreno para las torres, etc.•Existe el riesgo de caída de material transportado y de los baldes, si no es controlado.

E.- COMPONENTES e.1.- Torres.- Figs. Nos. 2 y 3 Son instalados principalmente para soportar el peso de los cable, baldes y mineral, además de servir de puntos de cambios de gradiente o dirección y de mantenerlos a una altura prudencial del terreno (8 a 12 metros). Las distancias entre estas estructuras alcanzar los 2000 metros.Pueden ser de concreto o fierro y de diferentes formas estructurales.

e.2.- Estaciones.- Figs. Nos. 4 y 5 Son puntos en que los baldes son cargados con mineral (Estación de Carguío) o descargados (Estación de Descarguío).En éstas, se ubican las poleas del cable tractor, tolvas, motores eléctricos, tensores de los cables, transmisiones, sistemas de acoplamiento automático al cable tractor, frenos de seguridad, sistemas de apertura y cierre de los baldes, talleres de mantenimiento, etc.Las estaciones de Carga cuentan por debajo con las tolvas de carguío

e.3.- Cable riel Fig. No. 6 Se utilizan cables de acero con o sin alma, de 6 * 7 y con grosores hasta de 1 3/8” (En Quiruvilca y en Madrigal utilizaban de 1 1/8”).Su trabajo es contener a los baldes en ambas direcciones (Bicable) o contener/trasladar los baldes (Monocable). De acuerdo acuerdo a la distancia de recorrido, puede ser de uno o más tramos de cable, instalados convenientemente.Se requiere de aceite RONAX 65 para la lubricacióny de vagonetas de engrase.Periódicamente se hace girar ¼ de vuelta de tal manera que el desgaste sea uniforme.Las roturas de sus hebras exteriores pueden causar descarrilamientos de los baldes. Se corrigen utilizando MORDAZAS DE REPARACIÓN (Fig. No. 4, tubos de fierro con sus extremos biselados y divididos longitudinalmente, de longitudes 20 a 50 centímetros y diámetros de acuerdo al cable) que cubren y sujetan los puntos sueltos de las hebras que previamente han sido cortadas o arrolladas en el cable. Cuando estos desgastes o roturas de hebras sean considerados peligrosos (avanzados), es preferible cortar la zona y cambiarla con u tramo de cable nuevo o de segundo uso en buenas condiciones, cuyos extremos se unen mediante COPLAS DE TORPEDO (Fig. No. 4)Un cable riel bien tratado y de buena calidad, puede durar 25 años como promedio.

e.4.- Cable tractor o de tracción Fig. No. 6 Se utilizan cables de 6 * 7 con o sin alma y hasta 1” de diámetro.Por estar en permanente movimiento son lubricados continuamente. De acuerdo a la distancia de recorrido puede ser de una o más piezas. La reparación consiste en eliminar la parte desgastada y con roturas de hilos, trenzando otro cable o empalme o usando Mordaza de reparación o copla tipo torpedo, como se muestra en esta figura..Un cable tractor bien tratado puede durar 15 años como promedio. En Quiruvilca se usaban de ¾” y en Madrigal de 7/8”.

e.5.- Baldes, vasijas, vagonetas Figs. Nos. 7 y 8 Constan de: Un bogie (carretilla) de dos o cuatro ejes que contienen ruedas o poleas Uno o dos bastidores de suspensión Una caja o balde Dispositivos de acoplamiento al cable al cable tractor (patentado) Dispositivos de cierre/apertura de los baldes Sistema de articulación bastidor/boggie que permite posición horizontal Existen baldes en V, en U, cilíndricos, así como variadas formas de descarguío ( volteo lateral, por apertura lateral y por apertura de la base).

F.-- DESCRIPCIÓN DEL SISTEMA BI-CABLE FIG. NO. 9 El cable riel soporta a los baldes y permite el deslizamiento de éstos a través de los bogies.El cable tractor se encuentra debajo y pone en movimiento a los baldes.Los baldes viajan espaciados a intervalos equidistantes y a velocidad uniforme.El motor eléctrico acciona y frena automáticamente (en caso de fallas) al sistema.Acoplamiento de los baldes a la rielEspaciador automático de los baldesEl sistema es automático y requiere de poco personal.

G.- DESCRIPCIÓN DEL SISTEMA MONO-CABLE FIG. NO. 10 Constituido por un solo cable continuo que soporta y hala a los baldes al mismo tiempo, a intervalos regulares.El resto de componentes son similares al Bi-cable.

H.- CARACTERÍSTICAS DE CABLE-CARRILES ALEMANIA OCCIDENTAL Capacidad 300 ton/hora Carga 1665 kg Velocidad 4.24 m/seg Espaciado entre balde 84.50 m Intervalo de tiempo entre baldes 19.90 seg Fuerza 250 KW SUDAN Longitud del cable 20 km Capacidad 215 ton/hora Intervalo entre baldes 180 seg Velocidad 3.83 m/seg Descarga cada 3 minutos

ARGENTINA Longitud 34.30 km Número de torres 800 Capacidad 40 ton/hora Capacidad por balde 1125 lb PERU Mina San Cristóbal/Planta Mahr Túnel (14 km) Año de construcción 1936 Longitud de cable 26 km Capacidad de transporte 20000 TCS/mes Diámetro cable tractor 1 1/8” Peso del cable 3.20 kg/m Intervalo entre baldes 1.72 min Ciclo por balde 2.52 horas Baldes transportados por hora 45 Capacidad teórica por balde 1 ton

I.- CÁLCULOS i.1.- Capacidad de carga o carga útil = (CTB * fll * p.e)./fe ; ton Donde: CTB = Capacidad teórica del balde, dado por el fabricante o calculado de acuerdo a su geometría y dimensiones; m3

Balde cilíndrico = π * r2 * h * fcg ; m3

Balde en U = a * l * h * fcg; m3

r = radio; m h = altura; m Fcg = Factor de corrección geométrica (1 para cilíndrico y 0.85 para U) a = Ancho del balde; m l = longitud del balde; m Fll = Factor de llenado, que depende del grado de fragmentación, pericia del operador, presión de aire, etc. 0.5 a 0.8 p.e.= Peso específico del mineral; s/u Fe = Factor de esponjamiento del mineral, es decir el contenido de vacíos y está dado por el grado de humedad, fragmentación, peso específico, etc. oscila entre 1.1, 1.8 a 2.5

i.2.- Ton/hora a transportar = (ton/gdia)/(TE/gdia) Donde: TE/gdia = Tiempo efectivo por guardia i.3.- Número de baldes/hora = (ton/hora(/(capacidad/balde) i.4.- Distancia de separación entre baldes = Longitud de recorrido/Número de baldes reales; m i.5.- Intervalo de tiempo entre baldes = (60 min/hora)/(número de baldes/hora); min o seg i.6.- Tiempo/ciclo de cada balde = Intervalo de tiempo entre baldes * número de baldes reales; min

i.7.- Velocidad de los baldes = Longitud de recorrido (circuito)/(tiempo/ciclo de cada balde) i.8.- Baldes transportados por guardia = Intervalo de tiempo entre baldes * 60 min/hora * TE/gdia Ejercicio

Un sistema de Cable-carril recorre 3000 metros por ciclo y cuenta con 21 baldes cilíndricos de 0.90 m de diámetro y 1.00 m de altura en el circuito; trabaja 10 horas/gdia, transportando 600 ton durante la guardia; el factor de corrección geométrica es 1; el factor de llenado es 0.8; el factor de esponjamiento es 1.8 y el peso específico del mineral es 2.8.Se desea conocer los 8 datos anteriores

Desarrollo Carga útil = (3.1426 * (0.45)2 * 1 * 2.8 * 0.8))/1.8 = 0.79 ton/balde

Ton/hora a transportar = (600 ton/gdia)/10 = 60 ton/hora

Número de baldes por hora = (60 ton/hora)/(0.79 ton/balde = 76 baldes/hora

Distancia entre baldes = 3000 m/21 baldes = 142.86 m

Intervalo de tiempo entre baldes = (60 min/hora)/(76 baldes/hora ) = 0.79 min

Tiempo/ciclo de cada balde = 0.79 min * 21 baldes = 16.59 min/balde

Velocidad de baldes = 3000 m/(16.59 min/balde) = 180 m/min

Baldes transportados/gdia = 0.79 min * 60 min/hora * 10 hora/gdia = 474 baldes

IV.- FAJAS TRANSPORTADORAS, TRANSPORTADORES DE BANDA SIN FINA.- CARACTERÍSTICAS FIGS.NOS. 1 Y 2 Constituidos por bandas o correas sin fin, sostenidas y movidas de modo adecuado y dispuestos para transportar el material granulado o molido en forma continua y a grandes distancias horizontales y salvando pendientes positivas o negativas de hasta 30 %. La mayor parte de los transportadores son del tipo “cara superior de trabajo” existiendo también el transporte por el ramal inferior.Se usa en minería desde 1891 (Mina Odgen, New Jersey) tanto subterránea como superficial. FRANCIA Mina Al Grange, Polimetálico

Longitud de cinta 2,300 m.Capacidad 500 TM/hora

ALEMANIA Open pit Zucunft, CarbónLongitud de cinta 2,200 m.Capacidad 14,000 TM/horaVelocidad 5 a 6 m/seg

PERU Open pit Marcona, HíerroLongitud 16,460 m.Capacidad 2,000 TM/horaVelocidad 3 m/seg

PERU Centromin Cerro de Pasco Nivel. 800

FRANCIA Mina Al Grange, PolimetálicoLongitud de cinta 2,300 m.Capacidad 500 TM/hora

ALEMANIA Open pit Zucunft, CarbónLongitud de cinta 2,200 m.Capacidad 14,000 TM/horaVelocidad 5 a 6 m/seg

PERU Open pit Marcona, HíerroLongitud 16,460 m.Capacidad 2,000 TM/horaVelocidad 3 m/seg

PERU Centromin Cerro de Pasco Nivel. 800 Las minas que cuentan con planta de beneficio, generalmente poseen este sistema de transporte

Las minas que cuentan con planta de beneficio, generalmente poseen este sistema de transporte

CARACTERISTICAS DE FAJAS TRANSPORTADORAS

* Dependiendo de granulometría, densidad, pendiente, distancia, etc.

ANCHO CINTA pulgs

VELOCIDAD MINERAL * m/seg

VOLUMEN TRANSPORTADO

m3/hora

14 1.00 a 2.00 18.00

16 1.00 a 2.50 23.70

18 1.25 a 2.50 30.4020 1.50 a 3.00 37.6020 1.50 a 3.00 54.5030 1.75 a 3.50 132.2036 2.00 a 4.00 150.50

42 2.00 a 4.00 185.00

48 2.00 a 4.00 248.0054 2.25 a 4.00 322.0060 2.25 a 4.00 406.00

B.- VENTAJAS •Se adaptan a una gran variedad de materiales.•Exigen poca energía y pueden transportar grandes distancias.•Pueden trabajar con gradientes positivas o negativas de hasta 30% sin pérdida de eficiencia. Comparándolo con equipos de bajo perfil y trenes, podemos ver que las gradientes máximas de trabajo son 20 % y 1% respectivamente.•Son instalados normalmente sobre el piso, siendo suficientes cimentaciones livianas y un mínimo de soportes estructurales; en minería subterránea puede ser instalado debajo del techo.•Pueden fácilmente atravesar carreteras, líneas férreas, ríos y otros obstáculos, mediante soportes livianos tipo puente.•Son posibles el empleo de altas velocidades (5 a más m/seg) debido al uso de fajas reforzadas con alambre o tejidos de acero.•Pueden transportar hasta 20,000 TM/hora, usando fajas de anchos mayores a 2.10 m (83 pulgadas).

C.- LIMITACIONES •Deben evitarse el transporte de trozos grandes, por lo es necesario el uso de chancadoras especialmente en fajas de pequeño ancho (14 a 18 pulgadas), en que el mineral debe ser menor de 30 mm de diámetro medio.•El material no debe estar demasiado seco ni demasiado húmedo, ya que los costos de mantenimiento por limpieza o reparación de poleas, de las zonas aledañas, de las estructuras, etc, se incrementan.•La operación continua de este sistema de transporte requiere equipos y accesorios en stand by, de modo se eviten las paralizaciones.•El costo inicial suele ser elevado.

D.- COMPONENTES d.1.- Cinta, banda, faja fig. No. 3 Constituida por capas de tejidos o telas unidas y recubiertas de jebe, goma y/o caucho y que soporta la tensión necesaria para el arrastre, la abrasión y la humedad.Las telas o capas están constituidas por fibras largas (longitudinalmente) y fibras cortas (transversalmente) y son unidas por superposición y presión; este esqueleto es revestido encima, debajo y a los costados con jebe, goma y/o caucho.La capa superior utilizada para el arrastre del mineral, tiene de 3 a 7 mm. de espesor; la capa inferior tiene un espesor de 2 a 3 mm. El esqueleto normalmente está constituido por 5 capas, pero existen hasta de 9 capas con el inconveniente de una mayor rigidez.Los tejidos son de algodón, nylon, perlón, metálico y combinados.El material de vulcanizado es de jebe, PVC (cloruro de polivinilo), Neopreno (caucho sintético),etc.

CARACTERÍSTICAS GENERALES

Longitudes hasta 120 metros, dependiendo del espesor de la cinta.

Anchos 30 – 210 cm.

Resist. Longitudinal 65 kg/cm por capa

Resist. Transversal 28 kg/cm por capa

Peso 0.8 a mas kg/cm2

Factor de Seguridad 10 a 14

d.2.- Unión de las cintas Los tramos de cintas son de 50 a 100 m. Mayores longitudes tienen el inconveniente del peso y volumen de los rollos. También fabrican cintas sin fin a pedidos expresos.Para construir un transportador, es necesario unir estos tramos entre sí, siendo las uniones los puntos débiles. La unión de los tramos con ayuda de tecles, se efectúan por: d.3.- Vulcanización en Caliente o en Frío. Los dos extremos a vulcanizar se desproveen de su envoltura en bisel(135º) y luego se unen con cemento ó pegamento adecuado; luego el conjunto se coloca en la prensa a vulcanizar en donde por acción del calor (140º C), se solidarizan las capas.Permite obtener el 80% de la resistencia de la cinta. d.4.- Grapado Fig. No. 4 De fácil utilización con el equipo adecuado, se cortan los dos extremos de la cinta perpendicular a su eje longitudinal y se quitan los bordes de modo no afecten el engrapado ni el pasador.El grapado GATOR NILOS y similares no son estancos, pues dejan pasar los materiales finos. El grapado GORO-HERMETIC es más resistente y estanco.

d.5.- Pruebas de las cintas Fig. No. 5 Todo fabricante desarrolla los siguiente ensayos para sus productos:

Ensayo de la flexibilidad longitudinal Ensayo de la flexibilidad transversal Ensayo de la resistencia al fuego Ensayo de la conductividad eléctrica

E.- INFRAESTRUCTURA FIGS. NOS. 6 Y 7 Referido a los elementos que soportan, ponen en movimiento, tensan, etc. a la cinta.Normalmente está constituido por:

e.1.- Rodillos, cilindros, tambores o poleas Son piezas cilíndricas de 90 mm a más de diámetro con eje que sobresale en sus extremos y que le permiten posar en un saliente de la estructura. Los extremos de estos ejes cuentan con rodamientos (de bolas y cilíndricos) que en muchos casos son sellados ( 10,000 a más horas garantizadas de trabajo sin ningún mantenimiento).Estos rodillos se encuentran dispuestos a intervalos regulares de 1.00 m. a más (bandas estrechas y anchas respectivamente).Los 3 rodillos de un grupo cuentan con uno central horizontal y sus laterales inclinados de 20º a 35º a fin de aumentar sensiblemente la capacidad de transporte; contienen a la faja superior.El retorno en vacío de la faja se hace sobre rodillos horizontales que generalmente se encuentran dispuestos a doble intervalo que los rodillos superiores.

e.2.- Soporte de los Rodillos Constituido por largueros de fierro en “U” o tubos unidos mediante articulaciones cuyas patas son regulables en altura y en alineación. e.3.- Rodillos Locos, Centradores ó Guiadores Son 2 dispositivos móviles laterales que giran alrededor de un eje, generalmente instalados en cada grupo de rodillos. Corrigen la desviación lateral de la cinta.

F.- TENSORES FIG. NO. 8 Son poleas que sostienen un contrapeso y son tensados por pernos o por resortes, a fin que la faja no patine

G.- TAMBOR MOTRIZ, POLEA MOTRIZ, CABEZA MOTRIZ FIG. NO. 9 Son cilindros accionados por motores eléctricos o neumáticos vía engranajes. Transmiten el movimiento o arrastre a la cinta por adherencia gracias a los 180º de ángulo de contacto entre la faja y este tambor motriz. Puede existir un ángulo mayor (mayor superficie de adherencia) con el trabajo de tambores auxiliares de compresión o con dos ó mas tambores motrices. H.- TRANSPORTADORES ESPECIALES Utilizados generalmente pare el transporte de carbón, sumamente resistentes y con características como:Reversible (doble sentido)La cara inferior puede ser utilizada para el transporte de otro materialTransportadores articuladosBlindados, Cintas con armadura interior de cables de acero.

I.- CONDICIONES DE EMPLEO DE LAS CINTAS TRANSPORTADORAS La cinta transportadora es un sistema de transporte costoso, por lo que es necesario evitar:

El cansancio de la cintaLos frotamientos, choques y al aguaExisten un conjunto de medidas como:Secciones suficientes de las galerías o áreas de trabajoTensiones adecuadas de las cintasAlineamiento adecuadoPendiente dentro de los límitesAlimentación y transporte correcto del materialInspecciones permanentes

J.- CÁLCULOS j.1.- Condición de No Deslizamiento de la cintaLa condición de adherencia obliga a tener:

T/t < cfα

Sabiendo que:F = T – t

T = F+t

t = T – F

Donde:T = Tensión de la cara superior; KgT = Tensión de la cara inferior; Kg (de este valor depende la elección de la cinta)e = Base de logaritmo neperiano = 2.718 log neperiano o natural * 0.43429 = log decimal o vulgarf = Coeficiente de fricción entre polea motriz y cinta (dependiendo de la naturaleza de la superficie del tambor y de la humedad):

0.1 para tambor pulido y mojado 0.2 para tambor pulido y húmedo 0.3 para tambor pulido y seco 0.4 para tambor pulido y seco recubierto de tela o caucho

α =Angulo de enrrollamiento de la banda sobre el tambor motor (Fig. No. 10), en radianes.180º para un solo tambor

> 360º para un doble tambor motor. Se recomienda que este ángulo sea 250º máximo. Sexagesimal/360° = radian/2 Rad = Sexagesimal * /180°

RADIAN O RADIANTE: Unidad para la medida de ángulos, de símbolo rd, equivalente al ángulo formado por 2 radios de una circunferencia cuando el arco comprendido entre ambos tiene la misma longitud que cada uno de ellos (de los radios). Equivalente a 57º 17`45`

La longitud de una circunferencia es de 6.283 radF = Fuerza útil o fuerza o transmitir o de tensión; kg.

De acuerdo a EYTELWEIN:

T = te fα Ec. De EYTELWEIN Por lo tanto

F = tefα - t F = T(efα - 1); kg

Ejercicio: t = 1000 kgf = 0.3α = 220º rad = 220 * /180 = 3.84 Solución:

F = 1000((2.718)03+384 – 1) = 2,164kg

T = 2,164 + 1000 = 3,164 kg. j.2.- Resistencia de la cinta Se determina por la siguiente fórmula: R * (T/A); kg/cm

Donde: R = Resistencia de la cinta; kg/cm. T = Tensión de la cara superior; Kg A = Ancho de cinta; cm

Ejercicio: A = 80 cm

T = 3,164 kg Solución: R = 3,164 kg/80 cm. = 39.55 kg/cm j.3.- Potencia de accionamiento del transportador Partiendo de la fórmula: F = (75 * W)/V Se tiene: T * V

W = (T * V)/75 ; CV

donde:W = Potencia de accionamiento; CV (Caballo de Vapor, unidad de potencia correspondiente a 75 kilogrametros por segundo o sea a 0.736 kilovatios. Difiere ligeramente del caballo inglés (HP). Un HP vale 1.0138 CV).T = Tensión de la cara superior de la cinta; KgV = Velocidad de la cinta; m/seg

Ejercicio: T = 3,164 KgV = 2 m/seg Solución: W = (3164 kg * 2 m/seg)/75 = 84.37 VC/1.0138 = 83 HP Según el MANUAL DE CINTAS TRANSPORTADORAS de PIRELLI, TABLA 14 adjunta, esta potencia de accionamiento en CV se puede hallar relacionando la capacidad de transporte (ton/hora) con la proyección vertical entre poleas terminales (m). De ser necesario, se interpolará.

Ejercicio: Capacidad de transporte, 1,300 ton/horaProyección vertical entre poleas terminales, 18m Utilizando la tabla 14:

CV = 86,6/1.0138 = 85 HP.

La potencia total W para la marcha de un transportador esta dada por la suma de:W1, potencia necesaria para la marcha en vacío, horizontal.W2, Potencia necesaria para el transporte horizontal del material.W3, potencia necesaria para su elevación. W = W1 + W2 + W3; CV A su vez: W1 = K * L * f * V/75; CV W2 = ((1000 * Q) * L * V * f)/(3600 * V * 75) = (Q * L * f)/270 ; CV W3 = Q * H/270 ; CV

donde: V = Velocidad de transporte; m/seg. f = Coeficiente general de la instalación que corresponde a la resistencia al rodamiento: 0.017 para cinta con armadura de acero

0.025 para cinta de tejido de algodón 0.030 para trabajo en interior mina

L = Longitud de la cinta (m) + 40 m. teniendo en cuenta el rozamiento de los rodillos K = Coeficiente aproximado: Peso cinta, rodillos y tambores. Kg/longitud cinta; m Q = Capacidad de transporte; ton/hora

j.4.- Capacidad de transporte de la cinta (Q)

Q = a * h * fc * fi * d * V * K; TM/hora donde:a = Ancho de la faja, que generalmente es menor en 5 cm a cada lado de la cinta; mh = Altura media del mineral; mfc= Factor de compensación por esponjamiento, granulación, ángulo de reposo del mineral: 0.7 – 0.8 – 0.9fi = Factor de inclinación de rodillos superiores:

1.00 para rodillos horizontales1.02 para rodillos < 10 grados de inclinación1.03 para rodillos < 20 grados de inclinación1.04 para rodillos < 30 grados de inclinación1.045 para rodillos < 40 grados de inclinación

d = Densidad del materialV = Velocidad; m/horaK = Constante en función a la gradiente de la cinta:

0.3 horizontal0.27 de 5º a 10º0.25 > 10º

Ejercicio: a = 0.80 m (ancho real transporte cinta = 0.70m) h = 0.45 mfc = 0.8 fi = 1.03 d = 2.8 V = 7,200 m/hora K = 0.25 Solución: Q = 0.70 * 0.45 * 0.8 * 1.03 * 2.8 * 7,200 * 0.25 = 1,308.20 TM/hora

V.- MINERODUCTO, TRANSPORTE HIDRAULICO DE MINERALES (PULPAS, HIDROMEZCLASA.- CARACTERÍSTICAS GENERALES El transporte continuo de materiales sólidos de diferentes pesos específicos (carbón 1.40, fierro 4.90, cobre 4.30, calizas 2.70, etc.) de tamaños menores de 0.1 a 6 mm por medio de líquidos en forma de pulpa a través de una tubería (mineroducto) y con la ayuda de bombas o de la gravedad, es una tecnología probada que cuenta con más de 100 años de experiencia, en el mundo. El transporte por tubería es el sistema más económico para poder mover grandes cantidades de mineral y a grandes distancias. A raiz de la crisis energética a comienzos de los años 70, este sistema de transporte empezó a tener gran interés, sobre todo en Norteamérica.

Las condiciones para implantar este tipo de transporte hidráulico son: •Un mínimo tonelaje-kilómetro, especialmente cuando se trata del movimiento de millones de toneladas anuales de concentrado.•Disponibilidad de agua industrial y utilización final, considerando que contendrá partículas ultrafinas, sustancias disueltas, etc.•Larga vida del proyecto, lo que requerirá contratos de venta a largo plazo.•Inexistencia de otros sistemas de transporte competitivos (ferrocarril, fajas transportadoras, cable carril, camiones, barcos, etc.), teniendo en cuenta el cuidado del medio ambiente.•Los derechos de vía por donde se instalan la tubería, ya que significa negociaciones de terrenos particulares y del estado para obtener los permisos necesarios para instalarlos en toda la longitud prevista, considerando la construcción de estaciones con diferentes fines en diferentes puntos del mineroducto.•Inalterabilidad de la sustancia sólida a transportar, al estar en suspensión hidráulica.•Preparación mecánica necesaria del material para su transporte. •Aplicación de nuevos materiales en las bombas y tuberías a fin de disminuir el desgaste interior y permitir grandes presiones (1000 a más lb/pulg2).•Proceso completo de deshidratación de los sólidos, sea por decantación, centrifugación, filtración o secado térmico.

•Ser capaz de garantizar la continuidad de las operaciones en condiciones climáticas que pueden ser muy adversas durante el invierno, atravesando zonas de nevadas, avalanchas de material que pueden restringir el transporte. etc.•Debido al alto riesgo de actividad sísmica y presiones del sistema, la tubería debe estar equipada con equipos de monitoreo de presión, válvulas automáticas de alta presión de mando remoto, sistema de alivio de sobrepresiones y pozas de emergencia para probables derrames de concentrado, así como contar con planes de respuesta para emergencias.

Estos mineroductos tienen sus antecesores en muchas partes del mundo (oleoductos, aciductos, etc.).

a.1.- Ventajas del uso de mineroductos Un impacto ambiental mucho menor, a estar enterrados en su mayor longitud.Alta disponibilidad y automatización.Poca sensibilidad ante los agentes atmosféricos (heladas, vientos, calor, etc.).Menor distancia de transporte al admitir fuertes pendientes.Gran reducción de costos en función al tonelaje a transportar y tiempo de vida. Para condiciones de alta presión, mayores de 10 kg/cm2 suelen utilizarse tuberías de acero con revestimiento (plásticos o polímeros tales como PVC, polietileno, polipropileno, cemento, gomas o caucho, etc.).

a.2.- Mineroductos existentes

Mineroductos previstos en U. S. A. (Carbón)

MATERIAL LUGAR LONGITUD(km)

DIÁMETRO

(mm)

CAPACIDAD

Mt/añoAÑO

CONCENTRACIÓN SOLIDOS

%

TAMAÑO PARTICU

LASmm

Carbón Consolidación 175 250 1.3 1957 50 1.2Cobre Irán 110 100 0.2 1973 60-65 0.1Magnetita Tasmania 85 225 3.3 1967 55-60 0.1Gilsonita American Gilson 115 150 0.4 1957 48 6Estériles Japón 70 300 0.6 1968 18 0.03Caliza Calaveras 27 175 1.5 1971 70 0.6Carbón Black Mesa 439 457 5.8 1970 45-50 1.2

LUGAR LONGITUD (km) CAPACIDAD (Mt/año)

ICES 1750 25

Texas Eastern 2000 22

ETSI 2200 25

Continental 2400 15-45

Pacific Bula 1050 10

San Marco 1450 15

Mineroductos en Europa en fase de estudio

LUGAR MATERIAL LONGITUD(km)

CAPACIDAD (mt/año)

Rybrink-Ostrawa Linz Carbón 400 5

Rótterdam-Ruhr Hierro 210 36

Ruhr-Salzgitter Carbón 220 3-4

Maasvlakte-Dordrecht Carbón 60 2

B.- CONSIDERACIONES DE SELECCIÓN Previo al establecimiento de cualquier criterio de selección, es necesario efectuar ensayos de laboratorio y de planta piloto a fin de posibilitar su utilización. El criterio de selección más importante es el análisis económico comparativo de este sistema frente a otras alternativas (ferrocarril, fajas transportadoras, etc.). También influye la flexibilidad geográfica, la seguridad y protección del medio ambiente, las limitaciones técnicas (velocidades, suministro de agua, separación final sólido-líquido, uso final del agua, etc.). C.- DISEÑO DE MINERODUCTOS El análisis de un proyecto deberá comenzar por la determinación de los siguientes grupos de características:

c.1.- Características físicas del material sólido Se tomará en cuenta el peso específico, resistencia al desgaste, triturabilidad, forma y tamaño de las partículas, características de los finos en suspensión, estabilidad química, etc. c.2.- Características físicas y químicas del líquido Se tomará en cuenta el peso específico, viscosidad, corrosividad, estabilidad química, etc. c.3.- Características físicas del compuesto o mezcla Viscosidad, estabilidad química, efecto de la temperatura y presión sobre la viscosidad, velocidad de sedimentación, velocidades críticas y límites, efecto de la agitación, etc. c.4.- Datos de diseño Distancias entre estaciones, desniveles, perfil topográfico, diámetros a utilizar en la tubería, producción, caudales, pérdida de carga por rozamientos, potencia requerida de las bombas, presión máxima en las bombas y en la tubería, tipos de bombas, protecciones, equipos e instalaciones en las estaciones de carga y descarga, etc.

D.- CÁLCULOS BÁSICOS DE UN MINERODUCTO d.1.- Peso específico de la mezcla Sm = (100 – Cv/100 – Cw) = 1 + (Cv/100 * S – 1) = (Cv/Cw * S Donde: Sm = Peso específico de la mezcla sólido-líquido Cv = Concentración volumétrica de sólidos en la mezcla Cw = Concentración en peso de los sólidos en la mezcla S = Peso específico del sólido d.2.- Concentración en peso de sólidos en la mezcla Cw = (100 * S/(100/Cv + (S – 1)) Existen nomogramas para calcular Sm y Cv.

d.3.- Velocidad crítica del transporte La velocidad mínima necesaria para que no se produzca la sedimentación de las partículas se puede hallar según Durand: VL = FL 2gD (S – SL/SL) Donde: VL = Velocidad límite de sedimentación; pie/segFL = Factor que depende del tamaño de la partícula y de la concentración g = Aceleración de la gravedad; 32.2 pie/seg2

D = Diámetro interior de la tubería; pies S = Peso específico del sólido SL = Peso específico de la pulpa Existen nomogramas para hallar FL Las velocidades mayormente utilizadas oscilan entre 1.10 a 4.90 m/seg.

d.4.- Caudal de la hidromezcla Qh = (Qa + T/S)/t = T/S * (1 + n/t) Donde : Qh = Caudal en m3/hora Qa = Caudal de agua necesario para el transporte en m3/día T = Tonelaje a transportar en ton/día S = Peso específico del material sólido en ton/m3

n = Consumo específico de agua por m3 de material t = Número de horas de funcionamiento por día. Por otra parte, Qh = ( * D2/4) * V Donde: V = Velocidad del flujo; debe ser mayor que VL hasta un 20-25 %

d.5.- Diámetro de la tubería D2 = (Qh * 4/* V) = (4 T/S (n + 1)/( * V * t)) d.6.- Pérdida de Carga La circulación de una mezcla a través de una tubería provocará una pérdida de carga Hf como consecuencia del rozamiento contra las paredes de la misma, su rugosidad y la viscosidad del fluido; esta pérdida de carga es expresada en altura de líquido, según las ecuaciones de Darcy – Weisbach: Hf = f * (L * V2/D * 2g) Donde: Hf = Pérdida de carga por rozamiento; m F = Coeficiente de rozamiento; adimensional y calculado experimentalmente. L = Longitud de la tubería; m D = Diámetro interior de la tubería; m V = Velocidad de transporte; m/seg G = Aceleración de la gravedad; 9.806 m/seg2

d.7.- Potencia de la bomba W = (Qh * H * SM * 0.736)/(3.6. * 75 * ) Donde: W = Potencia; KW Qh = Caudal; m3/hora H = Altura manométrica corregida SM = Peso específico de la mezcla 0.736 = Factor de conversión KW a HP 3.6. = Factor de conversión M3/hora a lt/hora 75 = Factor de corrección kgm a HP = Rendimiento de la bomba

d.8.- Espesor de la tubería E = (P * d/ 2 * St) + C Donde: E = Espesor de la pared; cm P = Presión interna; kg/cm2

D = Diámetro interior; cm St = Resistencia a la tensión permitida; kg/cm2

C = Desgaste máximo permitido; micra

E.- MINERODUCTO DE CIA. MINERA ANTAMINA S.A. e.1.- Características Traslada concentrados de Cobre y Zinc desde la concentradora de Yanacancha (4,300 m.s.n.m.), distrito de San Marcos, provincia de Huari, departamento de Ancash, ascendiendo a la localidad de Yanashalla (4,660 m.s.n.m.) para luego descender hasta Conococha (4,275 m.s.n.m.) hasta el Puerto Punta Lobitos ubicado en Huarmey (63 m.s.n.m.), en una longitud lineal de 302 kilómetros de tubería enterrada. Ver Fig. No. 1. Tiene una capacidad de bombeo normal de hasta 330 ton/hora, pudiendo llegar a una máxima de 450 ton/hora, estando diseñado para transportar hasta 2.5 millones de toneladas anuales de concentrado. Aproximadamente el 90 % del tiempo la producción combinada de concentrados de cobre y zinc está por encima de 250 ton/hora. El diseño del mineroducto permite tener una vida útil de 20 años de operación. La operación es en forma de tandas (batchs) de concentrado y entre tanda y tanda se bombea agua. Durante tiempos de baja producción el agua es usada para asegurar que el mineroducto opere en forma segura y continuada

Dado el perfil geográfico del terreno el mineroducto se divide en dos zonas: la primera, desde la concentradora hasta Conococha, donde el transporte de la pulpa es por bombeo para poder superar los puntos altos de la cordillera; y la segunda, desde Conococha hasta el puerto, donde el transporte es por gravedad. La proporción de concentrado/agua es de 40/60 %. El agua que llega al Puerto Lobitos (5,500 m3/día) es aprovechado, luego de su tratamiento, para establecer una estación forestal en 174 hectáreas de terrenos eriazos produciendo vegetales y por lo mismo la crianza de animales menores

e.2.- Componentes El mineroducto de Antamina incluye los siguientes componentes: e.2.1.- Estación de bombas No. 1 (PS1) Fig. No. 2 Ubicada en la planta concentradora de Antamina al inicio del mineroducto. Cuenta con 5 tanques de almacenamiento de 18 metros de diámetro por 18 metros de altura; dos destinados para zinc y tres para cobre. La función de estas bombas es extraer el concentrado de los tanques de almacenamiento y mantener una presión constante de 420 KPa a la línea de succión de las bombas principales. Se tienen cuatro bombas principales marca WIRTH de 7.5 * 14 del tipo pistón para el bombeo del concentrado a través del mineroducto; normalmente debe trabajar tres de las cuatro bombas mientras la otra queda en reserva

e.2.2.- Mineroducto Se inicia en la estación de bombas en la mina y concluye en el terminal en Huarmey. Es una tubería de acero de alta resistencia (acero al carbono) de 12 mm de espesor unida por electrosoldadura. Tiene una longitud de 302 km. Los diámetros son: De Estación de Bombas No. 1 (PS1) a Estación de Válvulas Disipadoras (VS1) de 10 pulgadas; de VS1 a Estación de Válvulas No. 4 (VS4) de 8 pulgadas; de VS4 a Estación de Monitoreo de Presión No. 4 (PMS4) de 9 pulgadas y de PMS4 a Estación Terminal Disipadora No. 1 (TS1) de 10 pulgadas, con la finalidad de controlar el régimen de flujo por gravedad. Interiormente cuenta con una cubierta de poliuretano (polietileno de alta densidad HDPE) de 12 mm de espesor que lo protege contra la abrasión y corrosión. En términos generales, las velocidades en la tubería oscilan entre 1.5 a 2.0 m/s; se ha instalado HDPE más grueso en áreas que puedan estar expuestas a condiciones donde el fluido alcanza altas velocidades que provoquen mayor desgaste (7.0 m/s). Exteriormente cuenta con otra cubierta de polietileno de 1 mm que evita la corrosión, al encontrarse enterrado. Puede soportar una presión de hasta 1500 psi en Estación de Válvulas No. 2 (VS2).

e.2.3.- Estaciones de monitoreo de presión (PMS) Fig. No. 3 Su misión es proporcionar los datos de presión en estos puntos, mediante un transmisor instalado que envía los datos de presión al de control en la mina y en el puerto. Sirven también para controlar la operación, monitoreando las condiciones intermedias del mineroducto . Adicionalmente proporcionan datos para el sistema de detección de fugas en el mineroducto. Se cuentan con PMS1 a PMS4.

e.2.4.- Estaciones de válvulas disipadoras (VS)/Anillos o discos de seguridad Figs. Nos. 4 y 5 Compuesta por equipos como Paneles de control, válvulas, anillos disipadores, disco de ruptura y poza de contención. Si simplemente se pararan las bombas, el mineroducto se comportaría como un sistema hidrostático y la presión en el punto más bajo estaría dada por la altura de la columna de líquido, esto es 4660 metros y no existe tubería capaz de soportar dicha presión (ver Fig. No. 6, Sistema Hidrostático del Mineroducto). Es por eso que se instalan estas estaciones de válvulas intermedias para reducir la presión hidrostática del sistema durante las paradas (por mantenimiento y/o operación si es que no tiene concentrado para transportar), cerrando válvulas y separando la altura del fluido; dividen la cabeza estática durante las paradas del mineroducto y durante la operación, de tal manera que no tenga exceso de presión (VS1 a VS4). Adicionalmente se instala una estación de válvulas en el terminal para evitar que el último tramo de la tubería se descargue.

En algunas de las estaciones de válvulas se instalan ANILLOS DISIPADORES DE PRESIONES O CHOKES (VS2 y VS3) o anillos o discos de seguridad, con la finalidad de reducir aun más la presión del sistema. Estos anillos actúan como llaves, que regulan la presión del concentrado por el mineroducto. En caso de incrementarse la presión en el mineroducto se abre el disco de ruptura, dejando salir agua o concentrado a la poza de contención o tanque de almacenamiento cuya capacidad es de 1800 m3 (ver Fig. No. 7), la que está completamente impermeabilizada; el contenido en la tubería desde la estación anterior es de 600 m3 de agua/concentrado; estos tanques no tienen ningún tipo de desfogue o drenaje al exterior. Las aguas/concentrado que puedan almacenarse en los tanques, son cargados a camiones cisternas mediante bombas succionadoras y trasladados a los respectivos tanques de almacenamiento. Otra de las funciones de los disipadores de presión son el poder controlar la velocidad de la pulpa en la tubería y mantener la tubería llena durante el transporte para evitar su deterioro prematuro por erosión o cavitación

e.2.5.- Estación de Protección Catódica Es un sistema instalado que sirve para prevenir la corrosión externa del mineroducto y se encuentra bajo tierra. e.2.6.- Estación terminal (TS) Figs. Nos. 8 a 13 Se proyecta que el mineroducto transporte por lo menos cuatro productos distintos durante su operación (Concentrado de cobre de bajo bismuto, de alto bismuto, de cobre bornita y de zinc), de los cuales en la actualidad se producen tres de ellos. En esta estación, además de las válvulas y los disipadores, se cuenta con un distribuidor de concentrado para el cobre al zinc. La separación de productos empieza en los tanques de almacenamiento (tres para cobre y uno para zinc). Cada uno de estos tanques tiene dimensiones 15 m de diámetro y 15 m de altura. En términos generales, se debe bombear agua en un mínimo de una hora entre tandas de diferentes concentrados para facilitar la separación de productos en el terminal.

e.2.7.- Monitoreo Operacional del Mineroducto (PIPELINE ADVISOR) Fig. No. 14 El sistema de control del monitoreo posee además, un sistema de alarmas que le permite al operador tener conocimiento de las variables más relevantes de la operación referentes al flujo por la cañería. El programa recibe información “en línea” directamente del Sistema de Control y Adquisición de Datos (SCADA) y se procesa para comparar su comportamiento con las estimaciones teóricas. El sistema de monitoreo permite estimar el comportamiento de la línea de gradiente hidráulica, indicando zonas que pueden presentar flujo en acueducto (snack flow) o zonas donde la presión admisible de la tubería puede presentar sobrepresiones. Es posible visualizar el avance de interfaces, en el interior de la tubería, para el manejo de los stocks en los tanques de almacenamiento. El sistema permite detectar la posibilidad de fugas en la tubería.

La pantalla principal del sistema de monitoreo (Advisor) presenta un detalle de las siguientes variables que son monitoreadas en cada una de las estaciones: En la Estación de Bombeo PS1:

Concentración en peso (%)Presión de descarga (kPa)Caudal (m3/h)Porcentaje de velocidad de la bomba (%)Estatus de la válvula de alivio de la bomba (cerrado/abierta) En las Estaciones Disipadoras/Válvulas (EV1, EV2, EV3 y EV4) y Terminal (TS1)

Presión de Entrada (inlet pressure)Presión de Salida (Outlet pressure)Concentración en peso (%)Caudal que pasa por la EstaciónEstatus de abertura o cerrado del disco de ruptura

e.2.8.- Postes de información Están ubicados a lo largo del mineroducto a una distancia de 300 metros entre poste y poste. Indica el punto de ubicación del trayecto del mineroducto, el teléfono a llamar en caso de emergencia, la distancia hacia la caja de fibra óptica, brida, cruce de camino e indicación del poste de medición catódica

VI.- C0MPRESORES

a.- Terminología:

Aire Libre.- Es el aire considerado bajo condiciones atmosféricas normales del lugar. Como la altura, la presión y temperatura varían en diferentes localidades y en diferentes tiempos, habrán variaciones en el aire libre. El término aire libre se debe considerar bajo las condiciones atmosféricas en el punto donde la compresora es instalada.

Aire Normal.- Ha sido variadamente definido. Es el aire considerado al nivel del mar, con 36 % de humedad relativa, 20 grados Celsius y densidad 0.075 lb/pulg2 Capacidad de una Compresora.- La capacidad de una compresora es dada por los fabricantes en sus catálogos, en CFM y al nivel del mar.

Compresión.- Acción mecánica que tiene por efecto reducir el volumen de un cuerpo al disminuir la distancia entre las partículas que lo componen.

Manómetro.- Instrumento propio para medir la presión a que se halla un gas y se distingue del barómetro en que éste solamente sirve para medir la presión atmosférica.

Presión atmosférica.- Es la que ejerce la atmósfera sobre todos los objetos que se hallan en contacto con ella y no es sino la manifestación del peso del aire. Ver Tabla A.

Presión Manométrica.- Es la presión registrada con el manómetro, en el lugar y momento de trabajo. Es la presión del fluido en exceso sobre la presión atmosférica. Una presión manométrica negativa se llama vacío.

Presión Absoluta.- Es la presión manométrica más la presión atmosférica del lugar. Ejemplo: Si el manómetro de una compresora en Mina Madrigal da como lectura 70 lb/pulg2 la presión absoluta será: 70 + 8.59 = 78.59 lb/pulg2.

Temperatura.- Es una magnitud que permite expresar el grado de calentamiento de los cuerpos.

- Escala Centesimal o de Celsio ( Celsius ): De uso universal, se obtiene atribuyendo las temperaturas de 0° y 100° al agua en estado de congelación y de ebullición, respectivamente, y a la presión atmosférica normal al nivel del mar ( 760 mm de Mercurio ).

- Escala Fahrenheit: Usada en los países de lengua inglesa. Actualmente se atribuyen los valores de 32° y 212 °F a las temperaturas de congelación y de ebullición del agua.

°C = ( °F - 32 ) * 0.555 °F = ( 1.8 * °C ) + 32 °R = °F + 460

b.- Compresores:

Son máquinas que suministran medios gaseosos, en dependencia del GRADO DE ELEVACION DE LA PRESION ( Relación de la presión del gas a la salida de la máquina, a la presión del mismo a la entrada ).

Los compresores suministran gas comprimido con un grado de elevación de la

presión mayor a 1.15 y tienen enfriamiento artificial ( agua, aire y/o aceite ) de las cavidades en las cuales sucede la compresión del gas.

( Los ventiladores desplazan el medio gaseoso con un grado de elevación de la presión de hasta 1.15 ).

 

La diferencia entre las presiones de aspiración e impulsión, representan el trabajo efectuado por el compresor.

 

RELAC. DE PRESION = Pres. abs. Impuls./Pres. abs. Aspirac.

= 8/1, mayormente

 

DESCARGA ABS. = Pres. Abs. Aspirac. * Relac. Pres.

 

PRESION ABSOLUTA = Presión Absoluta de aspiración + Presión Manométrica; lb/pulg2

El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en sus Arts. 316° a 319° especifica lo relacionado a aire comprimido; serán leídos y comentados en clase.

b.1.- Tipos básicos de compresores

De acuerdo al Manual de Aire Comprimido de Atlas Copco

b.2.- Características de algunos tipos de compresores

 

TIPO PRESION CAUDAL GRADO ELEVACION RPM

Lb/pulg2 m3/min DE PRESION

De émbolo hasta 150 0 a 500 2.5 A 10 100 A 3,000

De rotores hasta 250 0 a 1,000 3 a 12 300 a15,000

Centrífugos hasta 200 0 a 10,000 3 a 20 1,500 a45,000

Axiales hasta 200 0 a 15,000 2 a 20 500 a 20,000

 

c.- Requerimientos

 

Agua

Electricidad – combustible

Infraestructura

Instalaciones

Personal

d.- Componentes Figs. Nos. 1 a 4

 

-Unidad de compresión de aire

Sistema de enfriamiento

Sistema de separación aceite - aire

-Regulador de capacidad

-Filtros para el aire de admisión

-Conductos de aire de admisión

-Escapes del motor ( silenciadores con mínima contra-presión )

-Radiador

-Tanque de combustible

-Recipiente de éter

-Panel de instrumentos

Indicador de temperatura del agua del motor

Indicador de presión del aceite del motor

Indicador del nivel de combustible

Tacómetro del motor

Indicador de presión del combustible del motor

Indicadores de caída de presión de admisión

Indicador de presión de descarga del aire

Otros

-Dispositivos de seguridad

Válvula automática de purga

Válvula de seguridad de alta presión

Válvula de presión mínima

Otros

-Bastidor

-Tren de rodaje

-Baterías

-Otros

 

Los compresores pueden ser portátiles o estacionarios.

 

 

e.- Descripción de compresorese.1.- Compresor de pistón de una etapa Fig. No. 5O de simple efecto, es aquel en que la rotación del eje del compresor se

convierte en movimiento rectilíneo alternativo, por medio de una biela conectada al cigueñal.

Durante el movimiento de retorno del pistón, el aire atmosférico ingresa al cilindro mediante la válvula de aspiración ya que durante este movimiento se crea una depresión o vacío, de tal forma que al ser más elevada la presión atmosférica, ésta abre la válvula de aspiración.

En la carrera de impulsión, la presión aumenta por encima de la atmosférica, cerrando la válvula de espiración y cuando dicha presión vence la fuerza que mantiene a la válvula de impulsión cerrada, ésta se abre y se produce la descarga del compresor. Ambas válvulas funcionan merced a la diferencia de presiones, interior y exterior, que llega a establecerse. Se diseñan como conjuntos completos ( asientos de válvula, disco y guarda-válvula ) y se instalan en las respectivas lumbreras del cilindro.

Existen compresores de émbolo de simple efecto que trabajan tipo entroncado

e.2.- Compresor de pistón de dos etapas Figs. Nos. 6 y 7

Cuando el aire es comprimido e impulsado en una parte del cilindro y simultáneamente el aire es aspirado en otra parte del cilindro mismo y viceversa, gracias al movimiento rectilíneo del pistón por acción del cigueñal. Para los efectos, cuentan con las vállvulas de aspiración e impulsión respectivas.

Existen compresores de émbolo de doble efecto que trabajan tipo cruceta y con émbolos diferenciales.

También existen en el mercado de tres a más etapas con émbolo diferencial, con las consiguientes ventajas de obtener mayores presiones y caudales de aire.

e.3.- Compresor rotativo de aletas, paletas o placas Fig. No. 8

 

Son máquinas de un solo eje. Un rotor con partes radiales flotantes se monta excéntricamente, dentro de una carcasa cilíndrica o estator. Cuando gira el rotor, las paletas se desplazan contra las paredes del estator merced a la fuerza centrífuga. El aire aspirado por el compresor, va entrando a los espacios existentes entre cada dos aletas (espacios cerrados), hasta la zona de mayor excentricidad, en donde tales espacios son mayores. Al girar el rotor, el volumen entre aletas va disminuyendo y el aire se comprime, hasta llegar a la lumbrera de descarga.

e.4.- Compresor de anillo líquido Fig. No. 9

 

Consta de un rotor en el que se montan una serie de  álabes (paletas combadas y perfiladas) fijos y una carcasa o cilindro, de tal forma que la cámara entre  álabes y cilindro, varía cíclicamente por cada revolución del rotor.

El cilindro está  parcialmente con líquido (agua). Durante su funcionamiento, el líquido sale proyectado contra las paredes del cilindro, merced a la acción ejercida por los  álabes. La fuerza centrífuga hace que el l¡quido forme un anillo sólido sobre el cilindro, cuya pared interior varía en su distancia desde el rotor, en la misma medida en que lo hace la pared del cilindro. De esta manera, el volumen entre los  álabes varia cíclicamente, de forma similar al compresor de paletas.

 

 

e.5.- Compresor de tornillos Fig. No. 10

 

Son un tipo de máquina en las que no hay válvulas de aspiración e impulsión ni compresión interna, lo que hace que puedan funcionar a elevadas velocidades en dimensiones reducidas. Constan de dos rotores (macho y hembra), con dos lóbulos idénticos y simétricos, que giran en direcciones opuestas dentro de una carcasa cilíndrica. Para la sincronización de dichos rotores, incorporan un juego de engranajes.

La compresión se realiza por contra flujo de la descarga cada vez que un rotor deja abierta la lumbrera de descarga.

Al no existir contacto entre rotores ni entre estos y la carcasa, no requiere lubricación y el aire comprimido está exento de aceite.

Generalmente funcionan como máquinas de una sola etapa, aún cuando existen versiones de dos o tres etapas.

 

e.6.- Compresor rotativo de dos impulsores Figs. Nos. 11 y 12

 

O Soplantes Roots, forman parte de las máquinas de desplazamiento sin válvulas. No hay compresión interna.

La compresión se produce por contraflujo de la descarga cada vez que un rotor deja abierta la compuerta de descarga.

Dos rotores idénticos, normalmente simétricos, de dos lóbulos giran en sentidos opuestos en una carcasa cilíndrica.

Su sincronización se consigue por engranajes.

Normalmente se refrigeran por aire.

e.7.- Compresores centrífugos Fig. No. 13

 

El gas pasa por el centro de una rueda giratoria con  álabes radiales, llamados impulsores, los cuales lanzan el gas hacia la periferie merced a la fuerza centrífuga y antes de pasar al centro del próximo impulsor, pasa por un difusor, en donde la energía cinética se transforma en presión. Las velocidades de funcionamiento son bastantes altas en comparación con otros compresores ( 20,000 a 100,000 RPM ).

e.8.- Compresores axiales Fig. No. 14

 

Se caracterizan, y de aquí su nombre, por tener un flujo en la dirección de su eje. El aire pasa a lo largo del compresor, a través de hileras alternadas de paletas móviles fijadas al rotor o paletas fijas situadas en la carcasa, que comunican cierta velocidad al gas, que después se transforma en presión. El fluido es conducido por las paletas, las cuales tienen forma aerodinámica.

Debido a su pequeño diámetro y para un mismo trabajo, funcionan a velocidades más elevadas que los compresores centrífugos. Estas velocidades son superiores en un 25 % aproximadamente.

 

 

f.- Red de distribución de aire comprimido Fig. No. 15La instalación de tubería y accesorios en el sistema de distribución de aire se

diseñar  de tal modo que haya un mínimo de fugas. Aparte de las fugas que provienen de la tubería misma, hay fugas en la Planta de Compresores, en las mangueras, en los acoplamientos, en las válvulas reguladoras, con las consiguientes pérdidas de presión.

Las evaluaciones de fugas en las instalaciones de aire comprimido a veces muestran grandes pérdidas, las que pueden reducirse si la instalación es realizada apropiadamente y su mantenimiento es satisfactorio. El costo de las reparaciones de las fugas de aire comprimido es insignificante en comparación con el costo de pérdida de éste.

Los encargados de las inspecciones regulares deben ser instruidos acerca de la importancia de estas pérdidas, y la eliminación de ellas deben priorizarse.

Para chequear la presión de aire cerca a las herramientas neumáticas se utilizan manómetros en cuyo extremo va insertado una aguja; para utilizar este manómetro, se introduce la aguja en la manguera de jebe o de caucho , tan cerca como sea posible de la herramienta neumática, leyéndose la presión cuando opera a plena potencia. Cuando la aguja se retira, el agujero de la manguera es inmediatamente cerrado por la presión del aire

 

Para la transmisión del aire comprimido desde los compresores o tanques de almacenamiento, se requiere de:

f.1.- Tuberías

Se considera 3 tipos de tubería

 

- Principal: Es la línea de aire que sale del tanque de almacenamiento y conduce la totalidad del caudal de aire comprimido. Debe tener mayor sección posible y prever un margen de seguridad para futuras ampliaciones.

 

- Secundaria: Es la que toma el aire comprimido de la tubería principal, ramificándose por las areas de trabajo. El caudal de aire que transporta deber  representar a los caudales parciales que de ella deriven. También es conveniente prever algunas futuras ampliaciones al calcular su diámetro.

 

- De Servicio: Es la que alimenta a los equipos neumáticos.

 

De acuerdo al material que los constituyen, se considera:

 

- De Fierro: El material base en su elaboración es el fierro y sus aleaciones. siendo sus características:

Soporta altas temperaturas ( superior a 500 °C )

Soporta altas presiones ( mayor a 400 lb/pulg2 )

Resiste las vibraciones

Requiere muchos empalmes para su conexión debido a su corta longitud (6.40 cm).

 

- De Polietileno: El polietileno es una resina termoplástica artificial que se obtiene por polimerización del gas etileno el cual a su vez se obtiene de la destilación fraccionada del petróleo o del alcohol etílico, siendo sus características:

Material duro, flexible, soporta presiones hasta de 200 lb/pulg2.

Alta resistencia química a aguas sulfatadas, inocuo.

Bajo índice de rugosidad que conlleva a escaso rozamiento del aire con sus paredes interiores.

Se economiza en uniones al existir en el mercado unidades mayores a 100 m de longitud.

No soporta altas temperaturas ( máximo 90 °C ).

Requiere mayor número de ganchos de sostenimiento para evitar catenarias.

No soporta altas vibraciones por su bajo peso.

 

f.2.- Válvulas Fig. No. 16

 

Son mecanismos que regulan, interrumpen o restablecen el paso de un fluido.

Los tipos usados en minería son: De compuerta, de asiento, de bola, de retención o charnela, de mariposa, etc. También se usa la válvula de seguridad

 

f.3.- Mangueras y Acoplamientos

 

Deben ser de calidad especial a prueba de explosiones, resistentes a la acción de la intemperie y aceites, flexibles y livianas. Las mangueras para aire comprimido deben ser diseñadas para una presión de explosión de 4 a 5 veces la máxima presión de trabajo permisible. Deben tener una superficie interior lisa para que ofrezcan mínima resistencia al flujo.

Las mangueras se conectan al sistema y a las herramientas por medio de acoplamientos ( niples, acoples de garra, boquilla de manguera, abrazaderas, etc.).

Las mangueras utilizadas en minería son de gran resistencia tensil, con una malla de acero trenzado en su interior que da máxima resistencia a la presión y ruptura, además de gran flexibilidad y fácil manejo.

     

f.4.- Separadores de Humedad o Purgadores Fig. No. 17

 

El vapor de agua contenido en el aire comprimido dentro de la red de tuberías, se condensa ( pasa al estado líquido ) debido a que la temperatura del aire disminuye; al condensarse, se acumulan en las partes bajas de la tubería.

Los efectos del agua en el aire comprimido son:

Reduce la sección de la tubería

Actúa como freno del flujo

Incrementa la fricción

Al llegar a las máquinas favorece la congelación

Produce corrosión en el sistema de tuberías, acortando la vida de las mismas

El lubricante de las herramientas neumáticas es arrastrado por efecto de lavado, dando lugar al desgaste prematuro de las piezas.

 

Un diseño cuidadoso de la red de tuberías con elementos de purga o separadores de humedad ubicados en los puntos de mayor condensación de la línea, es decir donde la temperatura sea más baja, y tomas de aire ubicadas en la parte superior de la tubería, pueden evitar los efectos descritos.

 

Diseño de Separadores de Humedad

Existen variados diseños. Mayormente son cilíndricos a fin de aprovechar los efectos de la fuerza centrífuga; es decir, el flujo de aire que los atraviesa adquiere un movimiento de giro, con lo que las partículas de agua salen despedidas contra las paredes del purgador, separándose del aire.

La entrada del Separador va dispuesta en forma tangencial con respecto al cilindro; la salida puede ser a la misma altura del ingreso axialmente o en forma perpendicular y hacia arriba. Las dimensiones son libres y en función al número de purgadores, períodos de drenaje del agua depositada, sección de la labor, etc.

Están fabricados de acero y pintados exteriormente. Interiormente van tratados con aceite, para evitar la formación de herrumbre.

 

g.- Cálculosg.1.- Cálculo del caudal de agua a eliminar en los Purgadores.

Se utiliza la siguiente fórmula:

Volumen de agua a purgar = (4 * Volumen de aire comp. introducido por día * HA)/5

Donde:

Q = Caudal de agua a eliminar con purgador; gramos de agua/m3 de aire.

4/5 = Cantidad de agua que realmente se elimina con el purgador

Vol. de aire comp. introducido por día = Vol de aire introducido/min * 60 min/hora * horas.

HA = Humedad relativa, peso en gramos de agua en 1 m3 de aire. Se utiliza la Tabla HA EN FUNCION A LA TEMPERATURA AMBIENTAL. Diccionario Técnico Larousse.

 Ejemplo:

 

Mina Madrigal: Temperatura media 17 øC

Aire introducido 6,720 CFM ( 190.26 m3/min )

Horas de trabajo compresoras l6 hora/dia ( 182,650 m3/dia )

Humedad Absoluta en función de la Temperatura según el Diccionario Técnico Larousse:

 

°C -10 0 10 20 30 40

 

gr/m3 2.17 4.85 9.39 117.19 30.41 50.80

 

Interpolando:

 

10 9.39

7 X

10 17 - 7.8

20 17.19

 

7/10 = X/7.8 X = 5.46

 

Humedad Absoluta a 17 °C = 9.39 + 5.46 = 14.85 gr/m3

Q = (4 * 182,650 * 14.85)/5 = 2'169, 882 gr/día

= 2.17 m3/día = 2.17 * 264.18 gln/m3 = 537.27 glns. USA

g.2.- Pérdidas de presión

El aire comprimido al viajar por las tuberías, sufre el efecto de la fricción, es decir la resistencia que ofrece la superficie interna del tubo, llegando a tener importancia según el material de construcción de la tubería, el diámetro, la longitud y la existencia de conexiones, reducciones, cambios de dirección, fugas, etc.

 

También el exceso de consumo de aire baja la presión. En este sentido es necesario mantener el equilibrio entre el suministro de aire comprimido y su consumo para que la presión final del aire sea la requerida para un trabajo óptimo de la maquinaria.

 

g.2.1.- Pérdidas de presión por Fricción en Tuberías de 1,000 pies

 

Estos cálculos se obtienen con TABLAS expresamente elaboradas, las mismas que utilizaremos a continuación, teniendo en cuenta:

PRES.REAL FINAL 1,000 PIES = PRES.MANOM.SALIDA - PERDIDA PRES. POR FRICC.

Ejercicio No. 1

Se tienen los siguientes parámetros:

- Capacidad de la compresora es de 632.80 CFM de aire

- Presión manométrica de salida es 100 lb/pulg2

- Línea de distribución es de 3 pulgadas de diámetro.

HALLAR LA PERDIDA DE PRESION POR FRICCION AL FINAL DE LOS PRIMEROS 1,000 PIES.

-Las Tablas B, C, D y E nos indican las PERDIDAS DE PRESION POR FRICCION EN TUBERIAS EN 1,000 PIES DE LONGITUD, para presiones manométricas iniciales de 60, 80, 100 y 125 libras y diámetros de tuberías de 1/2 a 4 y 1/2 pulgadas, respectivamente.

 

Resolviendo, para el caso utilizaremos la Tabla D ( Presión manométrica de 100 lb/pulg2 ). Relacionando la capacidad de la compresora ( 632.80 p.s.i.) con el diámetro de la tubería ( 3 pulg ), obtenemos la pérdida de presión.

Para el ejemplo es 6.30 lb/pulg2; esto quiere decir que la presión real al final de los primeros 1,000 pies será  de ( 100 – 6.30 )= 93.70 lb/pulg2.

 

Ejercicio No. 1Se tienen los siguientes parámetros:- Capacidad de la compresora es de 632.80 CFM de aire- Presión manométrica de salida es 100 lb/pulg2

- Línea de distribución es de 3 pulgadas de diámetro.HALLAR LA PERDIDA DE PRESION POR FRICCION AL FINAL DE LOS PRIMEROS 1,000 PIES. -Las Tablas B, C, D y E nos indican las PERDIDAS DE PRESION POR FRICCION EN TUBERIAS EN 1,000 PIES DE LONGITUD, para presiones manométricas iniciales de 60, 80, 100 y 125 libras y diámetros de tuberías de 1/2 a 4 y 1/2 pulgadas, respectivamente. Resolviendo, para el caso utilizaremos la Tabla D ( Presión manométrica de 100 lb/pulg2 ). Relacionando la capacidad de la compresora ( 632.80 p.s.i.) con el diámetro de la tubería ( 3 pulg ), obtenemos la pérdida de presión.Para el ejemplo es 6.30 lb/pulg2; esto quiere decir que la presión real al final de los primeros 1,000 pies será de ( 100 – 6.30 )= 93.70 lb/pulg2.

Si fuera mayor/menor la longitud (ejemplo 1,800 pies), se multiplicará el dato obtenido de la Tabla, por esta longitud, en base a la siguiente relación: 1,000 pies ----------- 6.30 p.s.i. 1,800 ----------- X x = (1,800 * 6.30)/1,000 = 11.34  Presión real a 1,800 pies de longitud de tubería = 100 – 11.34 = 88.66 lb/pug2

 NOTA: Estas Tablas no consideran pérdidas por fugas de aire en la tubería.  

g.2.2.- Pérdidas de presión en mangueras de 50 pies de longitud Estos cálculos permiten hallar la presión real que ingresará a la perforadora. Para el efecto se requiere el uso de la Tabla f PERDIDAS DE PRESION EN MANGUERAS DE 50 PIES DE LONGITUD que relaciona Tamaño de manguera (diámetro), Presión reinante en la línea (salida de la compresora) y caudal CFM pasando por la manguera de 50 pies de longitud, para obtener la Pérdida de Presión en la Manguera. Ejercicio No.2  El Tamaño (diámetro de la manguera es de ¾ de pulgada; Presión reinante en la línea es de 93.70 psi; Caudal pasando por la manguera es de 150 cfm. HALLAR LA PERDIDA DE PRESION EN LA MANGUERA Y LA PRESION REAL DE INGRESO A LA PERFORADORA. En la Tabla F relacionamos los datos dados para obtener la Pérdida de presión en la manguera: 11.10 lbs/pulg2

Concluyendo: Las pérdidas de presión por fricción en la manguera sumaría 11.10 lb/pulg2.Siendo la presión a la salida de la compresora de 100 lb/pulg2, realmente llegaría a la perforadora: (100 – 11.10) = 88.90 lb/pulg2

 

De acuerdo a los datos y facilidades con que se cuenten, existen fórmulas para hallar las Pérdidas o Caídas de Presión en que consideran la LONGITUD EQUIVALENTE como: Dp =((0.0007 * Q1.85 * Lt)/(d5 * P) donde: Dp = Caída de presión; lb/pulg2

Q = Flujo de aire; CFM Lt = Longitud de la tubería incluyendo accesorios; pies Lt = Le + L Le = Longitud equivalente de los accesorios. Se halla con la TABLA 1; pies L = Longitud física de la tubería; pies D = Diámetro de la tubería; pulg P = Presión inicial de salida; lb/pulg2

 

Ejercicio No. 3

Una compresora de 1,000 CFM de capacidad traslada el

aire por una tubería cuya longitud es 2,780 pies;

presenta los siguientes accesorios:

10 Válvulas de compuerta abierta

6 Codos de 90°

4 Tees de salida angular

La presión inicial de salida es de 100 lb/pulg2.

Hallar la Caída de Presión para tuberías de 8, 6, 4 y 2

pulgadas de diámetro.

Desarrollo:

Para tubería de 6 pulgadas:

De la Tabla 1 se tiene

Le=(10*6.23)+(6*29.52)+(4*29.59) = 357.50 pies

Lt = 2,780 + 358 = 3,138 pies

Dp = 1.00 lb/pulg2

Para tubería de 2 pulgadas:

De la Tabla 1 se tiene

Le = 118 pies

Lt = 2,780 + 118 = 2,898 pies

Dp = 224.93 lb/pulg2

Para tubería de 8 pulgadas:

De la Tabla 1 se tiene

Le=(10*8.52)+(6*39.36)+(4*39.36)= 478.80 pies

Lt = 2,780 + 479 = 3,259 pies

Dp = 0.25 lb/pulg2

Para tubería de 6 pulgadas:

De la Tabla 1 se tiene

Le = (10 *6.23)+(6*29.52)+(4*29.59) = 357.50 pies

Lt = 2,780 + 358 = 3,138 pies

Dp = 1.00 lb/pulg2

Estos resultados nos indican que se puede utilizar ( para los parámetros dados ), tubería a partir de 4 pulgadas de diámetro, y que a mayor diámetro, la Caída de Presión es menor. Y que no se puede utilizar tubería de 2 pulgadas de diámetro, porque la Dp hallada es muy superior a la presión que podría brindar una compresora.

 

El Hand Book de Robert Peele menciona la fórmula:

 

F = ((0.1025*L*Q2)/(Rc*d5.31 ))

 

donde:

F = Caída de Presión; lb/pulg2

L = Longitud de la tubería; pies

Q = Flujo de aire; pie3/min

Rc= Relación de Compresión

d = Diámetro de la tubería; pulg

g.3.- Efecto del cambio de altura en la transmisión del aire comprimido.

 

g.3.1.- Diferencia de presiones

Por elevación sobre el nivel del mar

 

En la mayor parte de las minas el aire comprimido no es usado a la misma altura donde es producido. La diferencia de presión a causa de la diferencia de altura, puede ser determinado por la siguiente fórmula:

 

log P2 = log P1 - ( H/( 122.4 * °R ))

donde

P2 = Presión absoluta a la elevación H; lb/pulg2

P1 = Presión absoluta al nivel del mar o la de otro punto conocido; lb/pulg2

H = Elevación sobre el nivel del mar, o diferencias de elevación entre dos puntos; pies

°R = Temperatura promedio del lugar considerado

Ejercicio No.4

 

Hallar la presión absoluta a 1,000 pies sobre el nivel del mar y a una temperatura media de 60 °F.

 

Se hace uso de la TABLA A: PRESIONES ATMOSFERICAS A DIFERENTES ALTURAS.

Presión atmosférica al nivel del mar: 14.69 lb/pulg2

 

Reemplazando datos :

log P2 = log ( 14.69 + 0) - (1,000/(122.4 * 520))

P2 = 14.17 lb/pulg2

Por diferencia de cotas entre dos puntos

 

Como quiera que en la mayor parte de problemas por diferencia de presiones se considera la diferencia de cotas entre dos puntos, existe otra fórmula directa que se aplica en estos casos:

 

Log P2 = log P1 – (0.0000157 * diferencia de cotas entre puntos)

 

NOTA: CUANDO LA PRESION DE AIRE TRABAJA DE ARRIBA HACIA ABAJO:

Pmanom = P2 – Patm ( es decir se resta)

 

CUANDO LA PRESION DE AIRE TRABAJA HACIA ARRIBA:

Pmanom = P2 + Patm (es decir se suma)

 

Lo expresado líneas arriba, significa que esta Pmanom en Casa Compresoras será  menor que la requerida para el trabajo en niveles inferiores y será mayor para el trabajo de las perforadoras en niveles superiores.

 

Ejercicio No. 5

 

La Casa de Compresoras se encuentra a 6,000 pies. El nivel más bajo de la mina está  a 3,000 pies y la presión para las perforadoras no debe ser menor de 80 lb/pulg2. ¨ Cuál debe ser la presión manométrica en la Casa de Compresoras ?

 

Presión atmosférica a 6,000 pies = 11.77 lb/pulg2

Presión atmosférica a 3,000 pies = 13.16 lb/pulg2

log P2 = log (80 + 13.16) - 0.0000157 ( 6,000 - 3,000 )

P2 = 83.59 lb/pulg2

 

Pmanom = 83.59 - 11.77 = 71.82 lb/pulg2

Ejercicio No. 6

 

Tenemos un Compresor a 12,000 pies de altura; el nivel más bajo de la mina está  a 3,000 pies debajo del Compresor. Se quiere saber cuál debe ser la presión en el recibidor para que la presión de trabajo final en la tubería sea 80 lb/pulg2.

 

Presión atmosférica a 12,000 pies = 9.34 lb/pulg2

Presión atmosférica a 9,000 pies = 10.50 lb/pulg2

log P2 = log ( 80 + 10.50 ) - 0.0000157 ( 9,000 )

P2 = 65.37 lb/pulg2

Pmanom = 65.37 - 9.34 = 56.03 lb/pulg2

 

Como se puede ver, la presión manométrica es menor que la requerida (80 lb/pulg2); esto se debe a que el trabajo de la perforadora es por debajo de la Casa de Compresoras (de arriba hacia abajo, en que Pmanom = P2 – Patm).

Si fuera lo contrario, es decir de abajo hacia arriba, la presión manométrica sería mayor ya que se sumaría (Pmanom = P2 + Patm), como se explica mejor en el siguiente ejercicio:

Ejercicio No. 7

 

La Casa de Compresoras se encuentra a 3,000 pies de altura; el aire comprimido será utilizado a 6,000 pies de altura y la presión manométrica en este lugar no debe ser menor de 80 lb/pulg2.

¿Cuál debe ser la presión en el recibidor de la Casa Compresoras ?

 

Presión atmosférica a 6,000 pies 11.77 lb/pulg2

Presión atmosférica a 3,000 pies 13.16 lb/pulg2

 

Hallando P2 para 6,000 pies:

Log P2 = log (80 + 11.77) – 0.0000157 (6,000 – 3,000)

P2 = 82.34 lb/pulg2

 

Hallando Pmanom para 3,000 pies:

Pmanom = P2 + Patm

= 82.34 + 13.16

= 95.50 lb/pulg2

g.4.- Eficiencia de un compresor

 

La eficiencia de un compresor expresada en términos de aire libre, es la misma a cualquier altura, ya que las dimensiones del pistón y del cilindro para un tamaño dado no cambia. Cuando lo expresamos en términos de aire comprimido, sí decrece con el aumento de la altura sobre el nivel del mar.

Para hallar la eficiencia, se requiere las siguientes fórmulas:

 

VcO = ((VO * PaO)/(Pmh + PaO)) ; pies3

 

Vch = ((VO * Pah)/(Pmh + Pah)) ; pies3

 

E =(Vch/VcO) * 100 ; %

donde:

VcO = Volumen de aire comprimido al nivel del mar; pie3

VO = Volumen de aire libre a comprimir a nivel del mar; pie3

PaO = Presión atmosférica al nivel del mar; lb/pulg2: TABLA A

Pmh = Presión manométrica a altura de trabajo; lb/pulg2

Vch = Volumen de aire comprimido a determinada altura; pie3

Pah = Presión atmosférica a determinada altura; lb/pulg2

TABLA A o se halla utilizando la siguiente fórmula:

log P2 = log P1 - ( 0.0000157 * H )

donde:

P2 = Presión atmosférica a altura considerada; p.s.i

P1 = Presión atmosférica al nivel del mar = Pah = 14.69 psi

H = Altura considerada; pies

E = Eficiencia volumétrica del compresor; %

Ejercicio No. 8

 

Se tiene 120 pies cúbicos de aire libre que se desea comprimir a 100 lb/pulg2 al nivel del mar y a 10,000 pies de altura. Hallar los volúmenes y la eficiencia volumétrica del compresor.

 

De la Tabla A: PaO = 14.69 lb/pulg2

 

VcO = 120 * 14.69/(100 + 14.69) = 15.37 pie3

 

De la Tabla A: Pah = 10.10 lb/pulg2

 

Vch = 120 * 10.10/(100 + 10.10) = 11.01 pie3

 

E =(11.01/15.37) * 100 = 71.63 %

g.5.- Consumo de aire por las perforadoras

 

El consumo de aire comprimido utilizado por las perforadoras de rocas, se puede hallar considerando el diámetro del cilindro, la longitud de la carrera del pistón, la velocidad del martillo por ciclo y otros mecanismos, además de la dureza de la roca, la experiencia del perforista, el estado de la perforadora, etc. Tal como se efectuó en el Curso Maquinaria Minera (Perforadoras de percusión/rotación).

Como guía para la selección de un compresor, se considera usualmente suficiente los datos proporcionados por los fabricantes.

 

El consumo de aire varía, casi directamente, como la presión absoluta.

La TABLA 2 CONSUMO DE AIRE POR PERFORADORAS AL NIVEL DEL MAR, como indica, debe ser multiplicado por el Factor de Compensación por altura, para corregir el consumo equivalente a la altura considerada.

 

El Factor de Compensación por Altura (F) se halla de la siguiente manera:

 

F = PaO (Pmh + Pah)/Pah (Pmh + PaO)

 

Sus representaciones han sido definidas en el Item anterior.

Ejercicio No. 9

 

Cuál es el factor de compensación por altura (F) y qué volumen de aire se requiere a 10,000 pies de altura, si al nivel del mar la perforadora consume 126 pie3/min, la presión manométrica es de 100 lb/pulg2.

 

Con la ayuda de la Tabla A, relacionando se tiene:

 

F = 14.69 (100 + 10.10)/10.10 (100 + 14.69) = 1.39

 

Vch = 126 * 1.39 = 175 pie3/min

Ejercicio No. 10

  Encontrar los factores de compensación (F) para 6,500 y 14,000 pies de altura sobre el nivel del mar y a una presión manométrica de entrega de 110 lb/pulg2 en ambos casos. Hallar también el equivalente a dichas alturas para 150 pie3/min de aire libre al nivel del mar.

 

Para 6,500 pies de altura:

Pao = 14.69

Pmh = 110

Pah = 11.55 ( para 6,500 pies )

Pah = 8.62 ( para 14,000 pies )

F = PaO (Pmh + Pah)/Pah (Pmh + PaO)

F = 14.69 (110 + 11.55)/11.55 (110 + 14.69) = 1.24

 

Para 14,000 pies de altura:

 F = 14.69 (110 + 8.62)/8.62 (110 + 14.69) = 1.62

 Luego 150 pie3/min de aire al nivel del mar, requiere:

 150 * 1.24 = 186 pie3/min a 6,500 pies de altura

150 * 1.62 = 243 pie3/min a 14,000 pies de altura

Cuando se trata de determinar directamente la capacidad de las compresoras o los requerimientos de aire de una o más máquinas perforadoras y de acuerdo a las cotas de trabajo, se utiliza la Tabla G FACTORES PARA DETERMINAR LA CAPACIDAD DE UNA COMPRESORA QUE SUMINISTRA VARIAS PERFORADORAS Y A DIFERENTES ALTURAS, también conocida como FACTOR DE SIMULTANEIDAD. Esta Tabla brinda en realidad el Factor de Compensación en base a las cotas y número de perforadoras, sin necesidad de los cálculos anteriores.

Ejercicio No. 11

 

Si tenemos 12 martillos de 3 pulgadas de diámetro del cilindro para trabajar a 80 lb/pulg2 de presión a 15,000 pies de altura, hallar el consumo de aire por estas máquinas.

 

Solución:

De la Tabla 2: 3 pulg. De diámetro y 80 lb/pulg2 = 114 pie3/min

De la Tabla G: 15,000 pies de altura y 12 martillos = 11,58

 

Consumo corregido = 114 * 11.58 = 1,320 pie3/min

Ejercicio No. 12

 

En la Mina Casapalca a 13,605 pies de altura, operan 10 perforadoras con diámetros de cilindro de 3 pulgadas, a una presión de 80 lb/pulg2. Determinar la capacidad del compresor.

 

Solución:

De la Tabla 2: 3 pulg. de diám. y 80 lb/pulg2 114 pie3/min

De la Tabla G: 10 perforadoras 7.10

 

Corrección por altura:

 

12,000………………9.73

1,605 X

3,000 13,605……………… X 0.42

 

15,000………………10.15

 

X = 1,605 * 0.42/3,000 = 0.2247

= 9.73 + 0.2247 = 9.96

Capacidad compresor = 9.96 * 114 = 1,135 pie3/min

 

En cualquier caso, al considerar la capacidad de la compresora, es necesario incrementar el resultado en un 25 %, como factor de seguridad

 

g.6.- Pérdidas o fugas de aire

 

g.6.1.- Consumo de Aire por Desgaste de Máquina

 

La fábrica entrega la perforadora con una luz entre cilindro y pistón de no más de 2 milésimos de pulgada.

 

Por severas experiencias se ha logrado establecer que, por cada milésimo de pulgada de desgaste entre cilindro y pistón, aproximadamente el consumo de aire aumenta en un 10 %. As¡ por ejemplo, si una perforadora tuviera 8 milésimos de luz entre cilindro y pistón, separando las 2 mil‚simas de fábrica, quedar¡an 6 milésimos de desgaste; o sea, el consumo del aire por la perforadora quedaría aumentado en:

6 * 10 = 60 %

g.6.2.- Descargas de Aire por Orificios

 

Las descargas de aire por orificios, pueden ser accidentales o intencionadas. Las primeras serían por defecto de las instalaciones, picaduras o roturas de las tuberías, entre otros.

Las segundas, serían para los casos de ventilación, limpieza, operación de compuertas, etc. con aire comprimido.

 

Para ambos casos, es necesario tener una idea de la cantidad de aire que puede salir por un orificio a presión determinada. La Tabla H DESCARGA DE AIRE POR ORIFICIOS, llena este objetivo.

 

h.- Pautas para el Cálculo de costos de un Sistema de aire comprimido

 

En todo caso, es necesario considerar los siguientes puntos importantes:

 

1.- Tener conocimiento del proyecto ( tamaño, futuras ampliaciones, etc.).

2.- Tener conocimiento de la capacidad requerida del o de los compresores ( portátiles o estacionarios ).

 

3.- Diseñar el sistema de distribución del aire comprimido, sus requerimientos desde la Casa de Compresores ( infraestructura e instalaciones ), tanques receptores, colectores de humedad, tuberías ( material, diámetros, longitudes ), accesorios ( bridas o abrazaderas, uniones, codos, tees, válvulas, reducciones, tomas de aire, alcayatas, alambres, etc.), mangueras, niples, coplas, taladros, instalaciones, combustible, aceite, personal ( de instalación, operadores, supervisión ), tiempos, etc.

4.- Tener conocimiento de los tiempos de operación por día, costos unitarios y totales, salarios, vida útil, tasa de interés, procedimientos de cálculos y algunos parámetros como:

 

CONSUMO PETROLEO = 0.04 gal/hora por cada HP corregido

CONSUMO ACEITE = 0.0009 gal/hora por cada HP corregido

 

5.- Calcular los Costos de Propiedad de Infraestructura, Compresores, tanques, colectores, Tuberías y accesorios, etc.

6.- Calcular los Costos de Operación de los anteriores, incluyendo la instalación de las tuberías, mangueras y accesorios, combustible, aceite, salarios, etc., todos ellos referidos en primer lugar a COSTO/HORA y luego a COSTO/CFM del aire comprimido.

h.1.- Aplicación Cálculos de costos de aire comprimido para la Mina Santa Isabel ( Puno ):

 

Requerimientos

 

EQUIPOS, ACCESORIOS UNID CANT. COSTO TOTAL VIDA

$ UTIL

mes

1. Compresor ER-6, 1,085 CFM, 220 HP c/u 3 70,000 120

2. Tanque de petróleo de 2,000 galones capac. c/u 1 1,000 120

3. Tanque receptor de 1.50 m* 3.00 m c/u 3 1,500 120

4. Colector de humedad de 6" * 1.80 m c/u 1 200 120

5. Colector de humedad de 1.00m * 1.50m c/u 1 250 20

6. Tubería Fe 6"diam. * 6 m c/u 85 2,550 120

7. Accesorios de tubería de Fe de 6 pulg. Diám.

Abrazadera Fe 6" diam. c/u 90 720 120

Codo Fe 6" diam. c/u 3 60 120

Tee Fe 6" diam. c/u 10 200 120

Válvula Compuerta 6" diam. c/u 6 240 120

Reductor Fe 6" a 4" diam. c/u 10 50 120

Tomas de aire Fe 6" diam. c/u 5 75 120

Alcayatas Fe 6" diam. c/u 170 170 120

8. Tubería polietileno 4" diam. * 6 m c/u 222 3,33 0 72

9. Accesorios de tubería de polietileno de 2” Diám.

Unión polietileno 4" diam. c/u 250 500 72

Reducción polietileno 4" a 2" diam. c/u 20 40 72

Tee polietileno 4" diam. c/u 15 45 72

Válvula Mariposa 4" diam. c/u 20 200 72

Alcayatas Fe 4" diam. c/u 450 225 72

10. Tubería polietileno 2" diam. * 6 m c/u 100 1,000 72

11. Accesorios de tubería de polietileno de 2” Diám.

Unión polietileno 2" diam. c/u 120 120 72

Tee polietileno 2" diam. c/u 10 30 72

Válvula mariposa 2" diam. c/u 15 75 72

Alcayatas 2" diam. c/u 250 125 72

12. Infraestructura/instalaciones Casa Compresores - - 10,000 240

13. Servicios ( agua-aire-electricidad ) - - 15,600 120

14. Accesorios para instalación de tuberías

Cuñas de Fe ( hechizas ) c/u 850 255 120

Alambre de amarre kg 100 50 120

15. Instalación sistema distribución aire comprimido ( perfo-

ración de 650 taladros de 1 pie profundidad para tubos de

6 y 4" diam., mano de obra, etc.) - - 8,500 120

 

Costo aceite de motor, 3 $/gln

Costo petróleo, 1.2 $/gln

Tasa de interés, 1.5 % mensual

Tiempo efectivo de trabajo Compresores, 5 hora/guardia

1 mes = 26 días

1 día, 2 guardias

Altura de trabajo compresores, 12,500 pies (3,810 m.s.n.m.)

Jornales:

Tubero, $ 7.60/5

Ayud. Tub., $ 6.50/5

Compresorista, $ 8.00

Capataz Mina $ 10.00/10

Capataz Planta $ 9.00/4

Utilizando las fórmulas y procedimientos para hallar los COSTOS DE PROPIEDAD Y DE OPERACIÓN (amortización, depreciación y mantenimiento) relacionados a Costo/hora, se tiene en cuenta los siguientes criterios a fin de simplificar el desarrollo del problema:

Se efectúa la sumatoria de costos totales de los ítems 1 a 7 y de 8 a 11 separadamente, considerando que los tiempos de Vida Util son los mismos, respectivamente.

Utilizando fórmulas y procedimientos convencionales, se halla los COSTO DE OPERACIÓN de los ítems 12, 13, 14 y 15.

 

Utilizando fórmulas y procedimientos convencionales, se hallan los costos de petróleo, aceite y jornales.

Desarrollo:

Costo de Propiedad y Operación ítems 1 a 7

A = 77,015 ((1.015120 * 0.015)/)1.015120 – 1) = 1,386.27 $/mes

= 1,386.27/(120 * 26 * 2 * 5) = 5.33 $/hora

D = (77,015 * 0.80)/(120 * 26 * 2 * 5) = 1.98 $/hora

M = 77,015/(120 * 26 * 2 * 5) = 2.47 &/hora

 

Costo de Propiedad y Operación ítems 8 a 11

A = 5,690((1.01572 * 0.015)/(1.01572 – 1) = 129.78 $/mes

= 129.78/(72 * 26 * 2 * 5) = 0.50 $/hora

D = (5,690 * 0.80)/(72 * 26 * 2 * 5) = 0.24 $/hora

M = 5,690(72 * 26 * 2 * 5) = 0.30 $/hora

Costo de Operación

Item 12 = 1,000/(240 * 26 * 2* 5) = 0.02 $/hora

Item 13 = 15,600/(120 * 26 * 2* 5) = 0.50 $/hora

Item 14 = 275/(120 * 26 * 2 * 5) = 0.01 $/hora

Item 15 = 8,500/(120 * 26 * 2 * 5) = 0.27 $/hora

Petróleo: Factor de corrección por altura = 0.381

Corrección de HP por altura = 660 HP – (660 * 0.381) = 409 HP

Costo = Consumo/hora * costo/gln =

= 0.04 gln/hora * 409 HP * 1.3 $/gln = 19.63 $/hora

Aceite: Costo = 0.0009 gln/hora * 409 HP * 3 $/gln = 1.10 $/hora

Jornales Costo/hora:

Compresorcita = 8.00 * 1.8226/8 = 1.82 $/hora

Tubero = 7.60 * 1.8226/8 = 1.73 $/hora

Ayud. Tubero = 6.50 * 1.8226/8 = 1.48 $/hora

Capataz Mina = 10 * 1.8226/8 = 2.28 $/hora

Capataz Planta = 9 * 1.8226/8 = 2.05 $/hora 9.36 $/hora

SUB TOTAL 40.67 $/hora

Otros (10 % de costos anteriores) 4.07 $/hora

TOTAL 44.74 $/hora

Costo Aire Comprimido

Corrección de capacidad compresora por altura

= 1,085 cfm – (1,085 * 0381) = 672 cfm * 3 compres. = 2,016 cfm

= 44.74 $/hora/(2,016 cfm * 60 min/hora = 0.0004 $/pie3

 

 

i.- Reglamentaciones El R. S. e H. M. (D.S. No. 046-2001-EM) en sus artículos 318° y 319° especifican sobre los tanques de aire comprimido y su uso; los que serán leídos y comentados en clase.

TABLA 2

  CONSUMO DE AIRE POR PERFORADORAS AL NIVEL DEL MAR ( CFM )

Diámetro del cilindro de la perforadora ( pulgadas )

Presión manométrica lb/pulg2

2 2 1/4 2 1/2 2 ¾ 3 3 1/8 3 3/16 3 1/4 3 1/2

60 50 60 68 82 90 95 97 100 108

70 56 68 77 93 102 108 110 113 124

80 63 76 86 104 114 120 123 127 131

90 70 84 95 115 126 133 136 141 152

100 77 92 104 126 138 146 146 154 166

3 5/8 4 1/4 5 5 ½

113 130 150 164

129 147 170 181

143 164 190207

159 182 210230

174 199 240 252

TABLA APRESIONES ATMOSFERICAS Y LECTURA BAROMETRICA A DIFERENTES COTAS

ALTURA SOBRE EL NIVEL DEL MAR pies

PRESION ATMOSFERICA lb/pulg2

PRESION BAROMETRICA pulg. de Hg

0 14.69 29.92

500 14.42 29.38

1,000 14.16 28.86

1,500 13.91 28.33

2,000 13.66 27.82

2,500 13.41 27.31

3,000 13.16 26.81

3,500 12.92 26.32

4,000 12.68 25.84

4,500 12.45 25.36

5,000 12.22 24.89

5,500 11.99 24.43

6,000 11.77 23.98

7,000 11.33 23.09

7,500 11.12 22.65 7,500

8,000 10.91 22.22 8,000

8,500 10.70 21.80 8,500

9,000 10.50 21.38 9,000

9,500 10.30 20.98 9,500

10,000 10.10 20.58 10,000

10,500 9.90 20.18 10,500

11,000 9.71 19.75 11,000

11,500 9.52 19.40 11,500

12,000 9.34 19.03 12,000

12,500 9.15 18.65 12,500

13,000 8.97 18.29 13,000

13,500 8.80 17.93 13,500

14,000 8.62 17.57 14,000

14,500 8.45 17.22 14,500

15,000 8.28 16.88 15,000

a.- Terminología 

Agua Dulce.- Agua continental, por oposición a la del mar, y con más propiedad, agua potable, sea cual fuere su origen.

 

Agua Potable.- Agua que por carecer de principios nocivos y no tener mal olor ni sabor, puede servir para la bebida y utilizarse en la elaboración de alimentos.

 

Aforar.- Es calcular la capacidad de un recipiente o depósito. Es medir el caudal de una corriente de agua o la cantidad de líquido o de gas que pasa por una tubería.

 

VII.- DESAGÜE DE MINAS

Caudal.- Gasto, cantidad de fluido líquido o gaseoso suministrado por un aparato durante la unidad de tiempo.

Densidad.- Relación entre la masa de un cuerpo sólido o líquido y la masa de agua, a la temperatura de 4 °C, que ocupa el mismo volumen . Sin Unidad. El agua = 1.

Desaguar, avenar.- Extraer el agua de un sitio. Vaciar el agua acumulada en un sitio.

 

Freático.- Dícese de las aguas subterráneas cuando ningún estrato impermeable se interpone entre ellas y la superficie.

 

Grifo, Llave, Válvula.- Dispositivo que se monta en las tuberías para abrir o cerrar el paso a un líquido o gas o para regular su gasto.

 

Permeabilidad.- Propiedad de los terrenos que absorven o dejan pasar los líquidos y los gases.

 

Pérdida de Carga.- Disminución de la presión de un fluído a lo largo de la canalización que lo aleja de su depósito. Las pérdidas de carga se deben al roce de las moléculas del fluido contra las paredes de las canalizaciones. Son agravadas por los codos, los empalmes defectuosos, las variaciones bruscas del diámetro de la tubería, etc.

En una tubería lisa recta y uniforme, la pérdida de carga es proporcional al cuadrado de la velocidad del fluido e inversamente proporcional al diámetro de la vena.

b.- Origen de las Aguas Subterráneas:

Las aguas subterráneas tienen como origen la filtración de aguas superficiales que penetran a través de estratos porosos y circulan lentamente, tanto en sentido lateral como descendente, hasta alcanzar la zona de equilibrio o de fuentes profundas.

Las aguas de origen profundo ascienden hasta fluir en superficie o hasta alcanzar una superficie de equilibrio que detenga al movimiento ascensional. En las labores mineras realizadas por encima del nivel fre tico, las aguas no suelen encontrarse más que en forma esporádica e incidental, pero cuando las labores penetran por debajo del nivel freático, es posible contar con un movimiento general del agua hacia las labores.

c.- Propiedades de las aguas subterráneas

 

El poder corrosivo del agua tiene una gran importancia, puesto que influye en la selección de los materiales usados para bombas, tuberías, válvulas y accesorios; por tanto es importante analizar el grado de acidez o alcalinidad del agua.

d.- Tipos de Aguas Subterráneas

 

Según su origen, podemos tener hasta cuatro tipos de aguas subterráneas:

 

 

d.1.- Aguas de Infiltración.- En este caso las aguas subterráneas tienen como origen la filtración de las aguas meteóricas, controladas por cantidad de precipitaciones pluviales, por la existencia de nieves en las partes altas y a la filtración de aguas contenidas por los r¡os, lagos y lagunas aprovechando la existencia de fisuras en sus lechos.

 

 

d.2.- Aguas de Condensación.- Son las aguas subterráneas que son evaporadas en la profundidad debido a las altas temperaturas existentes, introduciéndose en los poros, diaclasas, fisuras, etc. en forma de vapor.

d.3.- Aguas Congénitas o Fósiles.- Son aguas que antiguamente eran marinas o lacustres que han quedado atrapadas dentro de la corteza terrestre en forma de bolsonadas, las cuales no se han evaporado, pasando a formar aguas subterráneas aprisionadas que no discurren.

 

 

d.4.- Aguas Magmáticas o Juveniles.- Su origen se atribuye a productos gaseosos que emanaron del magma durante su enfriamiento. Estos vapores al ponerse en contacto con temperaturas más bajas se condensan pasando al estado líquido para luego depositarse en las diferentes estructuras, grietas, etc.

Las temperaturas relativamente altas y la presencia de componentes volátiles como el gas carbónico o compuestos de azufre en algunas zonas, corroboran en parte esta teoría.

e.- Permeabilidad de las Rocas 

Las masas rocosas porosas o fisuradas son consideradas siempre como posibles depósitos de agua en profundidad.

Las rocas del tipo pizarras arcillosas son prácticamente impermeables y pueden cerrar el paso a flujos ascendentes de agua; o si el agua está por encima de ellos, cerrar el paso a zonas más bajas.

La mayoría de las rocas sedimentarias compactas y las rocas ígneas que contienen mucha agua son impermeables, salvo que estén fracturadas o fisuradas.

Los materiales aluviales como arenas y gravas son porosas y permiten el movimiento libre de las aguas al igual que las calizas que son permeables.

En las cadenas montañosas la distribución de las aguas subterráneas es errática y a veces se encuentran caudales insospechables en las labores mineras.

f.- Desagüe de minas

 

Se llama así, al conjunto de medidas adoptadas en una mina para prevenir la inundación de las labores mineras por las aguas subterráneas o superficiales.

 

f.1.- Labores de desagüe

 

a.- Cunetas de desagüe y diques.- Las cunetas deben tener cierta pendiente. Su sección debe ser tanto más grande cuanto mayor sea el caudal del agua, y el nivel del agua en la cuneta ha de estar por lo menos 10 centímetros por debajo del piso.

b.- Desvío de las Aguas e Impermeabilización del terreno.- Cuando la perforación de túneles tropieza con grandes caudales de aguas subterráneas, en ocasiones se llega a desviar el túnel para evitar el área peligrosa.

Otro método consiste en cortar el paso a las aguas inyectando una lechada de cemento a través de sondajes perforados desde la galería, con ángulos variables, para cortar las vías de agua.

Cuando se conoce la existencia de zonas acuíferas en las inmediaciones de las labores, el acceso se traza en lo posible de manera que se eviten dichas áreas; cuando se sabe de antemano que se han de cortar dichas zonas peligrosas, se preparan diques y compuertas resistentes a la presión, para dominar estos flujos.

Por delante de los frentes se perforan taladros para determinar la posición de los cursos de agua.

c.- Desagüe con Vasijas.- Los pequeños caudales de agua que suelen encontrarse en las labores de prospección e investigación, se extraen frecuentemente por medio de vasijas. Se dejan acumular las aguas en las salientes del pozo y se dedica al desagüe una parte del tiempo de operación.

d.- Desagüe con Bombas.- Las aguas que se encuentran a nivel inferior a los drenajes por gravedad, se recoge en depósitos recolectores para luego ser evacuados por medio de bombas.

Los puntos de drenaje se distribuyen en lugares convenientes y las cámaras de bombas se sitúan próximas a los pozos. Bombas auxiliares desagüan en canales que conducen las aguas a los depósitos colectores. Se utilizan canales y tuberías. En minas profundas las aguas se bombean por etapas que van de 150 a 600 metros y aún superiores a 900 metros. Grandes alturas de impulsión representan grandes presiones, que obligan a emplear bombas, as¡ como accesorios especiales. Reducir la altura de impulsión exige el uso de bombeo en serie.

 

e.- Golpes de Agua

 

En términos mineros se puede definir, a la fuerza con que brota un chorro de agua subterránea acumulada en bolsonadas.

Este tipo de agua ofrece mayor peligro durante las excavaciones mineras, por lo que es necesario realizar sondeos a fin de tratar de descubrir la existencia de aguas subterráneas y calcular su caudal, la presión hidrostática que ejerce sobre las rocas encajonantes con la finalidad de minimizar los peligros de explosiones de agua, entre otros.

f.- Puertas o Compuertas de Alta Presión

 

Con la finalidad de prevenir las grandes venidas de aguas subterráneas que podrían pasar los l¡mites de capacidad de bombeo o inundar los niveles de drenaje de las minas, se diseñan Puertas de Seguridad que soportan altas presiones, las mismas que se instalan en lugares estratégicos. El objetivo es cerrar el paso a fuertes irrupciones de aguas y regular la salida.

 

Estas puertas, se diseñan e instalan de modo que permitan el paso de las locomotoras. Pueden ser de accionamiento manual o mecánico y generalmente son de acero tanto el marco como la hoja, con tiras de jebe o material especial para lograr el hermetismo entre el marco y la hoja. Cuando se prevée fuertes presiones, se emplean puertas de acero fundido de sección ovalada y con nervaduras de refuerzo.

 

La instalación de estas puertas es con concreto, sin descuidar las tuberías para el transporte de aire, agua, electricidad, etc.

g.- Cálculos de Requerimientos de Agua en un Asiento Minero

 Se debe considerar las reas que requieren agua no tratada o cruda, a saber:

 Mina

Planta Concentradora

Laboratorio

Área Industrial

 

Y las áreas que requieren agua potable purificada, es decir para el consumo humano como son:

Campamentos Mina

Campamentos Área Industrial

 En todo caso se debe tener en cuenta las reglamentaciones existentes.

  Conocido estos requerimientos, se determinaran la fuentes ( boca-tomas y redes ) de

abastecimiento, los tanques receptores ( en los que se pueden purificar las aguas ) y las redes de distribución hasta los lugares de uso.

 

Cabe destacar que estas redes ( de abastecimiento y distribución ) deben ser de fierro galvanizado o de PVC, capaces de soportar presiones hidráulicas no menores de 150 lb/pulg2 y desinfectado con cloro antes de ser puesto en servicio.

Ejemplo de cálculo: Requerimientos de Agua en Mina Madrigal

 

1.- Mina

1.1.- Perforación

Requerimiento por perforadora en uso: 0.5 lt/seg ( Art. 266° del Reglamento de Seguridad e Higiene Minera )

Perforadoras en uso por guardia: 20

Horas de perforación promedio por guardia: 3

guardias por día: 2

 

0.5 lt/seg * 3,600 seg/hora * 20 perf * 3 hora * 2 gdia/d¡a = 216,000 lt/dia

 

1.2.- Lavado-riego

Requerimiento empírico por labor: 2 lt/seg

Labores por guardia: 20

Horas de riego por guardia: 0.5

Guardias por día: 2

 

2 lt/seg * 3,600 seg/hora * 20 lab * 0.5 hora * 2 gdia/día = 144,000 lt/día

 

1.3.- Equipos diesel

Se considera en caso de contar con equipos diesel con sistema de purificación de gases y humos.

Requerimientos por cambio de agua: 100 lt

Cambios de agua por equipo y por guardia: 5

Equipos por guardia: 2

Guardias por día: 2

 

100 lt/cambio * 5 camb/eq * 2 eq/gdia * 2 gdia/día = 2,000 lt/día

 

1.4.- Otros

Se considera los trabajos de albañilería, limpieza, imprevistos, atomizadores, etc. ( Generalmente un 20% de los requerimientos anteriores ).

  Resumen:

 

Perforación 216,000 lt/día

Lavado-riego 144,000

Eq. diesel 2,000

Otros 72,400

Sub total 434,400 lt/d¡a

2.- Planta Concentradora

2.1.- Planta

Para un tratamiento de 1,000 TMH/día

Requerimiento empírico : 37.3 lt/seg ( 0.3 lt/kg )

 

37.3 lt/seg * 3,600 seg/hora * 24 horas = 3'222,720 lt/día

 

2.2.- Laboratorio

Requerimiento empírico: 3.6 lt/seg

 

Tiempo de requerimiento:

1ra. guardia = 8 horas

2ra. guardia = 2 horas

 

3.6 lt/seg * 3,600 seg/hora * 10 hora/día = 129,600 lt/día

3.- Area Industrial

 3.1.- Casa de Fuerza

Requerimiento de agua por Grupo electrógeno: 440 lt/gdia

Grupos electrógenos en operación : 7

 

Guardia/día : 3

 

440 lt/gdia * 7 grupos * 3 gdia/día = 9,240 lt/día

 

Otros ( 25% ) = 2,310

=11,550 lt/d¡a

 

3.2.- Carpintería, Maestranza, Electricidad y Almacén

Requerimiento empírico : 1 lt/seg

Horas de requerimiento : 2

Guardia por día : 1

 

1 lt/seg * 3,600 seg/hora * 2 hora/día * 1 gdia/día * 4 = 28,800 lt/día

 

3.3.- Garaje y Construcciones

Requerimiento empírico: 2 lt/seg

Horas de requerimiento: 3

Guardias por día: 1

 

2 lt/seg * 3,600 seg/hora * 3 hora/día * 1 gdia/día * 2 = 43,200 lt/día

 

Resumen

Casa Fuerza 11,550 lt/día

Carp.,Maest., Elect. y Almacén 28,800 lt/día

Garaje y Construcciones 43,200 lt/día

Sub total 83,550 lt/día

4.- Campamentos

4.1.- Mina

Personal

1,141 trabajadores y familia ( Administración )

120 trabajadores y familia ( Contrata )

100 Otros ( panadería, comedor, comerciantes, etc.)

 

Requerimientos de agua: 50 lt/día-persona ( Art. 330 del D.S. No. 03-94-EM, derogado, pero que se cumple al no existir otra disposición)

 

1,361 personas * 50 lt/día = 68,050 lt/día

4.2.- Area Industrial

Personal

1,340 trabajadores y familia ( Administración )

110 Otros ( panadería, comedores, etc.)

 

1,450 personas * 50 lt/día = 72,500 lt/día

 

Resumen:

Area Mina 68,050 lt/día

Area Indus 72,500 lt/día

Sub total 140,550 lt/día

Otros(20% ) 28,110 lt/día

Sub Total 168,660 lt/d¡a

 

 Total requerimientos:

 

Mina 434,400 lt/día

Planta Concent. 3'222,720 lt/día

Laboratorio 129,600 lt/día

Area Indust. 83,550 lt/día

Campamentos 168,660 lt/día

TOTAL 4'038,930 lt/día

= 1,474'209,450 lt/año = 1'474,210 m3/año

h.- Bombash.1.- Definición: Son máquinas que crean el flujo en los medios líquidos (agua, lodos ) es decir desplaza y aumenta la energía del líquido.

Durante el funcionamiento de la bomba, la energía mecánica (recibida por un motor) se transforma en energía potencial y cinética, y en un grado insignificante, en calorífica, del flujo líquido.

 

h.2.- Clasificación General: Conceptos actuales y basados en normas técnicas, dividen a las bombas en 2 clases principales:

 

Volumétricas:

Embolo

Simple acción

Doble acción

Diafragma

Rotativas

De placas

Helicoidales

Dinámicas:

Centrífugas

Autocebantes

Axiales

De torbellino o Vortex

Además, se incluyen las bombas a Chorro de Agua y los Elevadores Neumáticos-

 

h.3.- Descripción de bombas

 

De émbolo ( ver gráficos )

 

Son aquellas que tienen un pistón dentro de un cilindro que corre a lo largo de su eje, expulsa el agua por delante y aspira la carga por detrás, al mismo tiempo que la carrera.

Al efecto de expulsión de agua y al mismo tiempo de aspiración de carga, se llama Bomba de Doble Acción o Efecto.

Si la bomba tiene dos o tres cilindros en paralelo montados unos al lado de otros, se le llama DUPLEX, TRIPLEX, etc.

De diafragma ( ver gráficos )

 

La parte central del diafragma flexible se levanta y se baja por medio de una biela, que está conectada a una excéntrica.

Esta acción absorbe el agua a la bomba y la expulsa. Debido a que esta bomba puede manejar agua limpia o agua conteniendo grandes cantidades de lodo, arena y basura, es popular como bomba de construcción. Es adecuada para usarse en obras donde la cantidad de agua varía considerablemente.

El diafragma, que es muy accesible, puede cambiarse rápidamente

Rotativas de placas ( ver gráficos )

 

El ROTOR MACIZO con RANURAS LONGITUDINALES y PLACAS RECTANGULARES que son empujadas hacia la periferia por las propias fuerzas centrífugas, son colocados excéntricamente en el CUERPO. Al girar el rotor, el líquido se aspira a través del TUBO DE ALIMENTACION a la CAVIDAD INTERIOR, siendo expulsado por el TUBO DE IMPULSION.

La bomba es reversible. La frecuencia de rotación es considerable. Pueden contar con mayor número de placas rectangulares.

 

Rotativas de Engranajes ( ver gráficos )

 

Las dos RUEDAS DENTADAS que engranan, cuentan con pequeñas holguras en el CUERPO. Una de las ruedas ( la conductora ) va dotada de un eje que sale del cuerpo; la otra rueda ( la conducida ) es libre.

Al girar las ruedas en la dirección indicada, el l¡quido de la CAVIDAD DE ASPIRACION llega a las cavidades entre los dientes y se desplaza a la CAVIDAD DE IMPULSION.

 

Rotativas Helicoidales ( ver gráficos )

 

En el CUERPO CILINDRICO se ha colocado compactamente el TORNILLO, al lado de la PLACA que separa los canales entre las ESPIRAS del tornillo y los tapan herméticamente.

Al girar el tornillo, el líquido encerrado en los canales entre espiras, se retiene en los dientes de la placa y se desplaza en dirección axial. De esta manera se realiza la ASPIRACION y la ALIMENTACION.

 

Centrífugas ( ver gráfico )

 

Son aquellas que aprovechan el movimiento rotacional del eje. Pueden impulsar líquidos densos tales como relaves.

Están provistos de rodetes ya sea abiertos o cerrados, de acero y recubiertos de jebe prensado con fines de prevención a la fricción y la abrasión de partículas.

Las PALETAS de trabajo están unidas rígidamente con los DISCOS o al EJE DE ROTACION, que trasmite la fuerza motriz de rotación

Bajo la acción de las fuerzas centrífugas, el l¡quido aumenta su energ¡a, se dirige al CANAL ESPIRAL y luego a la TUBERIA DE PRESION.

A través del ORIFICIO DE ADMISION (simple o doble) se aspira contínuamente el líquido, perpendicularmente a la tubería de presión.

 

Autocebantes ( ver gráfico )

 

Las bombas centrífugas más comunes instaladas en las plantas de bombeo de agua potable y de aguas negras, se colocan debajo del nivel del agua.

Sin embargo, en las obras de construcción las bombas con frecuencia tienen que colocarse arriba del nivel del agua que se va a bombear. En consecuencia, las bombas centr¡fugas autocebantes son más adecuadas.

Cuentan con una válvula check en el lado de succión de la bomba que permite que la cámara se llene de agua antes de iniciar la operación de bombeo. Cuando se pone a trabajar la bomba, el agua de la cámara produce un sello que le permite a la bomba absorver aire del tubo de succión.

Cuando se detiene el funcionamiento de la bomba, retiene su carga de agua para el cebado indefinidamente. .

 

Axiales ( ver gráfico )

 

Las bombas axiales de gran caudal se fabrican con disposición vertical del árbol. Pueden ser de una o más etapas.

El CUERPO con el DISPOSITIVO GUIA va adosado sobre el BASTIDOR y la BANCADA. En el torneado cónico del extremo inferior del árbol se encaja el CUBO de la rueda de trabajo, que se fija con la ayuda de una chaveta y tuerca y gira a través de un COJINETE INFERIOR.

Las paletas pueden ser sujetadas rígidamente (fijas) o pueden ser giratorias.

 

 

 

De torbellino o Vortex (ver gráfico)

 

Dentro de la carcasa (cuerpo de la bomba) se dispone concentricamente la Rueda de Trabajo (Impulsor de Torbellino); al funcionar la bomba, el líquido es atraído por el Impulsor para salir por la Tubería de Impulsión. La entrada del líquido se realiza en la periferia del Impulsor.

Bombas a Chorro para Líquidos (ver gráfico)

 

El flujo de líquido operante, que porta energía, pasa por el Tubo de Impulsión (1) que al estrangularse aumenta la velocidad del flujo y por lo mismo aumenta la energía cinética. Conforme a la Ley de Conservación de la Energía, el aumento de la energía cinética condiciona la disminución de la presión a la salida del Tubo de Impulsión y por consiguiente en la Cámara (2) que se comunica mediante otro tubo inferior al Depósito de Agua (3) bajo la influencia de la diferencia de presiones, la atmosférica al nivel del agua del Depósito (3) y el líquido sube a la Cámara (2), donde es arrastrado por el chorro de trabajo del líquido operante; se mezcla con é, llega al Tubo Divergente (4) y luego por la Tubería al Tanque superior a la altura h.

El rendimiento no es muy alto, pero la simpleza de su estructura y la ausencia de piezas movibles contribuye a su aplicación en distintas instalaciones industriales.

Elevadores Neumáticos (ver gráfico)

 

El medio operante es aire comprimido.

La elevación del líquido al Depósito (1) a la altura del Tanque (2) se efectúa por el aire comprimido que ingresa a la Botella (3):

Estando cerrada la válvula de aire comprimido del Depósito de Agua (1), se llena de agua la Botella (3). Se cierra la válvula de aaua del Depósito (1) y se abren las válvulas de aire comprimido y de la Botella (3); el líquido se expulsa al Tanque (2).

El ciclo de alimentación se realiza periódicamente.

i.- Reglamentaciones

 

Los artículos 209° y 210° del R.S. e H.M. especifican los trabajos de drenaje; los que serán leódos y comentados en clase.

 

j.- Cálculos para bombas de pistón

 j.1.- Cálculos de Caudal

Se obtiene aplicando La siguiente fórmula:

  Q = ( N * π * r2 * l * f )/231

  donde:

 Q = Caudal; GPM

N = Carreras/ciclo * ciclos/min

Ciclo: Ida y vuelta del pistón ( 2 carreras/ciclo )

Ciclo/min: Número de carreras/min

Denominado también RPM

Carrera/ciclo de trabajo efectivo:

1/ciclo, Simple Acción

2/ciclo, Doble Acción

4/ciclo, Doble Acción Duplex

6/ciclo, Doble Acción Triplex

r = Radio del cilindro; pulg

l = Longitud de carrera del pistón; pulg

f = Reducción por fugas en válvulas o pistones

Generalmente 0.95 a 0.97, salvo datos expresos

231 = Constante para reducir pulg3 a galones

 

 

 

j.2.- Cálculos de Potencia Requerida

 

Se calcula aplicando las siguientes fórmulas:

 

E = ( w * Q * h )

 

donde:

 

E = Energía; pie-lb/min

w = Peso del agua; lb/gln

h = Carga total de bombeo desde el espejo de agua hasta la descarga o Pérdida Total, incluyendo la pérdida por fricción en el tubo; pie

e = Eficiencia de la bomba, expresada en forma decimal

 

HP = E/33,000 * e

 

donde:

HP = Potencia requerida para operar la bomba

33,000 = Constante para transformar pie-lb/min a HP

 

Ejercicio 1

 

Cuál será el caudal de una bomba de pistón de las siguientes características?

Bomba de Doble acción Duplex

Diámetro del cilindro, 6 pulg

Longitud de carrera, 12 pulg

Reducción por fugas = 0.96

Ciclo/min ó RPM, 90

 

Solución

 

Q = ( 4 * 90 ) * ã * 32 * 12 * 0.96 / 231

= 508 GPM

 

 

Ejercicio 2

 

Si la carga total es 160 pies, el caudal es de 508 GPM, la eficiencia de la bomba es de 60 % y el peso del agua es de 8.34 lb/gln, hallar la Potencia mínima que se requerirá para operar la bomba.

 

Solución

 

E = 8.34 * 508 * 160

= 677,875 pie-lb/min

 

HP = 677,875/33,000 * 0.6 = 34.24 HP

 

 

Ejercicio 3

Una bomba de desagüe debe llevar 2.2 m3/min de agua de mina, de peso 1,040 kg/m3, a una altura de 65 m. La eficiencia de la bomba es 74 %. Hallar la Potencia.

Solución

 

Q = 2.2 m3/min * 264.18 gln/m3 = 581 GPM

 

w = 1,040 kg/m3 * 2.2046 lb/kg/264.18 gln/m3 = 8.68 lb/gl

 

h = 65 m * 3.28 pie/m = 213 pie

 

HP = 8.68 * 581 * 213/33,000 * 0.74 = 44 HP

 

Ejercicio 4

Una bomba Duplex de doble acción de 5 pulg. de diámetro y 10 pulg. de longitud del cilindro, está impulsado por un cigüeñal que da 120 RPM ( ciclo/min )

Si las fugas de agua son de 15 %, cuántos galones por minuto puede entregar la bomba ?

Si el peso del agua es de 8.34 lb/gln, la carga total es de 120 pies y la eficiencia de la bomba es de 60 % Cuál

será la potencia mínima requerida ?

Solución

 

Q = ( 4 * 120 ) * ã * (25)2 * 10 * 0.85/231 = 346.8 GPM

HP = w * Q * h/33,000 * e = 8.34 * 346.8 * 120/33,000 * 0.60 = 17.53 HP

 

j.3.- Cálculos para el diseño de bombas

1.- Alturas de Carga Estática ( ver gráfico )

Carga estática total ( cet )Llamado también Presión estática, está dada por la diferencia de elevación entre el espejo de agua y la descarga.

Carga estática de succión ( ces )

Llamada también Carga Estática de Aspiración, es la diferencia de nivel entre el eje de la bomba y el espejo de agua. Puede ser:

Positiva, cuando el espejo de agua está sobre la bomba.

Negativa, cuando el espejo de agua está debajo de la bomba.

Carga estática de descarga ( ced )

Llamada también Carga Estáica de Impulsión, es la diferencia de nivel entre el eje de la bomba y el punto de descarga.

2.- Pérdida por velocidad ( Pv )

O presión de Velocidad, o Pérdida de altura por Velocidad, es el equivalente de presión requerida para acelerar el flujo de agua y está dada por la siguiente fórmula:

 

Pv = w * V2/2g ; pies

donde

w = Densidad del líquido. En el caso de agua, es 1, sin unidad

V = Velocidad del flujo; pie/seg

g = Gravedad = 32.2 pie/seg*seg

La velocidad debe permanecer entre 4 y 10 pie/seg a fin de evitar pérdidas demasiadas elevadas.

 

3.- Pérdida por fricción ( Pf )

 

Es la presión necesaria para vencer la resistencia de fricción del líquido con la tubería y accesorios.

Se puede calcular con la fórmula de William HANZENS:

 

Pf = ((147.85 * Q)/(C * D2.63))1.852 ; pies

donde

Q = Caudal o gasto; gal/min ( GPM )

C = Constante de fricción para tuberías

100 de uso generalizado ( 15 a más años de uso )

90 para tuberías de 25 a más años de uso

120 para tuberías de 15 a menos años de uso

D = Diámetro interior de las tuberías; pulg

 

4.- Pérdida total ( PT )

 

O Carga Dinámica, constituído por la sumatoria de:

cet + Pv + Pf ; pies

 

 

5.- Potencia del motor ( HP )

Es el número de HP requeridos para bombear determinado caudal de fluido. Se usa la fórmula:

HP = PT * Q * W/33,000 * edondePT = Pérdida total; piesQ = Caudal o gasto del fluido; GPMW = Peso espec¡fico del fluido = 8.33 lb/gln (agua)

33,000 = Constante para transformar a HP ( 1 HP = 33,000 pie-lb/min )

e = Eficiencia del motor; %

Ejercicio 5 ( ver gráfico )

 

Calcular la capacidad y la potencia de una bomba para desagüar un pique con las siguientes características:

100 m de profundidad

12 hora/dia de trabajo de la bomba

100 GPM de caudal permanente, trabajando 24 horas/dia

60 % eficiencia del motor

371 pies de Carga Estática Total

3 pulg Diámetro de tubería

100 Constante de fricción para tubería

8 pie/seg velocidad del flujo

1 densidad del líquido ( sin unidad )

8.33 lb/gln peso específico del fluido

 

Solución

 

Capacidad para 12 horas:

=(100 GPM * 60 min * 24 hora)/(12 hora * 60 min = 200 GPM

 

Pf = ((147.85 * 200)/(100 * 32.63))1.852 = 178.68 pies

Pv = 1 * 82/2 * 32.2 = 0.99 pies

 

PT = 371 + 178.68 + 0.99 = 550.67 pies

 

HP = 550.67 * 200 * 8.33/33,000 * 0.6 = 46.33

 

La Capacidad real de la bomba será de 200 GPM.

La potencia de 46.33 HP

 

Ejercicio 6

Se desea bombear el agua desde el nivel 650 a superficie. El caudal aforado es de 350 GPM; la bomba deberá trabajar sólo 10 horas/día, por razones operacionales. Hallar el caudal de bombeo.

Solución

 

Q para 24 horas = 350 GPM * 60 min/hora * 24 hora/día = 504,000 gal/día

 

Q para 10 horas = 504,000 gal/d¡a/(10 hora/d¡a * 60 min/hora = 840 GPM

 

 

 

Ejercicio 7 ( ver gráfico )

El Pique Nueva Esperanza bombeará agua con un caudal de 5 lt/seg y velocidad de 4 pie/seg; el diámetro de la tubería es de 2 pulg. Hallar la Potencia requerida, si la eficiencia es de 75 %.

Solución

 

Carga estática de succión ( ces ) = 9 pies

Carga estática de descarga ( ced ) = 230 * sen 54° = 186.10 pies

Carga estática total ( cet ) = 9 + 186.10 = 195.10 pies

Pv = 1 * 42/2 * 32.2 = 0.25 pies

Q =(5 lt/seg * 60 seg/min)/(3.785 lt/gln) = 79.26 GPM

Pf = ((147.85 * 79.26)/(100 * 22.63))1.852 = 231.91 pies

PT = 195.10 + 0.25 + 231.91 = 427.26 pies

HP = (427.26 * 79.26 * 8.33)/(33,000 * 0.75) = 11.40 HP

 

 

Ejercicio 8 ( ver gráfico )

Hallar los caudales de transporte de agua para tubos de 1, 3 y 6 pulgadas de diámetro si las velocidades son 60, 30 y 15 pie/seg respectivamente.

De igual modo, hallar las potencias requeridas para sus bombas, para un pique inclinado, de acuerdo al diseño.

Considerar la eficiencia 80 % en los tres casos.

 

Solución

 

Q = A * V

donde

Q = Caudal o gasto; pie3/min ( CFM )

A = Area de la sección; pie2

V = Velocidad del flujo; pie/min

 

Para tuber¡a de 1" de diâmetro

 

Q =( π * 0.52 pulg2/143.04 pulg2/pie2) * 60 pie/seg * 60 seg/min

= 19.77 pie3/min

= 19.77 pie3/min * 7.48 gln/pie3

= 147.86 GPM

 ces = 9 pies

ced = 300 pie * sen 60° = 260 pies

cet = 9 pies + 260 pies = 269 pies

 

Pv = w * V2/2g = 1 * 602/2 * 32.2 = 55.90 pies

 

Pf = ((147.85 * Q)/(C * D2.63))1.852

= ((147.85 * 147.86)/(100 * 12.63))1.852 = 21,531.42 pies

 

PT = 269 + 55.90 + 21,531.42 = 21,856.32 pies

 

HP = PT * Q * W/33,000 * e

= (21,856.32 * 147.86 * 8.33)/(33,000 * 0.80) = 1,020 HP

 

 

Para tubería de 3" de diámetro

Q = ¶ * 1.52 * 30 * 60/143.04 = 88.95 pie3/min = 88.95 * 7.48 = 665.35 GPMcet = 269 pies

Pv = 1 * 302/2 * 32.2 = 13.98 pies

Pf = ((147.85 * 665.35)/(100 * 32.63))1.852 = 1,655.22 pies

PT = 269 + 13.98 + 1,655.22 = 1,938.20 pies

HP = 1,938.20 * 665.35 * 8.33/33,000 * 0.80 = 407 HP

 

 

Para tubería de 6" de diámetro

 

Q = (π * 32 * 15 * 60 * 7.48)/143.04 = 1,330.70 GPM

cet = 269 pies

Pv = 1 * 152/2 * 32.2 = 3.50 pies

 

Pf = ((147.85 * 1,330.70 )/(100 * 62.63))1.852 = 204.23 pies

PT = 269 + 3.50 + 204.23 = 476.73 pies

HP = (476.73 * 1,330.70 * 8.33)/(33,000 * 0.80) = 200 HP

   

Ejercicio 9

 

Se desea desagüar un Pique de sección circular de 3 metros de diámetro y de 60 metros de profundidad, totalmente acumulado con agua de filtración cuyo caudal permanente es de 1.60 metros cúbicos por hora.

La bomba a utilizar es de una capacidad de 3 metros cúbicos por hora y trabajará las 24 horas y los 7 días de la semana.

Calcular el tiempo de bombeo y el volumen total a desagüar.

 

Solución

 

Vol agua acum = π * 1.52 * 60 m = 424.12 m3

 

Como el volumen de la bomba es de 3 m3/hora y el caudal de filtración es de 1.60 m3/hora, quiere decir que teóricamente la bomba desagüará :

1.40 m3/hora del agua acumulada

1.60 m3/hora del agua de filtración

luego, el TIEMPO que demorará en desagüar el pique será de:

 

424.12 m3/1.40 m3/hora = 302.94 horas del agua acumulada y de filtración.

 

302.94 horas/24 hora/día = 12.62 días

 

El VOLUMEN total a desagüar en ese tiempo será de:

 

acumulado 424.12 m3

filtración 1.60 m3/hora * 302.94 hora = 484.70 m3

TOTAL 908.82 m3

 

   

VIII.- CORRIENTE ELECTRICA

a.- Definición

Es el paso de la electricidad (forma de energía) de un punto a otro por medio de un conductor, cuando entre ambos puntos existe una diferencia de potencial.Dos cuerpos cargados de igual clase de electricidad se repelen al ser aproximados uno al otro. Se atraen si uno de ellos es negativo y el otro positivo.La corriente eléctrica se manifiesta por los siguientes fenómenos:•El conductor atravesado por corriente electríca desprende calor.•La corriente eléctrica produce en torno al conductor un campo magnético.La energía eléctrica se utiliza en las diferentes labores mineras para accionar maquinas de movimiento rotativo (izaje, bombas, cable carril, LHD, ventiladores, fajas transportadoras, locomotoras, puertas, comunicaciones, etc.)

Electricidad

Es una forma de energía. Se produce cuando se frotan entre sí dos cuerpos, o por otras causas y manifiesta su acción por fenómenos meca´cinos (atracciones, repulsiones), luminosos (emisión de chispas), fisiológicos (conmociones nerviosas) y químicos (descomposición de ciertos cuerpos).

Corriente Alterna (Altern current, AC): Es aquella en que el sentido del movimiento de las cargas o electrones se invierten periódicamente, o sea que un mismo polo es positivo, negativo, positivo, y así sucesivamente, a un ritmo de 100 a 120 veces por segundo.

Es generado por un alternador. Los efectos magnéticos y químicos de la AC no son constantes. Sus efectos calóricos si son constantes.

No sirven para los procesos de electrólisis (descomposición química de compuestos líquidos al pasar por ellos una corriente contínua).

Los motores electrodomésticos y las lámparas de incandescencia funcionan con AC o corriente contínua.

Corriente Contínua: O directa (Direct current, DC), es aquella en que la dirección o polaridad de la corriente es siempre la misma y surte efectos constantes.

Uno de los conductores transporta siempre la energía hacia el lugar requerido (polo positivo) y el otro hacia el generador (polo negativo), cerrando el circuito de alimentación.

Es generado por un Dínamo. En minería se usa para el accionamiento de locomotoras de trolley y para la carga de baterías.

Acumuladores eléctricos: Pueden ser considerados como una pila reversible, o sea capaz de recargarse un número indefinido de veces por un fenómeno contrario al de la descarga. Son aparatos o instalaciones apropiadas para acumular energía eléctrica con objeto de cederla posteriormente.

Los acumuladores mas usados son:

 

Acumuladores de plomo o ácido.- Cada uno de sus elementos consisten en dos placas de plomo que se bañan en una solución de ácido sulfúrico de densidad comprendida entre 24 y 28 grados BAUME (areómetro, instrumento cuya mayor o menor flotabilidad en un líquido depende de la densidad de éste y que convenientemente graduado, permite medir no solamente la densidad, si no también el grado de concentración de la dilución). Cuando estas placas se conectan con los polos de un manantial de corriente continua la placa positiva absorve oxígeno y se forma en ella peróxido de plomo, mientras que la negativa recibe hidrógeno que elimina el oxígeno por reducción, quedando solamente plomo esponjoso.

Ambas placas al tener el mismo revestimiento químico (sulfato), no tienen cambio de corriente entre ellas.

Un acumulador simple da una corriente de 2 voltios. La corriente utilizable solo representa de 60 a 70 % de la energía gastada en cargarlo. Fig. No.1

 

Acumulador de ferroníquel o alcalino.- Las placas positivas son de níquel y las negativas de cadmio y hierro, y el electrolito es una solución de potasa. Estos acumuladores son mucho menos pesados y voluminosos y requieren pocos cuidados. Su tensión es de solo 1.25 voltios por elemento y la energía recuperable es superior a la que dan los acumuladores de plomo. Fig. No.2.

Generador, generatriz

Es un aparato productor de energía eléctrica por transformación de otra fuente de energía. El alternador (corriente alterna) y el dínamo (corriente contínua) son los principales generadores de corriente eléctrica.

 

b.- Obtención de la energía eléctrica 

La electricidad se obtiene en las CENTRALES ELECTRICAS, por medio de generadores que aprovechan la forma de energía requerida. Toda central hidroeléctrica consta de un manantial de energía, aparatos motores (ejemplos turbinas), alternadores y una estación transformadora que eleva la tensión de la corriente para facilitar su transporte.

 

Central Hidráulica o Hidroeléctrica.- En estas centrales se aprovecha la energía cinética del agua dejándola caer sobre los alabes de una turbina hidráulica.

Existen tres tipos principales de turbinas hidráulicas Las de PELTON para saltos muy grandes (de 200 a cerca de 2,000 metros), funciona con agua a elevada presión que desciende por conducciones forzadas sobre los alabes o paletas en forma de concha.

Las de FRANCIS para alturas menores de 200 metros.

Las de KAPLAN para saltos de 5 a 15 metros.

 

Central Eólica.- Se funda en el mismo principio de los molinos de viento. Consiste en un aerogenerador (generador de energía eléctrica constituido por un aeromotor o turbina de viento acoplada con un dinamo o alternador) cuya energía es proporcional al cubo de la velocidad del viento. Por consiguiente, solo es practico cuando la velocidad del viento es superior a 20 km/hora y sopla con regularidad.

 

Central Geotérmica.- Es una central térmica movida por los vapores subterráneos de las regiones volcánicas; los vapores se captan con tuberías y se inyectan directamente en las turbinas a temperaturas de 200 ºC.

 

Central Heliotérmica.- Aprovecha la energía solar.

 

Central Térmica.- Produce energía eléctrica a partir de la energía calorífica desprendida por la combustión de carbón, gas, aceite u otros combustibles.

 

Central Mareotríz.- Es una central hidráulica movida por el agua de mar en zonas de mareas bastante grandes.

 

Central Nuclear.- Es una central térmica en la cual el calor necesario para vaporizar el agua proviene de la desintegración de los átomos de Uranio en un reactor nuclear (aparato o instalación en la cual se desintegra en cadena una materia fisil – puede experimentar la fisión o rotura-).

 

Energía solar.- Que se convierte con fotopilas o pilas solares

 

Radiactividad.- Utilizando isótopos radiactivos dispuestos en el seno de un bloque de molibdeno.

 

c.- Redes de distribución 

El objeto de las redes eléctricas es la distribución de la energía procedente de las centrales productoras, que pueden estar emplazadas en el mismo lugar de utilización, o en otros muy distantes, en cuyo caso es conducida hasta el centro consumidor por largas líneas de transporte. El conjunto de las distintas líneas unidas entre sí forman un sistema de MALLAS O REDES DE DISTRIBUCION.

Las redes de distribución pueden ser de alta y de baja tensión (1000 a 220000 voltios y 110 a 500 voltios respectivamente ).

Las redes de distribución pueden ser aéreas o subterráneas. Figs. Nos. 3 y 4.

Las redes de distribución pueden ser de alta y de baja tensión (1000 a 220000 voltios y 110 a 500 voltios respectivamente ).

Las redes de distribución pueden ser aéreas o subterráneas. Figs. Nos. 3 y 4.

c.1.- Distribución de Energía Eléctrica en el Interior de una Mina

 

La energía eléctrica es conducida al interior de la mina en forma de corriente trifásica de alta tensión a 5000 o 6000 voltios, algunas veces también de 2000 voltios.

En las estaciones locales o de transformación se reduce la alta tensión a baja tensión, mediante transformadores. Para baja tensión se utiliza actualmente casi exclusivamente la de 440 v. Fig. No. 3.

 

c.2.- Puesta a Tierra

 

O toma de tierra, puede ejecutarse introduciendo en el terreno planchas de hierro o cobre estañado, a las cuales se suelda el conductor unido al neutro de la red. Pero el mejor procedimiento para obtener buenas tierras es emplear tubos de hierro galvanizado de 30 a 50 milímetros de diametro, y de una longitud de 2 a 2.5 metros que se introduce en el terreno, dejando al exterior unos 20 centimetros y evitando que entre tierra en su interior. En terrenos poco humedos se llena el tubo de sal y se vierte en él agua, hasta que se disuelva.

 

c.3.- Cables eléctricos en mina

 

Los únicos metales empleados en la fabricación de conductores para las distribuciones eléctricas son el cobre y el aluminio.

El cable eléctrico de mina está destinado al transporte de la energía, y debe para ello satisfacer a los muchos imperativos que impone la explotación. Citaremos entre otros:

La resistencia a la humedad o al agua de la mina, especialmente en los pozos.

La resistencia a los choques accidentales: caída de piedras, derrumbes, voladuras, etc.

La resistencia al desgaste, a la tracción y al enrrollamiento/desenrrollamiento repetidos.

 

c.3.1.- Clasificación de los Cables de Mina

 

Se clasifican en:

Cables Armados, en instalaciones fijas y permanentes, al contar con una armadura metálica-

Cables Semiflexibles, para instalaciones eléctricas semimóviles y de corta duración (winches, ventiladores secundarios y auxiliares, etc.).

Cables Móviles, es decir que debe soportar movimientos bruscos permanentemente como enrollado/desenrollado de los LHD eléctricos.

 

Según INDECO, los cables para minería según uso y tipo de explotación son como siguen: Fig. No. 5.

USOS TAJO ABIERO SUBTERRÁNEO

Instalaciones fijas N2XSYN2XSEYNSXSEBY

N2XSYN2XSEYNSXSEBY

Instalaciones portátiles SHD N2XSYN2XSEY

Palas SHD – GC

LHD, Jumbos de perforación

W, G, G-GC W, G, G-GC, NPT

Según CEPER, para uso móvil: desde 2,000 a 15,000 voltios (tipo W, G-GC, SHD-GC, etc.)Para instalaciones fijas: desde 5,000a 15,000 voltios (tipo MP-GC)

d.- Cálculos de Consumo de Energía Eléctrica en un Asiento Minero

 d.1.- Consideraciones:

Se tiene en cuenta las áreas que requerirán energía eléctrica (Mina, Planta Concentradora, Area industrial, Campamentos), considerando la cota de trabajo, las maquinarias eléctricas (HP), el voltaje, la eficiencia del motor, las horas/día y días/mes de trabajo, entre otras, para los cálculos correspondientes.

Iluminación de Areas Techadas.- Se determinan las superficies techadas que requeriran energía eléctrica para su funcionamiento, tanto de mina, planta concentradora, area industrial y campamentos (viviendas).

Según el código eléctrico del Perú, se requiere 20 Watt/m2 de área techada en las oficinas de trabajo y 30 Watt/m2 de área techada en las viviendas, comedores hoteles, escuelas hospitales, etc.

Artefactos Electricos.- A la potencia eléctrica (P) y al Consumo (KWH/MES) se les agrega empíricamente 5% por este concepto, por los equipos eléctricos domésticos e industriales.

Pérdidas de Distribución.- A la sumatoria Potencia Eléctrica (P) y al consumo/mes requerido (KWH/MES requeridos), se les agrega empiricamente 1% por este concepto, a fin de obtener P total y KWH/MES total respectivamente.

 

d.2.- Procedimiento convencional

En cada Area, se agrupan las maquinarias que tienen iguales voltajes, eficiencias, hora/día y día/mes, a fin de evitar el cálculo individual de ellas. De no ser posible lo anterior, se efectuarán los cálculos para cada máquina. Se hallarán HP Corregida, I, P y Consumo.

Se calculan los requerimientos para áreas techadas.

Se suman las Potencias y Consumos hallados.

A la suma anterior se incrementa 5 % por artefactos electrodomésticos

A la suma anterior se incrementa 30 % por artefactos eléctricos (sólo para Area Industrial)

Al resultado anterior se le incrementa 1 % por Pérdida de Distribución de energía eléctrica, obteniéndose así los requerimientos totales.

Serán necesarias las siguientes fórmulas:

 

Intensidad para motores eléctricos I = W/V = (HP * 0.746 * 1000)/V; Amp

Intensidad para áreas techadas I = (m2 * Watt/m2)/V; amp

Potencia P = (√3 * cos δ * V * I * e ) /1000; KW

Consumo de energía eléctrica

KWH/mes = P * hora/dia * dia/mes; kWH/mes

Donde:

I = Intensidad de una corriente eléctrica expresada en amperios.

 

W = Watt, nombre de vatio en la terminología internacional. Es una unidad de potencia cuyo símbolo es W.

V = Voltio, unidad de fuerza electromotriz, equivale a la tensión o diferencia de potencia existente entre dos puntos de un conductor por el cual pasa una corriente de un amperio cuando la potencia disipada entre los mismos es de un vatio.

HP = Unidad de potencia inglesa que equivale a 1.00138 * cv.

P = Potencia engendrada o absorvida, que se expresa en vatios y es igual al producto de la tensión (en voltios) por la intensidad (en amperios); Kw

Cos δ = Parámetro que es igual a 0.87, de acuerdo al Código Eléctrico del Perú.

e = Eficiencia del motor que oscila entre 0.85 y 0.95.

KWH= Cantidad de energía eléctrica consumida por hora.

d.3.- Ejemplo: Requerimientos de energía eléctrica para Area Mina (3,620 m.s.n.m.)

 

MAQUINARIA CANTIDAD HP c/u V e % HORA/DIA DIAS/MES

Bombas de agua 1 50 440 90 12 26

Winche 3 tamboras 1 30 440 90 12 26

Winche 2 tamboras 1 25 440 90 12 26

Locomotora de trolley 1 20 440 90 16 26

Motor winche izaje 1 300 440 90 16 26

Motor cable carril 1 50 440 90 16 26

Scooptram eléctrico 1 40 440 90 18 26

Compresoras estac. 1 150 440 90 20 26

Ventilador axial 1 75 440 90 24 30

Ventilador axial 1 48 440 90 24 30

Ventilador axial 1 10 440 90 24 30

Ventilador axial 1 60 440 90 24 30

Area 1545 m2 -- 220 -- 16 26

Desarrollo

1.- Maquinarias

Bombas de agua y winches

 

HP correg = 105 – (105 * 0.362) = 67

I = (67 * 0.746 * 1000)/440 = 114 amp

P = (√3 * 0.87 * 440 * 114 * 0.9)/1000 = 68 KW

KWH/MES = 68 * 12 * 26 = 21,216 KWH/MES

 

Locomotoras, motor winche izaje y motor cable carril

HP correg = 370 – (370 * 0.362) = 236

I = (236 * 0746 * 1000)/440 = 44 amp

P = (√3 * 0.87 * 440 * 0.9)/1000 = 239 KW

KWH/MES = 239 * 16 * 26 99,424 KWH/MES

Scooptram eléctrico

HP correg = 40 – (40 * 0362) = 26

I = (26 * 0,746 * 1000)/440 = 44 amp

P = (√3 * 0.87 * 440 * 44 * 0.9)/1000 = 26 KW

KWH/MES = 26 * 18 * 26 = 12,168 KWH/MES

Compresora estacionaria

HP correg = 150 – (150 * 0362) = 96

I = (96 * 0.746 * 1000)/440 = 163 amp

P = (√3 * 0.87 * 440 * 163 * 0.9)/1000 = 97 KW

KWH/MES = 97 * 24 * 26 = 60,528 KWH/MES

Ventiladores

HP correg = 193 – (190 * 0.362) = 123

I = (123 * .0.746 * 1000)/440 = 209 amp

P = (√3 * 0.87 * 440 * 209 * 0.9)/1000 = 125 KW

KWH/MES = 125 * 24 * 30 = 90,000 KWH/MES

2.- Area techada a iluminar

I = (1545 * 20 )/220 = 141 amp

P = (√3 * 0.87 * 220 * 141 * 0.9)/1000 = 42 KW

KWH/MES = 42 * 16 * 26 = 17,472 KWH/MES

Suma de cantidades halladas:

 

P (KW ) KWH/MES

Bombas de agua, winche 68 21,216

Locomotora, motor winche izaje, motor cable carril 239 99,424

Scooptram eléctrico 26 12,168

Compresora estacionaria 97 60,528

Ventiladores 125 90,000

Area techada 42 17,472

SUB TOTAL 597 300,808

3.- Incremento 5 % por artefactos eléctricos 30 15,040

SUB TOTAL 627 315,848

4.- Incremento 1 % por pérdida de distribución 6 3,159

TOTAL REQUERIMIENTOS AREA MINA 633 319,007

 

SIGUIENDO SIMILAR PROCEDIMIENTO, SE HALLARAN LOS REQUERIMIENTOS DE ENERGIA ELECTRICA PARA PLANTA CONCENTRADORA, TALLERES Y CAMPAMENTOS.

 e.- Cálculo de costos de energía eléctrica

 

Datos:

REQUERIMIENTOS VIDA UTIL COSTO TOTAL MES $

6 grupos electrógenos PAXMAN de 1135 HP

y 628 KW c/u de potencia instalada 240 21000

 

3 bancos de transformación que abastecen a

transformadores aéreos de mina, planta con-

centradora, Area industrial y Campamentos 240 8000

 

4 depósitos de petróleo ( tanques de fierro de

5500 galones de capacidad c/u con tuberías

de fierro para alimentación y accesorios e

instalaciones 240 3000

3 kilómetros de conductores de alta y baja

tensión, armados, semiflexibles y flexibles e

instalaciones 240 24000

 

20 torres y postes diferentes tipos y materiales

e instalaciones 240 96000

 

1 casa de fuerza (Sala generadores, talleres,

oficina, SH, vestuario, patio de transformación,

instalaciones). 240 12000

 

117,000 gln/mes de petróleo 1 140040

 

Sueldos y salarios:

1 jefe planta 1 360

1 Sobrestante 1 240

12 Maestros y oficiales 1 2160

tasa de interés 2 % mensual

 

Se obtiene el costo de propiedad y de operación de los grupos electrógenos, bancos de transformación, depósitos de petróleo y torres.

 

Cálculos:

Se obtiene el costo de operación de Casa de Fuerza, combustibles y salarios (ver texto Maquinaria Minera Capitulo Costos, del mismo autor).

 

 

Grupos electrógenos

A = 423.6557 $/mes

D = 70.0000

RyMO = 87.5000

Bancos de Transformación

A = 161.3927

D = 26.6667

RyMO = 33.3333

Depósitos de Petróleo

A = 60.5222

D = 10.0000

RyMO = 12.5000

Conductores

A = 484.1780

D = 80.0000

RyMO = 100.0000

Torres y Postes

A = 1936.7118

D = 320.0000

RyMO = 400.0000

Casa de Fuerza = 50.0000

Petróleo = 140040.0000

Sueldos y Salarios:

Jefe General = 656.1360

Sobrestante = 437.4240

Oficiales, Maestros = 3936.8160

SUBTOTAL 149326.8364 $/mes

Otros (10%) = 14932.6836

TOTAL = 164259.5200 $/mes

 

Costo/KW = Costo total/potencia

Costo/KW = 164259.52 $/mes / 3794 KW/mes

= 43.30 $/KW

Costo/KWH = Costo Total/Total KWH/MES

Costo/KWH = 164259.52 $/mes / 1687700 KWH/mes

= 0.09733 $/KWH

 

 

 

f.- ReglamentacionesLos artículos 297° al 315° del R.S. e H.M. especifican sobre Electricidad, Instalaciones y Sistemas de

candados y tarjetas de seguridad; los que serán leídos y comentados en clase.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

IX.- SOSTENIMIENTO

a.- IntroducciónLas rocas presentes en el seno de la corteza terrestre se hallan en estado de tenso equilibrio debido a la presión ejercida sobre cada partícula de roca por las masas circundantes. Debido as la ausencia de espacios libres en el interior del macizo, las rocas no pueden desplazarse, flexionarse ni cambiar su forma.Al excavarse una labor en un maciozo rocoso, las rocas circundantes tienden a pasar a un estado de equilibrio nuevo, sufriendo deformaciones; estas tensiones o fuerzas engendradas macizo rocoso reciben el nombre de “presión de la roca”.Según la obra Excavación y Sotenimniento de Túneles en Rocas de Nerio Robles (Octubre 1994), en todo macizo rocoso inalterado, existe un campo de esfuerzos originado por el peso de la roca suprayanecte; este campo sufre modificaciones al producirse la excavación subterránea.Durante la excavación, estos esfuerzos verticales son variables con el tiempo y la posición, por lo que es casi imposible la medición de sus dimensiones e intensidades. Considera que estos esfuerzos verticales son el producto del peso de la roca por la altura de profundidad.

De acuerdo al II Conversatorio Sobre Minería Sin Rieles (Abril de 1984) normalmente la Fuerza Vertical o Carga que actúa contra la roca in situ, dado en lb/pulg2, está dada por el peso del terreno suprayecente (estimado en 1 lb/pulg2 por cada metro de profundidad)multiplicado por la profundiodad y por un Factor de Seguridad (que oscila entre 1 y 14).

 

Fuerza vertical o Carga = 1 lb/pulg2 * Profundidad * Factor Seguridad

 

Ejemplo: Profundidad de la mina 300 m

Factor de Seguridad 4

Solución = 1200 lb/pulg2.

 

V. Vidal en su obra Explotación de Minas Tomo I, pág. 339, obtiene esta Carga relacionando la densidad de la carga suprayacente por la profundidad y éstos, divididos por una constante 10, en lb/pulg2

 

Carga = (Densidad * Profundidad)/10; lb/pulg2

 

Para una sección reducida y de poca profundidad, la apertura e efectúa sin mayor sostenimiento artifical, tan solo dándole al techo la forma abovedada con lo que se consigue trasladar a las cajas gran parte de los esfuerzos verticales

soportados antes de la rotura. Por encima de su límite se producirá la fractura de la roca y el hundimiento, lo que popdrá evitarse mediante sostenimiento artificial.

 

 

 

 

b.- Concepto de Sostenimiento Fig. No. 1

 O Entibación (fortificación), es el conjunto de procedimientos que permiten

contener artificialmente y sin mayores alteraciones los vacíos creados pòr las actividades mineras durante el tiempo que sea necesario. Para el efecto se utilizan diferentes tipos de estructuras que trabajan como soporte o como refuerzo del auto sostenimiento.

Los materiales utilizados para ello son:

Roca in situ o fragmentada (pilares, vigas, puentes, pircas, etc.)

Madera (cuadros, puntales, pilares, etc.)

Fierro (perno de anclaje, arcos o cerchas, bastidores, etc.)

Concreto y sus combinaciones

c.- Sostenimiento con Roca in situ: Pilares

Un estudio del comportamiento de los pilares comprende las siguientes etapas:

1.- Determinar la Carga Vertical que soporta

2.- Calcular la resistencia del pilar, efectuando pruebas de laboratorio (resistencia a la compresión de probetas cúbicas de roca en estudio):

Resist. Pilar = (k * a1/2)/h; lb/pulg2

Donde:

k = Coef. para cada tipo de roca; lb/pulg2

= R * Xarista de probeta

A = Ancho mínimo del pilar; pulgadas

R = Resistencia compresiva de la probeta 20,000 lb/pulg2

Arista de la probeta = Es uno de los lados de la probeta; pulgs.

 Ejemplo:

Altura del pilar 18 pies (216 pulg)

Ancho mínimo del pilar 12 pies (144 pulgadas)

Profundidad del manto 300 metros

Margen de seguridad 4

Resistencia compresiva de la probeta 20,000 lb/pulg2

Arista de la probeta 1.42 pulgs

 

Solución:

Carga vertical = 1 * 300 * 4 = 1,200 lb/pulg2

k = 20,000 * (1.42)1/2 = 23,833 lb/pulg2

Resist. del pilar = (23,000 * X1.42)/216 = 1,324 lb/pulg2

Significa que la resistencia del pilar es superior a la carga vertical, es decir soportará el techo sin mayor dificultad.

3.- Analizar las reacciones del techo y piso ante el trabajo de contención del pilar

Para una misma altura de pilares, el de mayor sección será más resistente.

Para una misma sección del pilar, el más bajo será más resistente.

El radio de separación entre pilares va de 20 a 30 pies.

La luz máxima de la cámara entre pilraes, es generalmente el doble del ancho medio de los pilares.

SE ADJUNTA TABLA: COEF

d.- Sostenimiento con madera

 Según muchos investigadores, la presión en una zona de perturabación tiene

la forma de una bóveda que incide sobre la labor aperturada o sobre el sostenimiento de madera. Para los cálculos de estas presiones se utilizan diferentes procedimientos, siendo la más usual la de M. Protodiakonov (Fig. No. 2) :

 

P = (4/3 * d * a2)/f

Donde:

P = Presión ejercida del terreno sobre un metro lineal de galería sin sostenimiento; ton/m

d = Peso volumétrico de la roca; se toma de la Tabla CARACTERISTICAS FISICAS Y ESTRUCTURALES DE ALGUNAS ROCAS, adjunto; ton/m3

a= Mitad del ancho de la galería; m

f = Coeficiente de dureza. Se obtiene de la Tabla COEFICIENTE DE DUREZA (f), CARACTERISTICAS FISICAS, ESFUERZOS DE SEGURIDAD adjunta .

 

Aplicación

Calcular la presión sobre un metro lineal de galería sin sostenimiento, de una galería de 2.10 m de ancho y 2.30 m de altura, cuya roca es un granito.

 

Solución

P = (4/3 * 2,75 * 2.102)/15 = 3.23 ton/m

 

d.1.- Características de la madera

 

Da señales visuales y audibles antes de que falle completamente

La humedad y los hongos disminuyen su resistencia

Se compone de 45 a 50 % de celulosa (polisacárido que forma fibras), de 20 a 25 % de lignina (sustancia gelatinos que une las paredes de las células) y 20 % de agua y otros materiales

Puede ser “curado”, es decir tratado con sustancias adecuadas a fin de disminuir la putrefacción (alquitrán de hulla, cloruro de zinc, cerosota, etc.) sea por inmersión, pulverización, impregnación a presión, etc.

d.2.- Resistencia de la madera

En las minas, la madera puede estar sujeta a esfuerzos de tensión, pandeo(flambeo), flexión, cizallamiento o corte y principalmente a la compresión. Se adjunta Tabla ESFUERZOS DE SEGURIDAD EN LAS CONSTRUCCIONES DE MADERA.

 

 

 

d.3.- Selección de diámetros de Poste y Sombrero de un cuadro

Para hallar el área transversal de la madera, en forma empírica se usa la siguiente fórmula:

 

D = 0.117 * L * (d/es)1/3

Donde:

D = Diámetro del redondo; cm

L = Longitud del redondo; cm

D = distancia entre cuadros; cm

Es = Esfuerzo de Seguridad. Tabla ESFUERZOS DE SEGURIDAD EN LAS CONSTRUCCIONES DE MADERA, adjunto.

 

Ejercicio

Hallar el diámetro del poste para los parámetros:

Ancho medio del túnel 1.90 m

Distancia entre cuadros 0.80, 1.00, 1.20 y 1.50 m

Esfuerzo de seguridad para madera eucalipto 130 kg/cm2

 

Solución

Para distancia entre cuadros de 0.80 m:

D = 0.117 * 190 * (100/130)1/3 = 18.91 cm

 

Para distancia entre cuadros de 1.00 m:

D = 0.117 * 190 * (100/130)1/3 = 20 cm

 

Para distancia entre cadros de 1.20 m:

D = 0.117 * 190 * (120/130)1/3 = 21.65 cm

 

Para distancia entre cadros de 1.50 m:

D = 0.117 * 190 * (150/130)1/3 = 25.65 cm

 

Estos resultados nos indican que es conveniente una separación entre cuadros de 1.00 m, ya que se requerirá diámetros de redondos de 8 pulgadas (20 cm).

d.4.- Componentes de los cuadros de madera Figs. Nos. 3 a 6

 

Todo cuadro normal está compuesto por postes, sombrero y tirantes; puede tener los topes debajo del sombrero, entre postes (que reemplaza a los destajes) Se usa la solera cuando el terreno presenta empujes del piso; sobre sombreros; puente.

 

Como componentes auxiliares se cuentan los bloques, cuñas.

Existen cuadros cojos, marchaventes.

 

 

 

 

 

D.5 CHUTE

D.5.1. CARACTERÍSTICAS

Utiliza el principio de acarreo por gravedad, el material fragmentado se desplaza libremente por el conducto o chimenea o coladero u OP o WP, depositándose en la tolva o Hopper o buzón para luego ser cargados a los carros mineros o metaleros, volquetes, etc. o depositándose en galerías de extracción o Draw point, desde donde serán transportados por otros medios.

Prácticamente se usa en la mayoría de los métodos de minado subterráneo, estando ubicado en el Tajeo y en comunicación con las galerías o cruceros, al lado del camino de escaleras o fuera de la labor (en una de las cajas) Fig.1

D.5.2. TIPOS DE CHUTES

1.- ATENDIENDO A SU INCLINACIÓN

1.A.- VERTICAL: Caída libre a través del echadero en vetas verticales o en cuerpos. Fig. No. 2

1.B.- INCLINADO: Siguen el buzamiento del mineral ( vetas inclinadas ) Pueden estar conformados con estructuras inclinadas o normales, "con jale" o "en gradines" en este último caso.

2.- ATENDIENDO A SUS COMUNICACIONES. Fig. 3

2.A.- De tajeo a nivel inferior inmediato.

2.B.- De tajeo a niveles inferiores.

2.C.- De nivel a nivel. 3.- ATENDIENDO A SU UBICACIÓN

3.A.- Sobre veta.

3.B.- Fuera de veta.

El echadero es aperturado en una de las cajas competentes. La apertura puede ser a medida que avanzan los cortes comunicando con una "Y" o "dedo" al tajeo; en este caso, es el mismo personal de perforación de la labor.

Para ello, se requiere apuntalar y colocar tablas a fin de contar con un piso de perforación en la chimenea. En algunos casos es el mismo mineral que sirve de piso. Son de sección circular, a fin de obtener un mejor autosostenimiento y sin necesidad de utilizar madera u otros elementos.

Por ser trabajos especiales, requiere supervisión constante, equipos de seguridad, ventilación y medidas de seguridad.

Una de las ventajas de esta modalidad es el menor consumo de madera, menor costo de mantenimiento y menor tiempo al no armarse cuadros.

La desventaja es en caso de atoro del material fragmentado que se extrae o en caso de derrumbe de las cajas de la chimenea, por ser lenta, difícil y aún peligrosa la rehabilitación , con los consiguientes retrasos en dicha labor.

D.5.3. PARTES DE UN CHUTE

Normalmente, un chute está constituido por el Echadero o Chimenea o Coladero y por la Tolva o Hopper o Buzón.

En el caso de los Draw point, no tiene tolva; tan solo chimenea.

ECHADERO.- Es un conducto o abertura de forma alargada por donde circula el material roto, por efecto de la gravedad. Puede ser vertical o inclinado.

Los coladeros verticales trabajan mejor y duran más, por el mínimo rozamiento del mineral con las paredes. Los echaderos inclinados y mayormente "con jale" requieren continuo mantenimiento, por el mayor desgaste de sus elementos.

TIPOS DE ECHADEROS. (Fig. 6)

1.- ATENDIENDO A LA FORMA:

Cuadrada ( cubos )

Rectangular ( paralelepípedo )

Circular ( cilíndrico ) de metal o concreto.

Poligonal ( prisma regular ) de concreto.

2.- ATENDIENDO AL MATERIAL DE SU CONSTRUCCIÓN

Roca in situ.

Enmaderado con cuadros normales, encribados o con puntales en línea.

Metálicos.

Concreto, que puede ser pre-fabricado.

D.5.4. ELEMENTOS DE UN CHUTE (Fig. 8y9)

CUBICACIÓN DE MADERA

La unidad de medida de la madera es el f.b.m. ( foot board measure, medida de una tabla en pies ) que equivale a 1 pie cuadrado, es decir una tabla de 1 pulgada de espesor por 1 pie de lado ( 12 pulgadas de lado ). f.b.m. = 1 pulg * 1 pie * 1 pie = 1 pulg * 12 pulg * 12 pulg = 144 pulg3 = 144 pulg2 ( por conversión ) = 1 pie2 ( por conversión )

Se ha normalizado que la cubicación de la madera está expresada en medida de superficie ( pie2 o equivalentes ).

CUBICACIÓN DE UNA PIEZA CILÍNDRICA ( redondos ) V = ( ã * r2 * L )/12

donde:

V = Volumen de madera ; pie2 r = Radio ; pulgadas L = Longitud de la madera; pies

Ejemplo: Cubicar un redondo de 8" í * 10 pies de longitud

V = ( ã * l6 * 10 )/12 = 41.89 pie2

CUBICACIÓN DE UNA PIEZA ESCUADRADA V = ( e * a * L )/12

donde:

e = espesor de la madera; pulgadas a = ancho de la madera; pulgadas L = longitud de la madera; pies

Ejemplo: Cubicar una pieza escuadrada de 3" * 6" * 10‘

V = ( 3 * 6 * 10 )/12 = 15 pie2

CUBICACIÓN DE UNA PIEZA CÓNICA

V = ( ã * D * d * L )/(48)

donde:

D = Diámetro mayor; pulgadas d = Diámetro menor; pulgadas L = Longitud de la madera; pies

Ejemplo: Cubicar una pieza de madera cónica de:

D = 9“ d = 8“ L = 10‘ V = 47.12 pie2

REQUERIMIENTOS DE MADERA PARA ECHADERO-CAMINO: - 6 postes. - 6 sombreros. - 8 tirantes. - Tablas para forrado. - Listones para forrado. - Tablas para enrejado. - Puntales.

TIEMPO DE ARMADO:

6 guardias promedio (Maestro enmaderador y Ayudante, contando con la madera necesaria al pie del tajeo, en la galería).

Nota: En todo caso, requiere diseñar los elementos de la estructura.

Cada estudiante deberá diseñar y cubicar la madera necesaria para armar un cuadro echadero-camino.

D.5.5. TOLVA (Figs. 10 y 11)

Consiste en un canal fijado tanto a la base como a los costados (alas) del cuadro ( s ) que le sirven de apoyo y cuenta con una compuerta para regular la salida del material roto que contiene.

El diseño de una tolva varía prácticamente para cada mina, de acuerdo a características propias como son:

- Angulo de inclinación de la base. - Tamaño y humedad del material roto. - Dimensiones de los carros metaleros.

- Tipos de carros metaleros. - Sección de la galería. - Facilidades de abastecimiento de madera. - Vida útil del Tajeo. - Tipo y período de mantenimiento. - Costos, etc.

PRINCIPIOS BÁSICOS PARA LA CONSTRUCCIÓN DE TOLVAS

1.- Fuerza ejercida por el peso del mineral sobre el buzón:

La tolva soporta una fuerza ejercida por el mineral y se encuentra en función a la sección del echadero y peso específico; empíricamente se obtiene:

Fuerza = A * 2.5L * p.e.; TM

donde:

A = Área del echadero; m2 L = Altura del mineral roto; m p.e. = Peso específico del mineral

Ejemplo: Hallar la fuerza ejercida por el mineral roto sobre el buzón, en base a las siguientes características:

Sección de los cuadros = 1.50 m

Altura del mineral roto = 5 m

Peso específico del mineral = 3

Fuerza = ( 1.50 * 1.50 ) * 2.5 * 5 * 3 = 84.38 TM

Si diseñamos una tolva que soporte este peso directamente sobre la base y alas sin mayor refuerzo, su vida útil sería muy corta o costosa por el mantenimiento-reparación continuos.

Por consiguiente, la ubicación del echadero y tolva debe ser de tal manera que este peso sea soportado por el mismo terreno in situ ( caja ) o rellenado expresamente, es decir los cuadros del echadero deben estar ubicados en la caja ( a un costado ). Es recomendable que siempre debe contener una camada de material roto, a fin que soporte mejor la fuerza ejercida por la caída directa.

2.- Flujo del mineral a través del echadero:

Debido al empuje L, el mineral pasa del echadero de sección A-a la tolva con sección menor B debiendo cambiar de dirección ( ángulo í ); este cambio de dirección y de sección, además de la fricción del mineral con la base y alas del buzón, disminuye el empuje L y es controlado por la compuerta.

NORMAS PARA LA CONSTRUCCIÓN DE TOLVAS

1.- Espacio Jeta y altura del carro:

- Debe ser de 6 a 8 pulgadas.- Similar espacio debe existir entre el punto A de la jeta y el borde B del carro metalero. Ambos, con el fin de evitar que el mineral caiga al piso y que rocen, respectivamente.

2.- Dimensiones del Canal o Buzón:

- Ancho: 1/2 de la longitud exterior del carro minero.- Altura: 3/4 del ancho del canal. Si fuera menor, se correría el riesgo de continuos atraques del material.

3.- Inclinación de la base de la tolva:- 35° a 50°, dependiendo de la humedad, granulometría y peso específico del mineral roto. Fuera de estos límites, el material no corre o lo hace con demasiada velocidad.

4.- Diseño:- Debe ser simple y con el menor número de piezas de modo que el reemplazo de cualquiera de ellas pueda ser cómodo y rápido.

5.- Operable:- Es decir, de fácil operación , sin efectuar esfuerzos o procedimientos anormales, especialmente de las compuertas de madera ( chalecos ).

6.- Costo:- El costo de construcción así como el de mantenimiento y reparación debe ser económico.

7.- Espacios aledaños:- El espacio debe ser apropiado para no interferir los movimientos del operador.

Esto significa que necesariamente se debe realizar un ensanche de la sección, por lo menos en el espacio ocupado por el echadero-camino. Se debe tener en cuenta los siguientes espaciamientos empíricos: Altura libre de la galería 1.70 m mínimo Base plataforma carguío 0.20 m Altura libre para operador 1.60 m mínimo Altura de la galería 3.50 m

8.- Cortina:- Toda tolva debe contar con su cortina metálica tipo escotilla, de modo trabaje cuando se carga mineral al carro, evitando que el material rebalse por el lateral del carro. Concluido el carguío del convoy, se debe asegurar en el pin de la plataforma a fin de evitar accidentes por choque con la cortina, si quedase en posición de trabajo.

9.- Compuertas: - Como su nombre lo indica, son puertas o aditamentos que se deslizan horizontal, inclinada o verticalmente entre ranuras o giran sobre un eje y cuya función es detener y regular el paso del mineral de la tolva a los carros mineros.

Desde el punto de vista del material utilizado en su construcción, se pueden clasificar en los tipos: de madera y metálicos. Los de madera son de mayor uso por la simplicidad de su diseño y construcción, bajo costo y de fácil maniobrabilidad ( manual )

COMPUERTAS DE MADERA Fig. 12

Constituidas de tablas que se deslizan verticalmente en guías aseguradas a las alas de la tolva. Se usan dos juegos: una algo atrás y en la parte alta y otra mas adelante, en la parte inferior que cubren todo el rea del canal de la tolva. Se debe tener cuidado en la colocación de estas compuertas conocidas como chalecos, para que el mineral no rebalse por encima de ellas. Puede usarse una sola compuerta en caso que el mineral sea fino y seco.

COMPUERTAS METÁLICAS Fig. 13

Constituidas por simples planchas metálicas curvadas que giran sobre un eje y accionados manualmente, hasta complejas estructuras que trabajan en forma de guillotina ( de arriba hacia abajo y viceversa, inclinada u horizontal ) y accionados mecánicamente ( mayormente aire comprimido ) con la ayuda de un pistón.

La compuerta metálica simple o manual, debe tener poco peso a fin que el operador pueda hacerla girar sin mucho esfuerzo; ser fuerte, es decir reforzada e instalada apropiadamente de modo que el eje de giro esté a cierta altura de la base del canal y que no oponga demasiada resistencia al levantarla, por su asa o mango. Costo es reducido, durable de fácil manejo e instalación.

El que gire sobre su eje y por su propio peso, al golpear esta compuerta contra el fondo del canal, se consigue desatracar o destrancar el mineral, reemplazando en muchos casos a la barretilla.

El control de la salida del mineral al carro es fácil y el ciclo de llenado es en menor tiempo comparado con le compuerta de madera.

Las compuertas metálicas mecánicas son de diseño complejo y su construcción e instalación requiere de personal calificado, además de tiempo y otros materiales ( concreto, fierro, madera, etc. ). Su costo es elevado y requiere aire comprimido para su accionamiento. La ventaja es que su operación es simple y el ciclo de llenado rápido. Su uso es justificado especialmente en los Ore Pass o Waste Pass, por el gran flujo de transporte en estos chutes.

E) PERNOS DE ROCA, PERNOS DE ANCLAJE

E.1. DEFINICIÓN Y CARACTERÍSTICAS

Es un tipo de sostenimiento activo que consiste en anclar en el interior del taladro una barra de fierro corrugado, tubo, cable, etc. Que aporta una resistencia a la tracción, confinado el macizo rocoso; es decir impiden, atenúan o neutralizan el fenómeno de descompresión de la roca en torno a la excavación, evitando la caída de rocas.

Su aplicación en minería se basa en las siguientes hipótesis (Fig. No. 1):

1.- FORMACIÓN DE UNA VIGA MONOLÍTICA EN ROCA FORMADA POR ESTRATOS DELGADOS

Se aplica a aberturas tabulares horizontales, es decir a techos formados por capas sedimentarias paralelas a la cara libre de la abertura (minería de carbón, depósitos manteados) en que las capas se comportan como vigas que fallan a la flexión por su propio peso y por los esfuerzos horizontales.

La presencia de esfuerzos al corte produce el descascaramiento de la roca en lajas y la caída de ésta. Al caer una laja le quita el sostén a la inmediata interior la cual desarrolla un pequeño desplazamiento; este desplazamiento crea una abertura en donde el aire y/o humedad fomentan la destrucción de la unión intermolecular con una consecuente segunda caída de roca. El ciclo continua hasta provocar un derrumbe total.

El empernado perpendicular o casi perpendicular a estas capas restringe los esfuerzos al corte mediante el aumento de la fricción entre capas y la resistencia al corte de los propios pernos, permitiendo que las capas se comporten como una viga monolítica de espesor igual a la longitud del perno. Aumenta la resistencia a ambos esfuerzos de 5 a 10 veces (madera empernada, 3 a 4 veces).

2.- FORMACIÓN DE UNA ZONA DE COMPRESIÓN NORMAL AL EJE DE LOS PERNOS

Al empernar la cara libre de la roca, el perno se tensiona ocasionando la aplicación de 2 fuerzas colineales iguales y opuestas: una en la plancha en la cara exterior y otra en el anclaje de la barra (tope interior del taladro).

Estas fuerzas causan una presión en la roca entre ellas. Si se colocan otros pernos perpendiculares a la cara de modo que las áreas de compresión se superponen, se creará una franja de compresión contínua que trabajará como una bóveda soportando cargas verticales y horizontales.

El espesor de la capa de compresión se puede diseñar variando la tensión en el perno, la longitud del perno y la luz entre pernos.

En los espacios semitriangulares delimitados por dos curvas y la cara libre, permanecerán esfuerzos tensores los mismos que en muchos casos requieren algún tipo de sostenimiento (perfiles de fierro, malla de alambre de eslabones o electro-soldados, malla con shotcrete, etc.).

E.2. VENTAJAS DE SU USO-Reducen el tiempo de fortificación de la labor.

-Reducen los costos de fortificación.

-No disminuyen el área disponible de las labores.

- No afectan al flujo del aire circulante.

E.3. CONSEJOS PRÁCTICOS PARA EL USO DE PERNOS DE ANCLAJE

Las siguientes reglas empíricas que se utilizaron en la apertura de túneles en las hidroeléctricas Snowy Mountains (Australia), proporcionan un criterio para el diseño del empernado:

- Longitud del perno.

-2 veces mayor que el espaciamiento entre pernos.

- Para túneles con ancho menor de 6 metros, la longitud del perno será la mitad de este ancho.

- También se halla aplicando la fórmula: L = (S * T)/(Ae * π * d) Donde: L = Longitud del perno en cm; S = Factor de seguridad comprendida entre 1.5 y 3; T = Tensión de carga de trabajo en kg; Ae = Adherencia específica en kg/cm2 y d = Diámetro del taladro en cm.

- Espaciamiento máximo entre pernos

- La mitad de la longitud del perno 1.5 veces el ancho de bloques potencialmente inestables. Cuando se emplea mallas, un espaciamiento mínimo de 2 metros.

También se halla aplicando la fórmula:

n = 1/((S * L * P)/(fs * A)) Donde:n = Densidad o número de pernos por metro cuadradoS = Factor de seguridadL = Longitud de la barra; mP = Peso volumétrico de la roca; kg/m3fs = Capacidad de carga de la barra a la tensión de rotura; kg/cm2A = Sección de la barra; cm2

Ejemplo:

Se desea conocer el número de pernos por metro cuadrado, considerando los siguientes factores:- Longitud de los pernos 2.5 m.- Diámetro del perno 1 pulgada.- Peso volumétrico de la roca fracturada 2.3 Ton/m3.- Factor de seguridad 2.- Capacidad de carga de la barra 5,800 kg/cm2.

Solución:

A = 3.1416 * 1.272 = 5.06 cm2

n = 1/((2 * 2.5 * 2,300)/(5,800 * 5.06)) = 2.5 m2

* Es decir, 1 perno por cada 2.50 metros cuadrados.

E.4. TIPOS DE PERNOS DE ROCA:

Generalmente los pernos de roca se agrupan de acuerdo a si trabajan por fricción o por adhesión.

En el primer caso, los pernos resisten las cargas de tensionamiento por fuerzas friccionantes al contacto entre la roca y el perno.

En el segundo caso, resisten los esfuerzos de tensión por pegado del perno a las paredes del taladro con el cemento o resina utilizada.

En el mercado, existen los siguientes pernos de roca:

-Tipo cuña.- Platina de expansión.

- Casquillo expansivo o mariposa.- Tubo de fricción o Split set.- Tubos inflables o Swellex.- Cementados.- Perfobolt.- De inyección de resina.- Anclaje armado o eslingas para rocas.- Rima dowel y Dupa dowel.

E.5. PROCEDIMIENTO DE INSTALACIÓN:

En la instalación de los pernos de roca se realizan 3 operaciones:

PERFORACIÓN DEL TALADRO

Para la perforación se puede usar Jack leg, Stoper, Jumbo, apernadores mecánicos, etc.

Para un perno de 1” de diámetro, el taladro más conveniente debería tener 1¼” en el tope del taladro (fondo); debido a la abrasividad de la roca, el

inserto y el diámetro del barreno integral pierde sus dimensiones; además que los diámetros de un juego de barrenos son diferentes en función a su longitud (patero, seguidor y pasador).

Cuando se perforan con brocas con insertos de carburo de tungsteno, el diámetro de los taladros perforados son uniformes casi en toda su longitud.

La longitud del taladro debe ser aproximadamente 2 pulgadas menor que la longitud del perno de modo que una porción de la rosca se proyecte afuera, se pueda colocar la arandela y tuerca (mitad de la parte roscada debe quedar fuera del taladro).

INTRODUCCIÓN Y PERCUSIÓN DEL PERNO Fig. 2

Se coloca en el perno la arandela y se introduce manual o mecánicamente el perno en el taladro (con la perforadora o con comba).

En caso de martillar con la perforadora, se emplea un ADAPTADOR a fin de que sólo se transmite la percusión; esta percusión se efectúa con la válvula totalmente abierta, hasta que se detenga la inserción.

AJUSTE DE LA TUERCA Fig. 3

Terminado el martilleo se retira el adaptador y se atornilla manualmente la tuerca. Las tuercas pueden ser cuadradas o hexagonales (las hexagonales son más resistentes). Para ajustar la tuerca a un torque determinado se pueden emplear 3 máquinas diferentes:

1.- Llave de torsión manual.2.- Máquinas de torsión neumáticas o hidráulicas.3.- Perforadoras.

Con una presión de aire comprimido de 85 psi puede producir un torque de 300 pie-lbs.

Requiere el uso de adaptadores.

Como todas las perforadoras tienen rotación en sentido contrario a las agujas del reloj, los pernos deber tener ROSCA A LA IZQUIERDA.

Cuando se aplica tensión a un perno (barra) de roca, se debe tener en mente que la tensión inicial más la carga que se presente posteriormente no deben pasar el límite elástico del acero.

El límite elástico de un perno de 1"de diámetro es de 29,000 lbs., pero debido a calidades y variaciones en el diámetro real de la barra (rosca cortada, forjada), puede ser tan baja como 20,000 lbs. Si los pernos son tensionados a 10,000 lbs, quedarían otras 10,000 lbs de margen para resistir una sobrecarga posterior. En la práctica son tensionados de 8,000 a 14,000 lbs.

La tensión que se aplica a un perno se puede calcular aproximadamente del torque que se aplica a la tuerca; la relación torque-tensión está dada por:

Tn = (Tr * 12)/(K * D); lbsDonde: Tn = tensión en la barra; lbs Tr = torque aplicado a la tuerca; pie - lbs K = factor de fricción que depende del estado de la rosca y de la fricción tuerca - arandela, varía entre 0.3 y 0.6 D = Diámetro de la barra, lbs.

Ejemplo: Hallar la tensión en la barra si se aplica un torque de 290 pie-lbs; el factor de fricción es 0.35 y el diámetro de la barra es 1".

Solución = Tn = (290 * 12)/(0.35 * 1) = 9,943 lbs

En la práctica el valor de K varía tan extensamente que hace a la fórmula inaplicable.

El Bureau Of Mines de EE UU ha desarrollado una fórmula empírica que da una relación más real de la relación Tensión-torque:

Tn = (42.5 x Tr) - 1000

Ejemplo: Con los datos anteriores: Tn = (42.5 x 290) - 1000 = 11,325 lbs

Con el ajuste de la tuerca se obtienen 2 resultados:

1.- Fijar a la roca el extremo exterior del perno.

2.- Tensar la barra entre la tuerca y la porción anclada; esta tensión causa una compresión en la roca cuyo efecto es el autosostenimiento, principio que induce los pernos de anclajes en la masa rocosa.

E.5.1.- FACTORES DE SOSTENIMIENTO

La capacidad de un perno de roca para mantenerse firmemente anclado y sostener cargas aplicadas en él depende de diferentes factores como son:

a) Diámetro de la barra.- Normalmente se usan barras de 1" diámetro; el acero resiste cargas a la tensión hasta de 29,000 lbs.

Diámetros menores no se recomiendan en la fabricación pues la ranura (para tipo cuña) debilitaría seriamente su resistencia al horquillamiento; de igual modo, no sería lo suficientemente rígido para transmitir sin pandeo la percusión usada para el anclaje.

Barras de mayor diámetro serían innecesarias porque normalmente la falla en el ancla ocurre con cargas que están por debajo del límite el estático de una barra de 1" de diámetro ( menor de 29,000 lbs). El diámetro ideal es uno que de a la barra una resistencia a la tensión igual a la fuerza de anclaje.

b) Tipo de roca.- Cuando se ancla un perno de roca convencional en roca plástica (filita, lutita, sulfuros, etc.) la roca se deforma en el taladro hasta que el perno llega a su límite de expansión y no se consigue anclar el perno, al no existir compresión roca-perno.

c) Cargas repetidas.- Los pernos de roca reciben cargas dinámicas causadas principalmente por las ondas provenientes de las explosiones; generalmente estas cargas se repiten casi a diario, durante por lo menos la vida del perno de roca. En un perno convencional, si una de estas cargas excede a la resistencia al anclaje, el perno perderá la tensión inicial, dejando de trabajar.

Ocasionalmente se debe volver a aplicar la fuerza de torsión para un reajuste, de modo que los pernos trabajen normalmente.

E.6.- SISTEMAS DE ANCLAJE

E.6.1.- ANCLAJE POR ADHERENCIA

Pernos a base de resina (Figs. Nos. 4 y 5)Fabricados a base de resina de poliéster armada con fibra de vidrio, embebida en un material inerte granular. Para que la resina inicie su fraguado es necesario ponerla en contacto con un catalizador que está incluido en el mismo cartucho que la resina, pero en un compartimiento separado (o en cartucho independiente).

Para que se realice el proceso de fraguado hay que introducir los cartuchos de resina en el taladro en el que se va a anclar el perno. Luego se introduce el perno mediante movimientos de rotación y avance; al llegar al tope del taladro, debe mantenerse la rotación para asegurar la buena mezcla de la resina y el catalizador, hasta que aparezca el mortero por la boca del taladro.

El aspecto crítico es la diferencia entre los diámetros del perno y del taladro en que se va a colocar, que debe ser inferior a 10 mm.

La instalación correcta requiere una mano de obra experta y una supervisión cuidadosa.

Los tubos de inyección se dañan fácilmente durante la instalación y es indispensable hacer una prueba de agua antes de inyectar la lechada.

La tensión de adherencia que se consigue actualmente con los cartuchos de resina comerciales está comprendido entre 4 y 6 MPa.

Es eficaz en la mayor parte de las rocas. El tiempo de fraguado normalmente es de 2 minutos.

PERNOS A BASE DE CEMENTO ( Fig. 6)

Se introducen en el taladro un cartucho hidratante y luego el cartucho de cemento como agente adherente, al que se añaden aditivos para facilitar el proceso de hidratación; luego se introduce la barra mediante percusión.

Es más seguro que el de resina, ya que una vez mezclados el cemento con el agua, el proceso de hidratación no depende del método operativo. Por otro lado, en terrenos de mala calidad, el hecho de introducir el perno a percusión, hace que el anclaje sea de mayor calidad que con resina.

La adherencia que se consigue está comprendida entre 0.5 y 3 MPa. El Tiempo de fraguado es de varias horas. Una variedad es:

Perfobolt (Fig. 7)

Inventado en Escandinavia, ancla varillas de acero en taladros que han sido cargados de concreto en medios tubos perforados y amarrados. El mortero se exprime a presión cuando la varilla o perno se introduce por el centro del tubo.

ETAPAS DE LA OPERACIÓN:

Perforación: Taladros de 5 a 6 pies de longitud, 6 a 7 tal por fila.

Preparación de la Mezcla -Materiales-

- Arena fina, malla 1/8" cemento Portland 1:1.

- Agua, en cantidad tal que la mezcla no rebalse cuando se pone en los canastillos y cuando se introduce en taladros verticales.

- Aditivos, Interplast C que produce una expansión controlada, un alto poder de retención de agua y un incremento en la fluidez de la mezcla. La cantidad de aditivo es 1 libra por 50 libras de cemento.

- Canastillas con agujeros de 1/4 a 3/8" que sirven para contener e introducir la mezcla en el taladro. Es importante que el diámetro del taladro, diámetro de la canastilla y diámetro de la varilla guarden una proporción a fin de asegurar una cantidad suficiente de mezcla y obtener una buena ligazón a lo largo de toda la longitud del mortero.

- Varilla de fierro corrugado con punta a un extremo y rosca en el otro.

Rellenar los canastillas totalmente con la mezcla unirlos con alambres de amarre o pita de yute en 3 sitios (extremos y centro). Introducción de la canastilla en el taladro que previamente ha sido limpiado con una cucharilla; esta introducción es manual procurando, se deslice el mortero. Introducción de la varilla o perno, tan pronto se haya introducido la canastilla en el taladro, en el mortero se introduce la varilla por la punta hasta que queda 3" de la rosca fuera del taladro. Esta operación hace que la mezcla fluya por los agujeros hacia las paredes del taladro, que finalmente adherirán la varilla al taladro. Instalación de los platos de sujeción y tuercas y tensionado de la varilla. Después de 48 horas como mínimo puede crear esfuerzos de tensión-compresión, es decir formando la faja de comprensión continua descrito.

E.6.2.- ANCLAJE POR FRICCIÓN

CON ELEVADA PRESIÓN DE CONTACTO

Pernos con casquillo expansivo o Nuez de expansión (Fig. 8).- El cabezal roscado del perno se atornilla a una cuña (o tarugo) con rosca interior; al ser tensionado el perno, expande el casquillo (o coraza) cuya superficie exterior es dentada. Este casquillo se soporta en un anillo presionándose sobre las paredes del barreno. Se usan en todo tipo de rocas. Puede cementarse con el auxilio de tubos.

Se construyen en diámetros de 5/8", 3/4" y 7/8", el perno de 3/4 tiene una resistencia mínima a la ruptura de 22,500 lbs. Su limitación principal es la pérdida de carga que se produce al poco tiempo de su colocación debido sobre todo al efecto de las vibraciones.

CON BAJA PRESIÓN DE CONTACTO

Tubo estabilizador de roca por fricción, Tubo ranurado de fricción, Split set Figs. 9 y 10

Fue inventado y patentado por INGERSOLL RAND de EE. UU.

Es un tubo de acero de alta resistencia (PUNTO DE CEDENCIA = Cesar la resistencia de la roca) 60,000 lb/pulg2, y resistencia a la ruptura de 75,000 lb/pulg2, de 4 a 6 pies de longitud, 1 1/2" de diámetro (38 mm), con ranura de 1/2" ( 13 mm) en toda su longitud.

En su parte inferior (exterior) el tubo lleva soldado un anillo cuya finalidad es sujetar la placa o arandela de presión contra la roca.

En su parte superior (tope del taladro) tiene un adelgazamiento cónico para facilitar su introducción en el taladro.

Una vez introducido el tubo en el taladro, de hecho se deforma plásticamente dentro del taladro, sirviendo éste de molde para dar la configuración final del ancla, resultando de lo anterior un íntimo contacto entre el ancla y las paredes del terreno por la presión radial del ancla, considerándose que esta presión radial es una fuente de resistencia por fricción contra los movimientos de la roca.

Los principales mecanismos que vienen a formar parte en el medio formado por la roca y el tubo son:

1.- En condiciones de esfuerzos horizontales elevados, éstos tienden a cerrar el taladro ayudando a incrementar la presión radial y la resistencia por fricción.

2.- A medida que pasa el tiempo, la oxidación que se forma sobre la superficie del tubo cubre las asperezas del taladro proporcionando un trabamiento adicional.

3.- Movimientos o acomodamientos entre los estratos deforman al tubo, y éste tiende a trabarse y acuñarse en dichos estratos.

4.- En caso de presentarse concentraciones elevadas de esfuerzos de tensión y cortante, el tubo se desplaza fracciones de centímetro liberando las presiones a que está sujeta, volviendo a asirse sin perder sus propiedades de soporte.

Como aspectos negativos, es su escasa capacidad de anclaje (inferior a 11 ton por perno), la gran sensibilidad del anclaje al diámetro de perforación y su durabilidad.

PASOS PARA LA INSTALACIÓN DE UN TUBO DE FRICCIÓN

No se puede tensar. Tampoco se inyecta hormigón. El diámetro del taladro es preponderante y la mayoría de los fracasos se debe a los tubos que quedan demasiado pequeños o amplios.

Se han instalado tubos de fricción en rocas de todos tipos cuyas resistencia a compresión simple van de 50 a 40,000 lbs/pulg2.

La efectividad de anclaje es:

- 4.80 ton/metro para taladros de 25 mm.- 7.87 ton/metro para taladros de 35 mm.- 2.63 ton/metro para taladros de 38 mm.

Estas pruebas de extracción de los tubos se efectúan con gatos hidráulicos, bombas, manómetros, medidores de deformación (STRAING - GAGE), etc.

Pruebas efectuadas arrojaron que un perforista y su ayudante pueden perforar e instalar de 25 a 30 anclas de 6 pies por guardia.Las pruebas de extracción indicaron que la fuerza del anclaje es mayor en el fondo del taladro y menor en el collar del mismo.

INSTALACIÓN

El Split set se instala usualmente con la ayuda de la jack leg o stoper, Jumbos, o apernadores de roca mecanizados.

SWELLEX Figs. 11 y 12

TO SWELL, abultar, aumentar, hincharse, engrosarse.

Es un nuevo sistema de empernado de rocas desarrollado recientemente por Atlas Copco.

Consiste en un tubo de acero de 41 mm. de diámetro que es deformado para asumir un diámetro exterior menor 25 mm. Ambos extremos del tubo son sellados con bocinas y soldados para crear un volumen encerrado. Estas bocinas agregan 5 mm. más al diámetro. Finalmente se perfora un agujero en una de las bocinas para introducir agua a presión. Esta agua origina la expansión del perno.

La construcción de la bocina es tal que la presión del agua actúa solo sobre la porción cilíndrica del perno, evitándose el riesgo de que la bocina salga disparada violentamente durante la instalación.

Su precio, sensiblemente superior a los restantes pernos, es su mayor inconveniente.

La instalación del Swellex se logra introduciendo manualmente en el taladro (34 a 40 mm. de diámetro) e inyectando luego agua a presión mediante una bomba que se conecta a la bocina del perno que tiene el agujero. La expansión del perno SWELLEX se inicia a los 60 a 80 bares de presión. Los mejores resultados se obtienen con presiones entre 150 a 300 bares.

Una vez lograda la expansión (aproximadamente toma 1/2 minuto) cesa la presión del agua, se desconecta la bomba y el perno queda instalado y trabajando. La bomba es accionado normalmente por aire comprimido y provee de 150 a 300 bar de presión con un gasto de agua de 6 lt/min. También existen versiones eléctricas e hidráulicas de la bomba.

El perno Swellex sostiene la roca mediante fricción en toda su longitud. Cuando el tubo se expande ocurre una pequeña reducción en su longitud. Esto crea una tensión que ajusta la bocina contra la roca mediante la placa o arandela de acero.

En roca dura se puede evitar el uso de la arandela de acero dejando una parte del cuerpo del SWELLEX sobresaliendo del taladro.

F) ARCOS DE ACERO, ARCOS METÁLICOS, CIMBRAS, CERCHAS

Cimbra: Armazón curva del interior de un arco.

Fluencia: Deformación lenta que experimenta con el tiempo un sólido sometido a fuerzas permanentes.

F.1. DEFINICIÓN

Son estructuras fabricadas con vigas y perfiles metálicos para soporte rígido, cuya función es sostener las cajas y techo de la labor. Es un sistema de sostenimiento pasivo debido que los arcos de acero no interactúan con la roca; soportan cargas sólo cuando existe un movimiento de rocas a alguna distancia detrás del frente de arranque.

F.2. CARACTERÍSTICAS

Se recurre a este tipo de soporte en condiciones extremas que presenta la roca como son:

Zonas de rocas fuertemente fracturadas, contactos con agua, lodo, arena, etc., cruces de zonas en rocas comprimidas y expansivas, rocas deleznables donde no existe cohesión, tramos colapsados (derrumbes) y en toda excavación donde hay que efectuar inmediato sostenimiento a medida que avanza el frente. En este tipo de sostenimiento, es deseable que la estructura cumpla una doble función:

La de proveer sustento al medio rocoso que puede desprenderse; Sea lo más elástico posible para absorber las deformaciones que la roca desarrollará para liberar tensiones.

Si no están bien colocados, en contacto continuo con el medio rocoso, son ineficaces y propensos a torcerse bajo cargas excéntricas.

El uso de cimbras metálicas debe ser el último recurso cuando el macizo rocoso opone un alto grado de dificultad al avance de la excavación; la instalación de la estructura metálica complementada con pernos de anclaje, shotcrete, láminas de acero, mallas, madera, etc. debe hacerse con el mayor cuidado controlando que las calzaduras, ensambles, distanciadores, continuidad en la unión cimbra-roca sean los adecuados, teniendo en cuenta que están sacrificando costos y tiempo.

Existe una relación Esfuerzo-Deformación que indica que hasta 2100 kg/cm2, el arco de acero no sufre mayor deformación; después de este punto tiene lugar un espacio de “fluencia” con deformaciones constantes, y la falla sucede después de pasar estos límites.

Esta es la curva común en donde el Módulo de Elasticidad de Young se toma como E = 2.10 * 106 kg/cm2

Existen arcos de acero rígidos (soldados), cedentes (Toussaint-Heinzmann, Moll de 2 y 3 articulaciones) articulados (soldados-empernados) y en base a elementos reticulados (varillas corrugadas de construcción).

Su diseño se basa mayormente en programas computarizados que resuelven estructuras en base a la matriz de rigidez de la estructura y utilizando especificaciones de la American Institute of Steel Construction AISC versión 1989 que utiliza el procedimiento del Load & Resistent Factor Design LRFD.

Para instalar con cierta comodidad un arco de acero, es necesario tener en cuenta el espacio libre que se debe contar hacia las cajas y techo (línea de máxima excavación); este sobre-espacio servirá además para utilizar cuñas a fin de fijar la cercha.

Las cerchas de metal pueden ser fijados con pernos de anclaje, cuñas, distanciadores. Como distanciadores de los arcos se puede utilizar fierro corrugado con rosca en ambos extremos (en este caso los rcos deberán contar con orificios expresamente preparados para su ensamble) y posteriormente puede ser cubierto con shotcrete; también se puede utilizar madera (en este último caso el sobre-espacio deberá ser rellenado convenientemente con material fragmentado).

F.3 CARACTERÍSTICAS BÁSICAS DEL ACERO• Es un material muy homogéneo, elaborado metalúrgicamente en hierro y carbono, pudiendo ser incorporados manganeso, níquel, silicio, cromo y molibdeno para formar aleaciones especiales.

• Las propiedades físicas del hierro y acero que se utilizan en cimbras, están dadas según normas de la AMERICAN SOCIETY FOR TESTING MATERIALS (Sociedad Norteamericana para la prueba de Materiales).

• Tiene un módulo de Elasticidad de Young mucho más elevado que otros materiales estructurales (E = 2 * 106 kg/cm2), lo que le da una gran ventaja contra las deformaciones, pandeo, compresión, flexión o corte.

• Como material, se puede volver a usar luego de ser enderezdo l haber cedido ante las presiones de la roca.

• Es un material costoso, por lo que se prefiere utilizarlo para sostenimiento de labores abiertas de largas duraciones (mayor de 10 años).

• El acierto normal (resistencia 37 DIN 21544) tiene un esfuerzo permisible de 1400 kg/cm2 (14000 ton/m2) y un esfuerzo a la deformación plástica de 2400 kg/cm2. El factor de seguridad será en esta caso 2400/1400 = 1.71Un acero de calidad superior (resistencia 52 DIN 21544) soporta un esfuerzo de 2100 kg/cm2.

• La resistencia de una cercha es proporcional a su superficie transversal.

F.4. PERFIL DEL MATERIAL (ver gráficos)

O forma de su sección transversal. Existen diferentes tipos de perfiles, como son:

En H, Doble I, Riel, Circular, reticulados.

La nomenclatura es ALTURA (dimensión transversal mayor de uno de los lados); ANCHO (dimensión transversal menor); TIPO (perfil de la viga).

F.5. CARACTERÍSTICAS DE LAS VIGAS EN I (Según DIN 21541)

F.6. CÁLCULOS PARA CIMBRAS METÁLICAS

1.- CARGA QUE SOPORTARÁ LA CIMBRA

W = d * µ * Hp; kg/m lineal de cimbraDonde:

• W = Carga que soportará la cimbra: kg/m lineal de cimbra• d = Distancia de separación entre cimbras; m• µ = Peso de la roca; kg/cm3

SIMBOLO ALTURA mm

ANCHO mm

ESPESOR PATIN mm

ANCHO PATIN mm

SECCION Cm2

PESO Kg/m

GI 70 70 68 7 9.5 16.2 13.0 GI 90 90 76 8 11.5 22.5 17.7 GI 100 100 80 9 12.5 26.4 20.7 GI 110 110 84 10 14 31.1 24.5 GI 120 120 92 11 15.5 37.6 29.5 GI 130 130 100 12 17 44,.6 35.0 GI 140 140 110 12 19 53.0 41.6

•Hp = Altura de carga (altura que realmente incide sobre el sostenimiento; m Para ropa compacta mínimo 0.27 (B + Ht) Para roca compacta mínimo 0.60 (B + Ht) Para roca suelta mínimo 0.47 (B + Ht) Para roca suelta máximo 0.60 (B + Ht) B = Ancho de la labor: m Ht = Altura de la labor; m

Ejemplo:D = 1.20 m µ = 2560 kg/cm2 B = 7.60 m Ht = 7.75 m (Roca compacta mínima)

W = 1.20 * 2560 * (0.27 * (7.60 + 7.75)) = 12731 kg/m

Este resultado (W) se relaciona con el Cuadro adjunto CAPACIDAD DE CARGA DE CIMBRAS EN kg/m LINEAL DE ANCHO DEL TUNEL, que relaciona el dato hallado (por aproximación) con el ancho del túnel en metros, espaciamiento entre cimbras en centímetros, para hallar l denominación o perfil (altura * ancho) y tipo de cimbra. Para el caso, por aproximación en exceso la denominación o perfil sería 8 pulg * 6 ½ pulg y el tipo de cimbra sería WF.

2.- PRESIÓN MEDIA SOBRE LAS PAREDES DEL TÚNEL

Ph = 0.3 * µ * (0.5 * (Ht + Hp))

Donde:Ph = Presión media sobre las paredes del túnel µ = Peso específico de la roca trituradaHt = Altura de la labor; mHp = Altura de carga; m

3.- ESFUERZOS EN EL ARCO DE LA CERCHA

Fr = T/A + Mmáx/S; kg/cm2 Mmáx = 0.86 * Ht

Donde:Fr = Esfuerzos resistentes en el arco; kg/cm2T = Intensidad del empuje; kgA = Área de la sección de la viga; cm2

Mmáx = Momento Máximo de Flexión en cimbras; kg-cm )Se obtiene del Manual de Vigas de Acero o Handbook).

S = Módulo de Sección de la Viga; cm3· (se obtiene del Manual de Vigas de Acero o Handbook).Ejemplo: T = 36,250 kg A = 38.44 cm2 Mmáx = 239.42 kg-cm S = 294.97 cm3

Fr = ((36,250/38.44)) + (239.42/294.97) = 905.80 kg/cm2

G) SHOTCRETESHOT = Perdigón, carga con perdigones, munición.CRETE = Impregnación.

G.1. CONCEPTO

Es un hormigón (cemento, arena y piedra) transportado por una máquina de proyectar a través de una Tubería de Impulsión y mediante un flujo de aire comprimido hasta la Lanza o Tobera, manejada por el portalanza o gunitador (Fig. No. 1) que dirige el chorro que sale por la lanza contra la superficie de aplicación, sobre la cual se adhiere este material compactándose al mismo tiempo por la fuerza de impacto en capas de aproximadamente 2 cms. de espesor cada vez.

G.2. CARACTERÍSTICAS

La técnica de hormigón o concreto proyectado se remonta al invento de Carl E. Akeley en 1907 de un aparato conocido como “Cement Gun” que permitía proyectar morteros en seco con agregados finos (menores de 10 mm.).

En 1910 la CEMENT GUN COMPANY introdujo al mercado de Nueva York la máquina conocida como GUNITA que contaba con dos cámaras (Fig. No. 2).

En 1957, en Suiza, la MEYNADIER & Co. S.A. desarrolla la máquina proyectora de rotor giratorio MEYCO GM 57 que difunde masivamente el uso y aplicación de shotcrete al permitir la proyección de gránulos mayores de 25 mm.

Deben coincidir los rangos de presión y caudal de aire y diámetro de la tubería de acarreo.

La proyección puede ser por vía seca o vía húmeda, destacándose actualmente la primera.

El cuidado con el que el gunitador realiza el trabajo y el control de calidad de los componentes, tiene una importancia primordial en esta actividad.

Aplicado sobre una superficie rocosa, el hormigón proyectado es obligado a introducirse en las fisuras y vetas, impidiendo la filtración del agua.

Se caracteriza por el alcance temprano de alta resistencia debido al alto grado de compactación que recibe como consecuencia de las velocidades de impacto (70 a 100 m/ seg. ).

Los esfuerzos de tracción debido a la flexión se reduce y los esfuerzos de compresión se distribuyen en la base circundante siendo absorbidos por esta última. Se puede decir por consiguiente, que una roca de baja resistencia es transformada de esta manera en roca estable.

El hormigón proyectado, aún cuando se aplique en forma de capa fina, cuenta con una considerable capacidad para impedir desprendimiento de rocas.Los ángulos fraccionados en forma tetraédrica son desfavorables al requerir una mayor cantidad de cota de cemento para englobarlos en la masa.

Los residuos naturales, posiblemente redondeados son preferibles para reducir el peligro de bloqueos en el interior del equipo y el desgaste de las máquinas.

Los residuos finos de hasta 5 mm. no deben contener mas del 2 % de polvo fino de menos de 2 mm. por tomar una capa de éstos, afectando de manera adversa el proceso de cementación.

La utilización de residuos de más de 16 mm. no es recomendable ya que estos incrementan el rebote.

La mezcla debe ser utilizada tan pronto como sea posible, es decir no más de 2 horas después de una preparación. De allí que se prefieren equipos que permitan realizar la mezcla in situ. Durante el fraguado y endurecimiento del hormigón proyectado los procesos químicos son los mismos que para el hormigón tradicional. Si se cuenta con una humidificación apropiada, la resistencia del hormigón proyectado es como sigue, de acuerdo a los ensayos en una obra:

La propiedad más importante del hormigón proyectado es una adherencia a la superficie de aplicación, a condición de que esta última sea sólida, se encuentre limpia y exenta de sustancias que puedan comprometer su adherencia. Esta fijación se debe al modo de colocación en obra del hormigón proyectado. La mezcla, además de las irregularidades, las fisuras y los poros, con la ayuda de sus partículas más finas, forma sobre la superficie una capa muy delgada de pasta de cemento antes de que los granos más gruesos puedan también adherirse.

28 Día Resistencia a la compresión de

41.3

N/mm2.

1 Año Resistencia a la compresión de

72.5

N/mm2.

4 Años Resistencia a la compresión de

74.7

N/mm2.

Es muy importante que la superficie de aplicación no presente salidas de agua bajo presión, mientras el hormigón no haya fraguado y haya adquirido la resistencia suficiente. La impermeabilización previa en estos casos consiste en la captación y desviación del agua. Se realiza por medio de semi-tubos de material plástico flexible (“canales de drenaje”) que se fijan a la superficie de aplicación con la ayuda de mortero de fraguado rápido, de manera que forme un canal cerrado que parte del punto de salida del agua. Fig. 3.

Otra modalidad es utilizando una pequeña máquina de proyectar mortero de alto contenido de cemento con un acelerador de fraguado en forma de polvo.

Existe el hormigón proyectado con fibras de acero o sintéticas de 0.4 mm de diámetro y de 30 a más mm de longitud, cuyo contenido es de 5 % aproximadamente del peso del cemento. Fig. 4.

El Art. 194° del Reglamento de Seguridad e Higiene Minera, especifica:En labores que se tendrá abierto por un tiempo considerable, llámese crucero, galería, cortada, rampa, túnel, se podrá utilizar como elementos de sostenimiento el lanzamiento de hormigón manteniendo las características técnicas de resistencia a la compresión simple, a la tracción, a la flexo-tracción y adhesión. Este tipo de sostenimiento puede ser combinado con pernos de roca, malla, barras ranuradas de fricción, entre otros.

G.3. COMPONENTES

Áridos: arena 0 - 1 mm 23 % 1 – 3 mm 17 % 3 – 7 mm 25 % Agregados 7 – 25 mm 35 %

Aglutinante cemento 450 kg por cada m3 de áridos.

Agua: cemento 40 lt de agua por 100 kg de cemento.

Aditivos o sustancias químicas líquidas o sólidas que se añaden al hormigón proyectado para modificar ciertas propiedades del mismo: Aceleradores de fraguado (lo que permite aplicar capas más espesas en un orden de sucesión más rápida), Impermeabilizantes (para aumentar la impermeabilización) y Anticongelantes.

Pueden contener las siguientes sales solubles como ingredientes activantes: carbonato de calcio, aluminato de sodio, hidróxido de calcio, etc. Los aditivos comerciales comunes son: TRIKASOL TIKA (en polvo) y SIKA SIGUNIT (en polvo)

G.4. SISTEMA DE PROYECTADO

Existen dos tipos principales de concreto lanzado:

VÍA SECA: Es el método más difundido y consiste en la adición a la mezcla cemento-arena-grava, de agua en el extremo o salida de la tubería de impulsión (Lanza) que produce la mezcla húmeda. La mezcla ya húmeda, debido al impulso de aire comprimido, sale a una velocidad entre 70 y 100 m/seg. Lo que ocasiona una alta compactación del concreto al momento de contacto con la superficie a revestir.

VÍA HÚMEDA: El principio consiste en la adición de aire comprimido a la salida de al boquilla a fin de descompactar el hormigón a la vez que elevar la velocidad de salida.

G.5. APLICACIÓN DEL SHOTCRETE Debe mantenerse el pitón de aplicación aproximadamente 1 metro de la superficie a cubrir a fin de no desperdiciar demasiado material por rebote y obtener una superficie uniforme.

Debe considerarse las siguientes relaciones entre sí:

La baja presión (< de 50 psi) produce obstrucción en la manguera de aplicación (a 40 psi la máquina deja de funcionar). El jefe de grupo se hace cargo de la pistola de aplicación por ser esta la operación más importante. El primer y segundo Ayudante alimentarán la tolva de la shotcretera con la mezcla. El tercer Ayudante operará los controles de la máquina neumática y alimentará el aditivo a la tolva.

G.6. CURADO

El objeto es restaurar la perdida acelerada de agua durante el fraguado a fin de obtener un concreto de alta calidad. Se recomienda curar el shotcrete con agua por 14 días (mínimo 4 días para obtener una aceptable calidad).

G.7. REBOTE

El rebote está conformado por los componentes que no se adhieren a la superficie en tratamiento.

MAXIMA MÍNIMA PROMEDIO PRESIÓN DE AIRE 80 psi 35 psi 60 psi PRESIÓN DE AGUA 130 psi 50 psi 70 psi

Existen muchos fundamentos teóricos y prácticos para su evaluación, pero en cualquier caso, el porcentaje de rebote depende de:

-Relación cemento / áridos/ agua.

- Granulometría de la mezcla.

- Velocidad de proyección.

- Angulo y distancia de impacto.

- Experiencia del operario.

- Bajo condiciones normales el material de rebote representa alrededor del 25% del volumen de mezcla proyectada.

Proyectado el hormigón verticalmente hacia arriba, la pérdida de mezcla se sitúa entre 25 y 40 % mientras que en superficies de aplicación verticales se sitúa entre 15 y 30 %, en condiciones normales de trabajo.

El ángulo de impacto deberá acercarse en lo posible al ángulo recto con respecto a la superficie de tratamiento. Esto no solo reduce el rebote, sino que mejora la calidad del acabado.

G.8. EQUIPOS DE SHOTCRETE

Existen en el mercado diferentes marcas y modelos, pudiéndose clasificar de acuerdo al sistema en que recepcionan los equipos en: EQUIPO DE MEZCLA SECA Y EQUIPO DE MEZCLA HUMEDA (Fig. No. 5).

MEZCLA SECA:

Se introduce la mezcla de arena y cemento y agua a la tolva donde pasarán al tambor de dosificación y la manguera de aplicación; por medio de otra manguera que se lleva agua a presión (70 psi promedio), el cual se combina con la mezcla seca en el pitón antes de salir a la superficie a concretarse (Figs. Nos. 6 y 7).

MEZCLA HÚMEDA:

La arena, el cemento y el agua son mezclados en la cámara de compresión; luego pasa a la manguera de aplicación vía una válvula de alimentación.

En el pitón de aplicación se inyecta aire a presión (60 psi promedio) para aumentar la velocidad de salida de la mezcla y pulverizar la misma (Fig. No. 8)

G.9. CONCRETO LANZADO CON MALLA (Figs. 9 y 10)

El empleo de armadura en una capa de concreto rociado tiene por finalidad absorberlas fuerzas de contracción por variación de temperatura, elevar la resistencia a la tracción y corte y repartir las cargas concentradas. Es decir, es un esfuerzo de concreto rociado.

VENTAJAS DESVENTAJAS

MEZCLA SECA

Se usan agrados hasta 11/4” con lo que se consigue mejor ligazón del concreto a las paredes o techo por el efecto del martilleo de las partículas grandes sobre las pequeñas. Se obtiene capas gruesas (mayores de 2") en una sola aplicación se utiliza en zonas donde hay agua.

No se puede controlar la relación de agua - cemento, siendo esta a criterio del operado.

MEZCLA HUMEDA

Se controla con exactitud la relación cemento - agua. Se permite una optima hidratación de los componentes

No se puede emplear agregados mayores a 3/4" de diámetro por su tendencia a deslizarse al ser aplicado. Se requiere de varias capas para conseguir espesores mayores a 2”.

La malla puede únicamente seguir el contorno de las entrantes y salientes de la superficie del túnel; se requiere de una técnica especial para colocar y fijar la misma, con le apoyo de pernos de anclaje, cuñas, etc.Existe otra técnica de colocar sobre una capa de concreto fresco, alambres de ligadura convenientemente preparados que permitan la fijación de dicha malla; en este caso, se requieren de 2 a 3 ganchos por metro cuadrado de malla.

Su colocación debe ser lo mas pegado a la superficie rocosa, a fin de evitar un excesivo rebote al lanzarse la gunita.Mientras que a los 14 días el concreto rociado sin armadura brinda una resistencia de 70 Kg/cm2, esta gunita con malla de acero proporciona 125 Kg/cm2.

TIPOS DE MALLA

En las excavaciones subterráneas se utilizan en general dos tipos de malla: la malla de eslabones y la malla soldada.

MALLA DE ESLABONES

Se trata del tipo de mallas que se usa para cercas y consiste en un tejido de alambre. El alambre puede ser galvanizado para protegerlo de la corrosión y por la misma forma de tejerse es bastante flexible y resistente. En las Figs. 5 y 6 se muestran una aplicación de malla de eslabones en una mina y se encuentra fijada al techo mediante anclas. Pequeñas piedras que se sueltan del techo se encuentran atrapadas en la malla, la que puede llegar a soportar cargas considerables de roca suelta dependiendo del espaciamiento entre los puntos de fijación.

Tal como se ve, la malla de eslabones no se presta para servir el esfuerzo del concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer pasar el concreto por las mallas.

MALLA ELECTRO - SOLDADA

Es la que se utiliza para reforzar el concreto lanzado y consiste en una cuadricula de alambres de acero que están soldados en sus puntos de intersección.

Una malla típica para usarse en excavaciones, tiene alambres de 4,2 mm colocados en cuadros de 100 mm (se llama malla de 100 x 100 x 4.2) y se entrega en longitudes que puedan ser manejadas por uno o dos hombres.

Generalmente la malla soldada se fija a la roca mediante una segunda placa de retén y tuercas colocadas sobre las anclas ya instaladas. Se necesita de una cantidad suficientes de anclas intermedias para que la malla sea colocada pegada a la superficie de la roca.

G.10. FABRICANTES DE BOMBAS SHOTCRETERAS

- HALLENGE COOK BROS…,INC.

- JACON TRANSMIX.

- MEYCO.

- ALIVA.

X. RELLENO CONVENCIONALA.- CONCEPTO

O relleno detrítico (procedente de la desagregación de los cuerpos. Material inutilizable, desperdicio), es el material que se utiliza para rellenar los espacios vacíos producto de la extracción del mineral económico de las labores y evitar las caídas del techo o cajas y para contar con un piso de trabajo apropiado en las mismas.

B.- CARACTERÍSTICAS GENERALES

- Es netamente ascendente.

- Su preparación requiere muchas veces el uso de taladros y explosivos, aunque puede ser con la ayuda de rastrillos, palas mecánicas, tractores, entre otros.

- Su transporte requiere waste pass, carros mineros/palas/tolvas, equipos de bajo perfil, entre otros.

En la labor a rellenar se requiere de rastrillo/winche, palas manuales, etc. para extender la carga y empaquetar convenientemente las cajas y evitar los espacios vacíos, muy comunes en este tipo de rellenado, que permiten los movimientos de las cajas con los consiguientes riesgos de derrumbes.

CARACTERÍSTICAS QUE DEBE REUNIR EL MATERIAL PARA RELLENO DETRÍTICO

No debe adherirse a los dispositivos de transporte ( control del grado de humedad).

La producción de polvo no debe afectar al ambiente de trabajo (control de humedad).

Su granulometría debe ser tal que no permita los espacios vacíos o poros entre los trozos y facilite el “empaquetado” de las cajas.Debe tener un peso específico tal que permita la compresión del material por su propio peso.

a) El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en sus artículos 192° y 193°, especifica las medidas de seguridad al respecto, que será leído y comentado en clase.

C.- CÁLCULOS DE VOLUMEN DE RELLENO CONVENCIONAL REQUERIDO

Se considera el COEFICIENTE DE COMPRESIBILIDAD del material detrítico, el mismo que en términos generales es 0.7. Este coeficiente es mayormente debido a la humedad, granulometría, mineralogía, etc.Este valor 0.7 significa que en realidad, 1 metro cúbico del material de relleno introducido a la labor, luego de asentarse por su propio peso, solo ocupará un espacio de 0.7 metros cúbicos de dicho espacio inicial.

Para los efectos se utiliza la siguiente fórmula:

Volumen de relleno = Espacio abierto/coeficiente de compresibilidad

Ejemplo: Se desea rellenar 360 m3 de espacio abierto en un tajo con relleno detrítico cuyo coeficiente de compresibilidad es 0.7 y su peso específico es 2.4. Hallar el volumen y el peso del relleno requerido.

Desarrollo:

Volumen de relleno = 360 m3/0.7 = 514.30 m3

Peso del relleno = 514.30 m3 * 2.4 = 1234.32 TM

D.- OBTENCIÓN DEL RELLENO DETRÍTICO Fig. 1

En interior mina:

De las cajas (Hueco de perro). De tajeos antiguos rellenados. De labores que se aperturan en material pobre o estéril.

En superficie:

Tajo abierto expreso para obtención de este material. Escombros de Tajo abierto. Material detrítico de faldas de cerros. Calambucos o tipo coyote .

E.- CARACTERÍSTICAS DEL RELLENADO DETRÍTICO

1. Permite la pérdida del mineral económico roto en la limpieza final (fragmentos finos) o lo diluye en gran porcentaje (al mezclarse con el relleno).

2. No siempre es posible “empaquetar convenientemente” las cajas.

3. Deja generalmente un piso irregular tanto a lo largo de la zona rellenada como transversalmente, por la presencia de bancos, dificultando o impidiendo el trabajo de equipos motorizados sobre neumáticos.

4. En algunos casos es muy costoso, porque su producción requiere expresamente de una cantera y el uso de maquinarias y equipos de perforación, voladura, chancado, transporte, entre otros.

XI. RELLENO HIDRÁULICOTÉRMINOS UTILIZADOS

Caudal o Gasto: Es la descarga de la tubería, puede ser en pie3/seg., GPM, etc.

Densidad del fluido: es el peso de un pie cúbico de fluido. En este caso, el agua es de 62.37 lb/pie3.

Flujo: Es cualquier líquido homogéneo utilizado para suspender y transportar las partículas sólidas. En este caso es agua.

Fricción de fluido: es la suma de la fricción entre partículas y la fricción con las paredes de la tubería, por roce.

Lama o fino: partículas finas inservibles para el relleno.

Malla: número de aberturas en un tamiz por pulgada lineal. Se usa la Serie Tyler.

Por ciento de sólidos en la pulpa: es él % de sólidos en la pulpa tanto en volumen como en peso.

Pulpa: Mezcla de partículas sólidas y líquidas en donde no pueden químicamente rechazarse uno del otro. Las dos partes pueden ser prontamente separados sólo por procesos mecánicos.

Presión Estática: Es la diferencia de nivel entre la descarga de la bomba y la descarga de la tubería.

Relaves: conformado por materiales gruesos y finos provenientes de la Planta Concentradora.

Sólidos: fragmentos de material que son químicamente inertes y no reaccionarán con el fluido en el cual son suspendidos.

Velocidad Crítica: o mínima, es la velocidad promedio de transporte por la tubería, debajo de la cual las partículas se depositan en el fondo.

Velocidad de sedimentación de la partícula: es el final de caída libre de una partícula sólida en agua clara; se utiliza para describir la sedimentación de rellenos, lodos, etc., con bajas concentraciones de sólidos.

Velocidad de transición: o de tránsito, es la velocidad en que el flujo de una pulpa puede variar durante su recorrido.

A.- CONCEPTO:

Es el material sólido (relaves, arenas, material detrítico seleccionados y menores de 2.5 mm promedio y cemento en determinados casos) que se transporta en un medio liquido a través de tuberías a fin de llenar los espacios vacíos dejados como consecuencia de la extracción del mineral económico.

El cemento se usa en proporciones 1:6 a 1:32; el agua en cantidades de 200 lt/ton de relleno. En Andaychagua se obtiene 1 m3 de R/H con agregados (1,200 kg), arena (600 kg), cemento (300 kg) y agua (152 lt).

B.- CARACTERÍSTICAS GENERALES

- Este tipo de transporte es por gravedad o con el auxilio de bombas.

- Se usa desde 1850 (California); en 1968 se aplicaron en Cerro de Pasco mezclando arena y agua para rellenar los tajeos de Arch back y de Corte y Relleno Descendente. Actualmente es utilizado en la mayor parte de minas.

- La adopción de este sistema de relleno conlleva efectuar a escala de laboratorio inicialmente y a escala semi-industrial después, una evaluación técnica y económica respecto a cantidad, calidad, ventajas, desventajas, desplazamiento de las cajas por presiones hidrostáticas, resistencias, pérdidas de material fino, etc.

- Si el material empleado es relave de Planta Concentradora, el relleno es casi gratuito y ayuda a solucionar el problema de su almacenamiento en superficie (sobrecarga y contaminación ambiental).

- El transporte hidráulico por tuberías es económico, veloz y eficiente que cualquier otro medio. La diferencia de nivel entre la entrada y descarga permite transportar el relleno horizontalmente (5 veces la altura de caída).

- En el tajo, este relleno en forma de pulpa tiende a buscar su nivel, no siendo necesario el auxilio manual o mecánico. Deja un piso uniforme que facilita el laboreo del siguiente corte (reduce el ciclo de minado e incrementa la eficiencia). Al controlarse la granulometría y la forma de depositación de la pulpa, se consigue una óptima resistencia al desplazamiento de las cajas al eliminarse los espacios sin rellenar.

Requiere una inversión inicial elevada que debe estar justificada.

Es posible formar paredes verticales con represas muy ligeras, lo que facilita la recuperación de pilares.

La introducción de agua (aproximadamente 200 litros de agua por cada tonelada de relleno introducido) puede causar problemas de desagüe y de sostenimiento.

El Reglamento de Seguridad e Higiene Minera en sus artículos 192° y 193° especifica lo relacionado a R/H, que será leído y comentado en clase.

C.- REQUISITOS DEL RELLENO HIDRÁULICO

-El material sólido no debe reaccionar en ninguna forma con el agua.

- El tamaño de las partículas debe ser tal que se pueda transportar en tuberías (2.5 mm promedio); a mayor tamaño aumenta el desgaste de las tuberías (que es proporcional al cubo del diámetro de los granos). Tampoco deben contener partículas finísimas (lama) porque no decantan disminuyendo la velocidad de percolación.

- El material sólido debe mezclarse fácilmente con el fluido en que se transporta, así como separarse de éste.

- El material de relleno no debe contener sales ácidas que puedan corroer los tubos metálicos.

D.- CIRCUITOS CARACTERÍSTICOS. Figs. 1 y 2

E.- CÁLCULOS

E.1 .- CÁLCULOS DE REQUERIMIENTOS DE RELLENO HIDRÁULICO

Durante el circuito de procesamiento y transporte, generalmente el relleno hidráulico es medido en unidades de peso; y al llegar al tajo se relaciona a unidades de volumen. Se utilizan las siguientes formulas:

Vol/mes = producc. Mensual mineral economico/dm; m3/mes Peso/mes = (vol/mes)* dr; ton/mes

Donde: dm = densidad del mineral; ton/m3 dr = densidad del relave; ton/m3

Existe otro procedimiento que nos indica el peso de relleno requerido por cada tonelada de mineral extraído:

Peso relleno/ton mineral = dr/dm; ton de relleno

Ejemplo:

Producción de mineral 30 000 ton/mes; Densidad del mineral 2.8 ton/m3Densidad del relave 1.9 ton/m3

Desarrollo: Vol/mes = 30 000/2.8 = 10, 714 m3/mes Peso/mes = 10, 714 * 1.9 = 20,357 ton / mes

Peso del relleno por tonelada de mineral = 1.9/2.8 = 0.68 ton relleno/ton mineral. Significa que para rellenar el espacio dejado por una ton de mineral extraída, se requerirá 0.68 ton de relave.

E.2.- CÁLCULOS DE CAPACIDAD HORARIA DE R/H DE PLANTA CONCENTRADORA

Un sistema de R/H debe contar con una capacidad horaria en peso y en volumen, en base a requerimientos mina. Se aplica para estos casos las siguientes fórmulas:

Capacidad horaria en peso = ( peso relleno/mes ) / ( hora / mes * e ); ton/horaCapacidad horaria en volumen = capac. Horaria en peso/dr; m3/hora

Donde:

e = Factor de regularidad de trabajo; oscila entre 0.9 a 0.5

Ejemplo: Horas de operación/día 16. Días de operación/mes 26. Peso/mes de relleno 20,357 ton Factor de regularidad trabajo planta 0.7 . Densidad del relave 1.9 Desarrollo:

Capacidad horaria en peso = 20,357 / ( 16 * 26 * 0.7) = 69.91 ton/horaCapacidad horaria en volumen = 69.91/1.9 = 36.80 m3/hora

Si fuera mayor la producción de mineral, estas capacidades horarias de relleno no podrían abastecer los requerimientos. Por tal motivo, en la planificación se debe considerar tales argumentos.

E.3.- OTRAS FÓRMULAS:

Volumen de agua = volumen de pulpa – volumen de sólidos; pie³/min = pie3/min * 28.32 lt/pie3 * 0.264 gl/lt; gl/minPeso de agua transportada = volumen de agua * densidad de aguaPeso especifico mezcla = densidad de pulpa/ densidad del aguaConcentración por peso de mezcla = peso sólidos/ peso mezcla * 100% Sólidos rebose y descarga = ( 100 * Gs ( Gp –1))7 / Gp ( Gs – 1 ))

Donde:

Gs = gravedad específica de los sólidasGp = Gravedad específica de la pulpa

F- TONELAJE DE RELLENO PRODUCIDO POR PLANTA CONCENTRADORA

Toda planta Concentradora cuenta con su récord de mineral de cabeza que trata, del concentrado que recupera y del relave que produce. Por ejemplo:

Arcata Madrigal Uchuchacua

Cabeza 569.00 ton/día 1,000 ton/dia 1,260 ton/dia

Concentrado 20.73 ton/día 121 ton/dia 72 ton/dia

Relave 548. 27 ton/día 789 ton/dia 1,188 ton/dia

El relave producido por Planta Concentradora cuenta con sólidos que requieren ser clasificados previamente para eliminar las partículas finas (lama), obtener una densidad, porcentaje, etc., adecuados.

G- CICLÓN Fig. 3

Consiste en un recipiente cilindro – cónico por cuya parte superior se inyecta tangencialmente y bajo presión (10 a 60 PSI) la pulpa ( partículas sólidas suspendidas en agua).

La fuerza centrífuga proyecta estas partículas contra las paredes interiores del cilindro formando un remolino, descendiendo las partículas grandes (20 a 100 micras) sin dejar de girar hasta el fondo (APICE), mientras que las más finas ( lama o menores de 15 micras) son expulsadas hacia arriba ( VORTEX) por su menor densidad.

El mayor % de las partículas sólidas que ingresan como relleno tienen de 40 a 60 micras, generalmente.

El objeto del ciclón es obtener determinada malla y no capacidad.

El ciclón elimina las partículas menores de 15 micras (lama) porque no decantan fácilmente aumentando el desgaste de las bombas de desagüe de las minas y porque demora el tiempo de secado del relleno, ya que disminuye la filtración del agua a través de este.

G.1.- RANGO DE CLASIFICACIÓN DE TAMAÑOS DE PARTÍCULAS DE CICLONES

Las dimensiones de los ciclones varían de 4 a 15 pulgadas de diámetro ( cilindro) y longitudes mayores de 1.50 metros.

G.2.- CAPACIDAD DEL CICLÓN:

Qc = Aa * Vc; cm3/segDonde: Qc = capacidad del ciclón; cm3/seg Aa = área del tubo de alimentación =3.1416 * r2; cm2 Vc = velocidad del flujo de alimentación; cm/seg = √ k * r * g k = factor de fuerza centrífuga, 15, 17 ó 19 r = radio de cilindro del ciclón, cm g = aceleración de la gravedad; 9.81 cm3/seg

Ejemplo:

Factor de fuerza centrífuga 17; aceleración de la gravedad 9.81 cm/seg2; Radio tubo de alimentación, 2 pulgadas = 5.081 cm; diámetro cilindro del ciclón, 15 pulgadas =38.10 cm2; radio cilindro del ciclón = 19.05 cm.

Desarrollo:

A = 3.1416 * 5.082 = 81.07 cm2 Vc = √ 17 * 19.05 * 9.81 = 563.65 cm3/seg Qc = 81.07 * 563.65 = 45, 695.11 cm3/seg = 2´ 741,706.60 cm3/min = 2.74 m3/min * 264.18 gl/m3 = 724 GPM

- Existen otros procedimientos, con igual fin.

G.3.- CÁLCULO DE PORCENTAJE DE ALIMENTACIÓN DEL CICLÓN

% Ápex = ( Q Ápex / Q Alimentación) * 100 = (607.51 / 724) * 100 = 84 % % Vortex = 100 % - 84 % = 16 %

H.- RAZÓN DE POROS

El material de relleno hidráulico, por estar conformado de innumerables partículas de diferentes tamaños y formas, al momento de cambiar de su estado al de un cuerpo granular estable, sus partículas quedan ordenadas adoptando una posición tal que entre ellas existen espacios en los que permanecen atrapadas pequeñas porciones de aire y/o agua.

Al cociente entre el volumen de vacíos o poros y el volumen de los sólidos, se le conoce como RAZON DE POROS.

Es una medida que controla la compactación de un relleno e interviene en la determinación de la densidad relativaMatemáticamente se representa por:

e = Vp / VsDonde:

e = Razón de porosVp = volumen de poros o vacíosVs = volumen de sólidos

Existe a su vez la razón de Poros Real, Razón de Poros Máxima y Razón de Poros Mínima.

Y el concepto COMPACTIBILIDAD O COMPACIDAD los relaciona, estableciendo que materiales con compacidad superior al 50 % suelen considerarse como compactos, mencionándose este valor frecuentemente como limite de seguridad razonable en problemas prácticos.

I.- VELOCIDAD DE RELAVESe refiere a la velocidad de la pulpa en la tubería, en pie / seg. Se halla con la formula: V = Q/ADonde : V = velocidad del relave; pie/seg Q = caudal del relave; cm3/seg A = área del tubo; cm2

Ejemplo: Caudal 202.4 GPM * 3.785 lt/gl /60 seg/min = 12.77 lt/seg = 12,770 cm³/seg. Diámetro de tubería 4 pulgadas /10 cm)

Desarrollo : V = 12,770 cm³/seg / (3.1416 * 52) = 162.59 cm/seg = 162.59/30.48 cm/pie = 5.33 pie/seg

J.- VELOCIDAD DE PERCOLACIÓNEs el paso del agua a través del relave. Es la rapidez con que el relleno hidráulico pasara del estado de pulpa al de un cuerpo granular firme.Se obtiene en el laboratorio aplicando la siguiente formula: VP = L * Q/H * A; cm/horaDonde : VP = velocidad de precolación; cm/hora H= Altura constante de agua; cm L = altura de la masa granular en la tubería; cm A= Area transversal del tubo; cm2 Q = Caudal del relleno hidráulico; cm3/hora

Ejemplo: Diámetro del tubo, 4 pulgadas (10 cm). Altura de la masa granular, 9 cm. Caudal, 6200 cm3/hora. Altura del agua que permanece constante, 50 cm.

Desarrollo :

A =52 * 3.1416 = 78.54 cm2.VP = 9 * 6200/50 * 78.54 = 15.47 cm/hora.Estadísticamente, la velocidad de precolación óptima es de 10 cm/hora.

Una velocidad inferior a 4 cm/hora ocasiona una eliminación de agua sumamente lenta; Encima de 20 cm/hora da lugar a la aparición del fenómeno de EMBUDO, que consiste en la formación de conductos pequeños en el interior del relleno, por el que fluye el relleno a mayores velocidades produciendo ensanchamientos y hundimientos, y por lo mismo una superficie irregular en el piso. Máxima distancia horizontal.

K.- TIEMPO DE RELLENADO DE UN TAJOSe obtiene relacionando la altura del rellenado con la velocidad de precolación:Ejemplo: 2.50 m/0.1547 m/hora = 16 horasSe agrega las horas de preparación del tajeo para rellenado (aproximadamente 2 guardias), totalizando 32 horas.

L.- GRADIENTE HIDRÁULICAEs una línea imaginaria que representa la “ carga de presiones “ en cualquier punto del eje de una tubería.

Es decir, indica por su descenso vertical la cantidad de carga perdida en alguna forma entre dos puntos de la tubería ( debiendo ser la velocidad así como el diámetro en dichos puntos, los mismos.

La gradiente hidráulica representa la presión atmosférica en dicha línea.Por encima, la presión será menor que la presión atmosférica.Por debajo, será óptima y fluirá el líquido.

HG = L * IDonde:

HG = gradiente hidráulicaL = longitud de la tuberíaI = tg del ángulo &H = cabeza ( pérdida)

En el punto B donde la gradiente toca a la tubería, la presión es cero, si queremos que la circulación continué, tendremos que colocar una bomba o aumentar la cabeza H.

M.- BOMBAS

Para su selección debe considerarse los siguientes cálculos:

M.1.- GASTO EFECTIVO (Q) Q = gln/dia/hora/dia ; gln/hora (ó gln/min)Teniendo en cuenta que debe considerarse un margen de seguridad de 25 % por la disminución de eficiencia por altura de trabajo.

M.2.- POTENCIA REQUERIDA POR EL MOTOR (HP) HP = W * H/33,000 * e + 15 % por margen de seguridad Donde :W = peso de la pulpa; lb/minH = altura de la columna + carga pérdida por fricción, con relación a la longitud de tubería desde la bomba a los ciclones; piesE = eficiencia de la bomba; %33,000 = constante ( en lb-pie/min ) para convertir a HP

N.- PREPARACIÓN DEL TAJO PARA SU RELLENADO

Concluida la limpieza del mineral económico, el tajo se prepara para su rellenado. Se arman los cuadros chute-camino o puntales en línea, se instalan los sistemas de drenaje, se enrejan y se forran con yute o poliyute ( poroso).

Además, el poroso debe cubrir las cajas o paredes del tajo, sobresaliendo 1.5 m para permitir su posterior unión al siguiente ciclo de rellenado. Este forrado es para evitar filtraciones del relave a través de las fracturas o enrejados y si permitir el drenaje del liquido. Cuando el rellenado es descendente, el tajo en toda su extensión se cubre con malla metálica y se requiere de una losa de 1m de altura con mezcla de relave-arena: cemento de 1:6 el resto del tajo se rellena con mezcla 1:36. La tubería de plástico y manguera de jebe se coloca a unos 3m debajo del techo sobre puntales alineados a lo largo de casi todo el tajo, a medida que se va rellenando se va desconectando la tubería. Deben evitarse que sean sepultados por el relleno.

INICIO DEL RELLENADO: Una vez chequeado la preparación del tajeo, el jefe de R/H dará la orden de iniciar el rellenado al operador, quien abrirá la válvula de agua durante unos minutos a fin de verificar el caudal de llegada, luego, alimentara con pulpa. Se estila cubrir con pulpa inicialmente la zona de rebose a torre de drenaje hasta una altura de 0.80 m desde el piso, con el fin de facilitar la decantación de los sólidos y clarificación de agua a drenar. Si se observara golpes o pulsaciones en la salida de la pulpa, será señal que la alimentación no está siendo controlada; deberá en este caso avisarse al operador a fin que subsane esta anomalía, ya que puede atorarse la tubería.

Ñ.- RESISTENCIA DEL CONCRETO

Las pruebas realizadas en probetas extraídas durante el rellenado de labores con mezcla 6:1 han dado como resultado:Esfuerzo a la compresión /fc) = 125 kg/cm2 a los 28 díasMódulo de elasticidad del concreto (Ec): Ec = 0.1362 * W1.5 * fc 0.5

Donde:W = peso del concreto; kg/m3 Fc = esfuerzo permisible de compresión

Ejemplo :W = 2400 kg/ m3Fc = 125 kg/cm2Ec = 0.136 * 24001.5 * 1250.5 = 180 000 kg/cm2 = 1.8 * 105 kg/cm2

Módulo de elasticidad del acero (Es): Es = 2.039 * 106 kg/cm2

Relación de módulos de elasticidad del acero y el concreto (N)N = Es/Ec = 2.039 * 106 / 1.8 * 10 5 = 11

O.- LOSAS

Son estructuras de R/H y cemento en proporción 1:6 con espesores de 1 metro a más que se ubican en el piso de las labores, rellenándose el resto de la abertura con mezcla 1:30. Utilizado en corte y relleno descendente alternado (Michigan, paneles, pilares) con R/H.

El concreto es fuerte a la compresión, pero quebradizo y casi inútil a la tensión. Son miembros estructurales sometidos a esfuerzos de tensión, por lo que generalmente se agrega un refuerzo de acero para la tensión y corte, este acero puede ser tubos usados de fierro, rieles usados, cables de acero, barras de acero corrugado, etc., de 1 a 2 pulgadas de diámetro.

El concreto sin refuerzo es utilizado en aquellas labores cuya losa no estará expuesta a esfuerzos de tensión o que se rellenara de inmediato.Una de las suposiciones fundamentales del concreto reforzado es que el acero y el concreto actúan juntos, como una unidad.

O.1.- CÁLCULO DE LOSASAltura de losa (d) = ( M/R * b)0.5Cantidad de acero (As) = M/fs * j * d

Donde :d = altura de losa; cm M = momento flector; kg/cm R = fc * j * k/2; kg/cmFc = esfuerzo permisible de compresión de la probeta; 56 kg/cm2j = 1 – (k/3)k = n/ (n + (fs/fc))b = ancho de losa; cmAs = cantidad de acerofs = esfuerzo de tensión del acero; 1400 kg/cm2n = relación de los módulos de elasticidad del acero y del concreto.

P.- CÁLCULO DE COSTOS DE UN SISTEMA DE R/H

Se consideran los costos de propiedad ( amortización y depreciación) y de operación ( mantenimiento, salarios, energía, instalaciones, etc. ) de acuerdo a:

Finalmente se relaciona el costo de R/H con el costo por tonelada de mineral extraído.

MATERIALES EQUIPOS ENERGIA MANO DE

OBRA

INSTALACIONES

Tubería

Accesorios de

tubería (coplas,

codos,

válvulas,

purgadores,

mangueras,

campanas,

concreto,

cables

eléctricos, etc.)

Otros.

Hidrociclones

Acondicionadores

Bombas

Comunicaciones

Balanzas

Tanques

Fajas

Manómetros

Otros

Electricidad Personal de

operadores,

supervisión,

etc.

Tuberías y

accesorios,

Cajas de

control,

tanques,

bombas, bases,

ciclones, linea

telefónica,

poliyute,

cajones de

contro, etc.

XII. RELLENO NEUMÁTICO O HIDRONEUMÁTICO

A.- CONCEPTO

En el perú, en 1972 se comenzó a experimentar en la mina Yauricocha, transportando una mezcla de sólidos (arena, cemento) y agua suspendidos y desplazados por tuberías, en una corriente de aire comprimido. El agua no como medio de transporte, sino para realizar la hidratación de la mezcla.

Este trabajo se realizó en dicha mina, a fin de obtener una losa en la primera fase del relleno, que servirá de techo para la labor subsiguiente, en Corte y Relleno Descendente.

El fraguado es de 8 horas mínimo. A los 4 días la resistencia a la compresión es de 55 kg/cm2 en una losa de 1 metro de altura.

B.- CARACTERÍSTICAS

Las primeras experiencias de este tipo de relleno fueron realizadas en Sajonia. Utilizando rocas trituradas e impulsadas a través de tuberías de 6 pulgadas de diámetro por una máquina soplante.

La idea del sistema neumático nació del sistema hidráulico que se utilizaba en Yauricocha, en vista que las losas obtenidas por este sistema no ofrecían las resistencias adecuadas porque el cemento se perdía en gran porcentaje en el agua de drenaje por suspensión y porque acarreaba problemas posteriores en las cunetas y galerías.

C.- VENTAJAS

- Se obtiene una mezcla eficaz y por lo menos una losa con mayor resistencia, dando mayor seguridad.- No se pierde el cemento ni los finos.- El programa de mantenimiento de cunetas, galerías y caminos es menor.- El costo de preparaciones para rellenado es menor.- El ciclo de rotura es mayor.

D.- DESVENTAJAS

- El relleno se realiza por medio de instalaciones centrales que requieren mucho espacio y que son estables, siendo menos flexibles.- El costo de operación es alto, por la preparación expresa del material de relleno.

- El desgaste de los tubos y sus accesorios es mayor.- Tiene limitaciones para rellenar labores que se encuentran en niveles superiores a la tubería base.

E.- REQUERIMIENTOS DE RELLENO NEUMÁTICO

Se obtienen con las siguientes formulas:Vacío a rellenarse = ton. extraída / p.e.; m3 Relleno requerido = Vacío a rellenarse * densidaddonde:Ton. extraída = Peso del mineral extraído; TCSp.e. = Peso específico del mineral; TCS/m³ Densidad = Densidad del material de relleno con cemento después de eliminado el agua; TCS/m3

Ejemplo: Toneladas extraídas = 3110 TCS p.e. del mineral = 3.2 TCS/m3Densidad del relleno = 2.5

Desarrollo:Vacío a rellenarse = 3110/3.2 = 972 m3Relleno requerido = 972 * 2.5 = 2430 TCS

F.- BOMBAS O MÁQUINAS RELLENADORAS : Figs. 1, 2 y 3Las bombas más usadas en el país son:

BREIDEN KZ - 150 Cilíndrica, de fierro de 1/2 pulgada de espesor.Capacidad 1.50 m3 Consumo de aire 50 a 100 m3 /ton transportado.

APOLOCilíndrica, de fierro de 1/2 pulgada de espesor.Capacidad 1.50 m3 (2 yd3).

PNEUMATIC PLACEROvoide de fierro fundido de 7/8 pulgadas de espesor.Capacidad 1 a 3 yd3.

G.- COMPONENTES DEL RELLENO NEUMÁTICO

Material fragmentado:

Arena con alto contenido de CaO y bajo Si2O, con p.e. 2.6 a 2.8; densidad 1.94 TM/m3 . No debe contener arcillas.

Calizas con tamaños que oscilan entre ½ y 1 ¼ pulgadas y material fino (menor de 0.075 mm que no debe exceder de 20 %).

Cemento: Portland ASTM-1 con p.e. 1.4 en proporción cemento: material fragmentado de 1:10 a 1:40 (losa y resto de rellenado, respectivamente).

Agua: 20 % en volumen. La proporción sólidos: agua es de 80:20.

Aire comprimido: 50 a 170 m3 de aire por metro cúbico de relleno colocado, con presión de 50 a 75 psi.

H.- PROBLEMAS DE RELLENO NEUMÁTICO

H.1.- ATOROS DE TUBERÍAS: Debido a las siguientes razones:

- Cuando la mezcla contiene alto porcentaje de gruesos (entre 1/2 a 1 1/4 pulgadas) y se bombea con una presión menor de 50 lb/pulg2.

- Sobrecarga de la bomba por descuido de los operadores.- Cuando la válvula check no se cierra herméticamente y debido a esto el aire escapa por la tubería de alimentación perdiendo fuerza la bomba.- Cuando la carga es muy densa por descuido de la mezcladora.- Cuando la red de tubería cuenta con demasiados escapes y codos, o las distancias exceden los límites calculados. Otros

H.2.- FILTRACIÓN Y ESCAPES:Los escapes de relleno se deben a una mala preparación del tajeo, mal enyutado, rotura del yute, mal control de la operación de rellenado, etc.

I.- PLANTAS MEZCLADORAS. Figs.4 y 5

I.1.- UBICACIÓN:

Durante el planeamiento, la ubicación de las plantas debe contemplar los siguientes puntos:- Las influencias sobre las áreas de explotación a inmediato, mediano y largo plazo.- La elevación de las plantas.

- Facilidades para su mantenimiento, así como del circuito de tuberías.- Aprovechamiento de las tuberías o instalaciones existentes.- Peligros de movimientos de suelos.- Distancia de depósitos de materiales.- Facilidades de almacenamiento de materiales.- Sistema de alimentación de este relleno a las bombas.

I.2.- CAPACIDAD DE PLANTA:

La capacidad de una planta está dada por la capacidad de mezcla a las bombas, el número de veces que pueda alimentar a cada bomba y por el número de "bombeadas". Existen plantas que mezclan y alimentan simultáneamente o en forma alternada a varias bombas.

Datos promedios de minas que usan este sistema arrojan los siguientes:- Mezcla cemento - arena 1:10 a 1:30.- Tiempo mezcla arena - cemento - agua 1.20 a 2.00 minutos.- Tiempo alimentación bomba 1.20 a 1.40 minutos.- Tiempo de bombeo 1.00 a 2.50 minutos (depende de distancia).- Eficiencia de bombeo 75 %.

I.3.- CAPACIDAD DE BOMBAS:

La planta 300 de Yauricocha alimenta 20 veces a cada una de las 2 bombas en 1 hora. Considerando el 75 % la eficiencia de bombeo, la capacidad de sus bombas serían:

Proporción de mezcla. 1:10 Densidad de pulpa. 2,030 gr./lt Peso especifico de los sólidos. 2.6 a 2.7 Porcentaje de sólidos. 82 % Peso de 1 yd3 de pulpa (1 bombeada). 1.71 TCS Cantidad de sólidos por bombeada. 1.40 TCS Cantidad de agua por bombeada. 0.31 TCS (73.9

gln) Cantidad de cemento por bombeada. 0.13 TCS Cantidad de arena por bombeada. 1.3 TCS Bombeadas por hora. 20 Eficiencia de bombeo. 75 % Bombeadas netas por hora. 15 Horas de trabajo por guardia. 6 Días de trabajo por mes. 25 Capacidad de percolación. 5 a 15 pulg/hora

I.4.- PROCEDIMIENTO

Normalmente, los camiones descargan arena tamizada en una tolva y cemento en un silo.

La arena y el cemento pasan a la mezcladora, donde se les adiciona agua en 10 a 20 % en peso, hasta alcanzar un volumen de 1 metro cúbico; este material cae por una tubería de 8 pulgadas de diámetro hasta la Cámara Soplante o Bomba.

Llenado el Soplante hasta un 75 %, se cierra la compuerta y se abren las válvulas de aire de aire comprimido de la Bomba; la entrada principal de aire en la parte superior dirige el flujo de aire hacia el fondo de la bomba con la finalidad de levantar la carga y ponerla en suspensión; hecho esto, se cierra dicha válvula y a continuación se abre la válvula de la tubería comenzando el transporte de la mezcla por esta tubería y por acción de la energía neumática; se cierra esta válvula.

En el lapso de este transporte, se vuelve a llenar de mezcla la Bomba, repitiéndose el procedimiento.

El personal que controla la labor donde se rellena, pide por teléfono la clase de mezcla necesaria:

1:10 desde el comienzo del relleno hasta alcanzar una altura de 1 m (losa) y luego 1:30 hasta terminar el rellenado de la labor.

El tiempo de fraguado es de 8 horas mínimo. A los 28 días trabaja a su mayor resistencia a la compresión y a la tensión.

J- RED DE TUBERÍAS

Son de acero shedule 40, instalados con coplas victaulic o coplas con palancas sin pernos, a menudo con revestimiento de basalto fundido.

Utilizan codos de 45°, 90°, 135° y codos especiales.

Los diámetros de las tuberías de la mezcladora a la bomba son generalmente de 6 a 8 pulgadas y de la bomba al tajo son de 6 pulgadas con longitudes que van de 3 a 6 metros.

A mayor diámetro existe menor resistencia por frotamiento, pero disminuye la velocidad y crece el peligro de decantación de los sólidos (atascamiento).

Al instalarse la tubería debe procurarse que sea lo más recta posible, utilizando el menor número de codos a fin de evitar estancamientos. La mayor distancia de bombeo horizontal es de 700 metros.

K.- PREPARACIÓN DEL TAJEO A RELLENARSE

Luego de terminar la limpieza del mineral roto, se prepara para el rellenado de la siguiente forma convencional:- Armado del echadero-camino- Tendido a lo largo del tajeo, de cables usados en el piso, en forma de malla- Tendido en el piso de redondos de 8 pulgadas de diámetro * 10 pies de longitud y espaciados cada 5 pies, perpendicularmente a la veta o a la longitud del tajeo.- Forrado de paredes del echadero-camino con poliyute.- Instalación de la tubería de relleno hasta el centro del ala a rellenarse, pegada a una de las cajas.

L.- COSTO DEL SISTEMA DE RELLENO NEUMÁTICO

Para calcular estos costos, se consideran los costos de propiedad y de operación de los siguientes rubros (relacionados generalmente a una tonelada

de mineral extraído):

- Estudios.

- Instalaciones.

- Construcciones.

- Maquinarias y equipos.

- Silos, tolvas.

- Tuberías y accesorios.

- Materiales (arena, cemento, poliyute, maderas, etc. - Herramientas.

- Salarios.

- Energía neumática y/o eléctrica.

- Imprevistos.

Se puede transportar largas distancias (3800 m) y desniveles positivos (400 m)

Se puede utilizar el relave de granulometría muy fina (menor de 37 micras), pudiendo ser el resto de material hasta 100 mm, dependiendo de las dimensiones y capacidad de la bomba.

Es necesario que la mezcla no pierda líquido (sangrado) al ser sometido a presión durante el bombeo por tuberías.

Requiere el uso de bombas que desarrollen presiones de hasta 200 Bares (se prefiere trabajar con presiones de 70 hasta 130 Bar) y que cuenten con pistones de 150 – 300 mm de diámetro y carreras largas (1500 – 3000 mm). La velocidad media es de 1 m/seg.

Se viene utilizando en Mina Ares desde 1999, con las siguientes características:

Resistencias a la compresión uniaxial siguientes:

3 días 5 kg/cm2 14 días 17 kg/cm2

7 días 11 kg/cm2 28 días 21 kg/cm2

- Hace posible que el minado sea continuo, permitiendo que se reanude la operación de producción 16 horas (2 guardias) después del relleno, en promedio.

-El problema es el alto costo, por el consumo de cemento, en el orden de 1100 toneladas mensuales para un volumen de 6000 m3 de relleno.

C.- MATERIALES UTILIZADOS Agregados: Material piroclástico de origen volcánico que se prepara por tamizado, teniendo como tamaño desde partículas ultrafinas hasta ½”.

% pasante a malla 3/8” (9 mm) = 98 % % pasante a malla –200 (74 micras) = 20 a 23 % 5.5 a 6.5 % = 20 micras

Peso específico = 2.185 gr/cm3

Peso unitario suelto = 1,180 kg/m3

Peso unitario Compactado = 1,440 kg/m3

Humedad natural = 12.1 % (en época de sequía)

Cemento: Yura tipo IPM cuyas características principales son:

30 % contenido de Puzolana (roca eruptiva silícea, muy porosa) Peso específico = 2.86 gr/cm3 Peso unitario suelto = 1.50 gr/cm3

Es el cemento puzolánico de menor costo, pero que requiere mayor tiempo de curado. También puede utilizarse otras marcas de cemento Portland artificial, universalmente adoptado. Agua: Se utiliza agua que se bombea de labores de desarrollo en interior mina a pozas de sedimentación superficial (153 lt/m3 de sólidos, promedio). Aditivo: SIKA PUMP, reductor de aire, que permite disminuir la dosificación de cemento y cuyas propiedades ayudan hacer bombeable la mezcla, reduce la presión de bombeo y crea una capa plasificante superficial. Se añade el 1 % del peso del cemento (1.2 lt/m3), incrementando así los volúmenes de relleno.

F.- SISTEMA DE BOMBEO

De la tolva mediante una bomba de pistones alternativos SCHWING modelo BP2000 de 250 HP con capacidad de presión de bombeo hasta de 300 Bar (recomedable 150 Bar) y a través de tuberías de alta y mediana presión ESSER de 125 mm de diámetro interno, doble chapa o dos tubos que se fabrican independientemente y luego se juntan.

TUBOS DE ALTA TUBOS DE BAJA PRESION (130 bar) PRESION (80 Bar) Espesor total de pared 8 mm 4.5 mm Chapa interior 3 mm 2.5 mm Chapa exterior 5 mm 2.0 mm Bridas macho/hembra macho/hembra

El tubo interior es de acero al carbono C-45 que garantiza una alta resistencia al desgaste; el tubo exterior es de menor dureza y garantiza una resistencia a la presión y a la flexión.

Los tubos son de 0.5, 1, 2, 3 y 6 metros de longitud.

Como accesorios se usan codos de 15°, 30°, 45°, 60° y 90°; bridas; acoplamientos u seguros.

Las tuberías de alta presión se han instalado partiendo de la Planta de Relleno por superficie hacia cada chimenea que comunica al tajeo correspondiente, bajando hasta el tajeo (troncales).

Las tuberías de mediana presión se instalan por galerías y subniveles en caso que el tajeo no tenga acceso directo por su chimenea.

En los tajeos se instalan tuberías de mediana presión SCHWING, los mismos que luego de conducir el relleno, son trasladados a otro tajeo.

G.- OPERACIÓN DE RELLENO

1.- PREPARACIÓN DE EQUIPOS Y MATERIAL

El personal de Planta de Relleno debe verificar la existencia de suficientes materiales que garanticen una operación continua de 12 horas, que los equipos estén en buenas condiciones electromecánicas, así como conectar la tubería de superficie a la de la chimenea respectiva del tajeo a rellenar.

2.- PREPARACIÓN DEL TAJEO Al término del minado, queda en el tajeo un vacío de 60 metros de longitud que se debe rellenar.

Primero, en el tajeo se instala la tubería de mediana presión SCHWING desde la chimenea central de este tajo hasta el tope del ala a rellenar. Cada tubo debe ser sostenido con alambre No. 8 en los pernos Swelex.

Segundo, se prepara un tapón o barrera en el límite del ala a rellenar con redondos verticales separados a 1 metro, apuntalados en patillas tanto en el techo como en el piso, luego enrejados con tablas horizontales por la parte interior y finalmente forrado completamente con tela de polipropileno (poliyute).

Tercero, se forra con poliyute los caminos que se levantan previamente con cribes, así como las cajas y tope hasta la altura del techo.

3.- RELLENO DEL TAJEO Primero, en coordinación radial con Planta de Relleno, se cubre la totalidad de la superficie interior de la tubería con una mezcla de agua y cemento en la misma proporción (lubricante) desde la Planta de Relleno.

D.- PROPORCIONES

Referidos a 1 m3, la proporción de los componentes es como sigue: Volumen absoluto de agregados 0.635 1537 kg/m3 Volumen absoluto de cemento 0.061 120 kg/m3 Volumen absoluto de agua 0.284 153 lt/m3 Volumen absoluto de aire atrapado 0.020 - Aditivo 1.2 lt/m3

Se obtiene una resistencia a la compresión de 21 kg/cm2 después de 28 días de curado.

Relación cemento/agua 1:4 Proporción cemento/agregado 1/7.9 (8 %)

E.- SISTEMA DE PREPARACIÓN DE MEZCLA Figs. 1, 2 y 3

Una Planta dosificadora STETTER modelo CP30. Mediante compuertas suministra un peso real de agregados. Un Mixer (Mezclador) que bate mecánicamente el agua, cemento y agregados suministrados, durante 30 segundos para ser dirigidos mediante un chute a la tolva de la bomba, donde se deposita la mezcla.

Segundo, Planta de Relleno envía material pastoso al tajeo; el personal del tajeo nivela el relleno a la altura requerida. Este rellenado se efectúa en 2 etapas: La primera hasta una altura de 1.80 metros del techo haciendo un talud natural a lo largo del tajeo; luego se detiene la operación durante 2 horas a fin que la mezcla frague y se pueda pisar sin hundirse. La segunda etapa consiste en salir nivelando hasta 0.50 metros de altura del techo y recuperando tuberías hasta llegar al tapón o barrera.

Tercero, Planto de Relleno desconecta la tubería de la bomba e instala el “cañón” que se encuentra conectado a una manguera de aire comprimido; previamente, en la boca de esta tubería se coloca una “bola” de goma o de poliyute, se abre el aire comprimido (100 psi de presión mínima) y la “bola” se empujada por la tubería y esta a su vez a toda la carga existente dentro; al llegar al final de la tubería sale expulsada con fuerza, lo que indica que toda la tubería ya está limpia.

H.- PROBLEMAS DE OPERACIÓN

h.1.- Atoros por segregación.- Ocurren cuando las partículas gruesas por su mayor peso específico se separan de los finos y llegan primero a un codo de

90° principalmente en las caídas libres, formando un tapón compacto, sin agua ni cemento. Se detecta porque la bomba eleva su presión de bombeo a 300 Bar, no pudiendo empujar la carga.

Inmediatamente se debe ubicar el codo donde se produjo la segregación y desacoplarlo de la otras tuberías para proceder a su limpieza manual.

La limpieza del resto de tuberías se realiza por tramos: En superficie, en chimenea o galería y en el tajo.

h.2.- Atoros por falla s mecánicas de Planta de Relleno o Bomba.- Ocurre cuando la Planta dosificadora o la bomba sufren algún desperfecto mecánico o eléctrico que obliga a para un tiempo mayor de 1 hora. Esta circunstancia obliga a realizar la limpieza de la tubería por tramos.

h.3.- Rotura de tuberías por impacto.- Si durante la operación de relleno se produce la rotura de algún codo por desgaste por la abrasión o impacto y fuga constantemente el relleno por esa abertura, se detecta el lugar exacto del problema; si la abertura es pequeña, se comunica a Planta de Relleno para que detenga el bombeo mientras se parcha la abertura con tela de polipropileno y alambre de amarre No. 8; realizada esta refacción temporal se

comunica a Planta de Relleno para que efectúe el proceso de limpieza de la tubería; luego se procede a reemplazar ese codo y reiniciar la operación.

Si la abertura fuera considerable, es más crítico, por lo que se tendría que realizar el proceso descrito para caso de atoros.

h.4.- Factores climáticos.- Las bajas temperaturas en época de verano o sequía llegan a 20 grados bajo cero, lo que ocasiona el congelamiento del agua en la tuberías y mangueras y de las electroválvulas que controlan los pesos del material de relleno; para evitar que esto suceda, cuando la Planta se encuentra detenida, se mantiene el agua corriente en todo momento y las electroválvulas se calientan con reflectores y se hacen trabajar los equipos cada cierto tiempo para mantenerlos calientes.

La temperatura de la mezcla debe estar entre 10 y 25 °C para que el cemento reaccione y comience con el proceso de fraguado.

Las nevadas contínuas permiten que un porcentaje del agua ingrese en estado sólido (temperaturas menores de 0°C) y por lo mismo se detiene el tiempo de fraguado; esto repercute en la resistencia final del relleno, llegando sólo a obtenerse el 60 % de la resistencia del diseño. Por otro lado, el agregado

incrementa su humedad en 25 a 30 % lo que dificulta el trabajo del scraper por su excesivo peso, bajando la eficiencia de operación a un 65 % y obliga a un reajuste de diseño para garantizar que la resistencia final de la mezcla se obtenga.

I.- ANÁLISIS DE COSTOS PROMEDIOS 1999 – 2000

De acuerdo a cálculos efectuados por la empresa, consideran los siguientes ítems y costos:

Preparación 4.67 $ Distribución 1.85 $ Suministro de agregados 37.11 $ Mezclado y bombeo 3.50 $ Tuberías 7.36 $ Losas 7.63 $ Laboratorio/Planta 3.65 $ COSTO TOTAL RELLENO 184.24 $

COSTO/m3 RELLENADO 31.87 $/m3 COSTO/TM DE CEMENTO 191.12 $/TM

XIII. RELLENO DE ALTA DENSIDAD, ALTA CONCENTRACIÓN EN PASTA

A.- DEFINICIÓN

Viene a ser el fluido de una mezcla de agregados ( relave, agregado), con o sin cemento y mínima cantidad de agua y en determinados casos aditivo, a través de tuberías de acero especiales, impulsados por una bomba eléctrica.

B.- CARACTERÍSTICAS

- Se basa en los principios de transporte de concreto por tuberías.

- Al usar los relaves en su totalidad (inclusive la lama), evita su deposición en canchas con las ventajas inherentes.

- Este tipo de relleno no tiene excedente de agua, por lo tanto no necesita sistema de drenaje, no existe pérdida de cemento o finos y crea un piso consistente en corto tiempo (16 horas).

- Permite un rango de concentración en peso entre 88 y 92 %