Maquinaria minera i y ii

ING. MINAS GILBERTO DONAYRE QUISPE
2

3
DEDICATORIA
A mis Padres
Aurelio y María Y
Hermanos
A los docentes de
ingeniería de Minas
de la UNSAAC
En especial para mi
hermano Javier y
para….

4
PRESENTACIÓN
El suscrito de la carrera Profesional de INGENIERÍA DE MINAS, de la
Universidad Nacional San Antonio Abad del Cusco, en esta oportunidad,
presento con mucha satisfacción; como resultado de mi inquietud personal y
consciente de la escasa Bibliografía; presento esta obra Titulado como
“MAQUINARIA MIENRA I Y II PROBLEMAS RESUELTOS”
El presente trabajo se ha desarrollado teniendo en cuenta la
trascendencia del curso y por razones prácticas lo dirijo: a los futuros
Profesionales de INGENIERÍA DE MINAS y a toda persona interesada en
potenciar sus conocimientos en:
EQUIPOS SUBTERRÁNEOS Y SUPERFICIAL, la cual le servirá para
desarrollar con facilidad y con suficiencia criterio para resolver tipos similares
o relacionados a la materia.
Finalmente, confió que la presente publicación merecé la acogida de
todas las personas interesadas.
El Autor.

5
PROLOGO
Con la finalidad de facilitar en la asimilación de la presente área, me he
propuesto desarrollar y presentarlo a los Futuros Profesionales de INGENIERÍA
De MINAS Y RAMAS AFINES y/o otras Especialidades afines personas que estén
de alguna manera relacionados a la Actividad Minera.
En plena era espacial donde la tecnología la cibernética y la computación
minimizan grandes problemas técnicos y Operacionales. No es justo mantener
sin divulgación los conocimientos que otros necesitan como herramienta de
Estudio. Se adopta metodología general de enseñanza a través de Ejemplos
y/o a la toma de decisiones.
Con la información proporcionada, es posible que el Estudiante
conceptúa de mejor manera los problemas a presentarse en los diferentes
Capítulos señalados de la presente Area y su aplicación en los diferentes
capítulos.
Debo expresar mis agradecimientos a los Docentes y Estudiantes de
INGENIERÍA De MINAS quienes de alguna u otra manera han contribuido en
impulsar esta publicación.
Así mismo debo presentar excusas, a quienes utilicen esta publicación,
por los posibles errores cometidos, mucho agradeceré me hagan llegar sus
observaciones.
¡Hasta la próxima publicación!!!
Cusco, septiembre de 1995
El Autor.

6
MAQUINARIA MINERA I
CAPITULO I......................................................................................................7
EQUIPOS DE EXCAVACIÓN Y EXTRACCIÓN.....................................................7
EQUIPOS DE PERFORACIÓN..........................................................................10
CAPITULO II...................................................................................................25
FORMULAS....................................................................................................25
CAPITULO III..................................................................................................46
FORMULAS....................................................................................................46
PROBLEMAS..................................................................................................52
CAPITULO IV .................................................................................................62
PROBLEMAS..................................................................................................67
TRANSPORTE SOBRE RIELES .........................................................................67
MAQUINARIA MINERA II ..............................................................................86
CAPITULO I....................................................................................................86
FORMULAS....................................................................................................86
EQUIPO DE RASTRILLAJE...............................................................................86
PROBLEMAS..................................................................................................92
RASTRILLOS...................................................................................................92
PROBLEMAS................................................................................................113
IZAJE ...........................................................................................................113
CAPITULO III................................................................................................125
FORMULAS..................................................................................................125
FAJAS TRANSPORTADORAS........................................................................125
PROBLEMAS................................................................................................131
TRANSPORTE CONTINUO ...........................................................................131
REFERENCIA BIBLIOGRÁFICA ......................................................................152

7
CAPITULO I
EQUIPOS DE EXCAVACIÓN Y EXTRACCIÓN
(PERFORACIÓN)
1. CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DE JUMBOS
60min * * *
*
*
*
hr F N E
C
F B F
K
S P
F E
N
P K

 

C= Capacidad de producción del Jumbo (ft/hr)
F= Profundidad del taladro
N= Número de perforaciones que consta el Jumbo
E= Eficiencia de (50-80%)
B= Tiempo necesario para el cambio de broca (1.5 - 3min)
S= Longitud del taladro por cambio de broca
K= Retraso de reposición y enroscado del cuello. (1 – 2 min)
P=Promedio, velocidad de penetración (ft/min)
2. VELOCIDAD DE PENETRACIÓN
2*3.14* *
; ( min)
*
N T
V ft
A E

Donde:
V= Velocidad de penetración
N= Velocidad rotacional (RPM)
T= Es un torque (lb/ft)
A= Área de la selección transversal (in2
)
E= Energía esparcida [lb-ft/ft3
]

8
3. COSTO DE BARRENO – BROCA
 *A B T D
Co
F
 

Donde:
Co= Costo de barreno ó broca
A= Costo de barreno
B= Costo de la broca
T= Horas perforadoras al mes
D= Precio por hora
F= Pies perforados por mes
4. TIEMPO TOTAL DE PERFORACIÓN – JUMBO:
Ttp = T. Perforación Neta + T. Sacado Barreno + T. Maniobra
JACK-LEG:
Ttp= T. Perforación Neta + T. Sacado Barreno
5. RÁPIDO NETO PENETRACIÓN DEL JUMBO
Total pies perforados
Rnpj
Tiempo Neto de Penetración

6. RADIO TOTAL DE PENETRACIÓN DEL JUMBO
Total pies perforados
Rnpj
TiempoTotal de Penetración

7. RENDIMIENTO DE PERFORACIÓN (R)
60min/ * * *R hr V T N
Donde:

9
R= Rendimiento de perforación (m/turno)
V= Velocidad de perforación (m/turno)
T= Tiempo de duración por turno
n= eficiencia= N
Tiempo Neto perforados
N
TiempoTotalTurno

8. TIEMPO DE PERFORACIÓN POR TURNO
*
*
N Pt
Tt
V Eff

Donde:
N= Número de taladros perforados/ turno
Pt= Profundidad del taladro
V= Velocidad de penetración
Eff= Eficiencia de Tiempo de perforación
9. EFICIENCIA DEL TIEMPO
*100%
Horas
Tf
turnoEff
Horas
turno


Donde:
Tf= Tiempos fijos asignados puede ser por engrase por servicios mecánicos,
Eléctricos, por disparos, entrada y salida por refrigerios
FRASE
EL VER MUCHO Y EL LEER MUCHO AVIVA LOS INGENIOS DE LOS
HOMBRES

10
PROBLEMAS
EQUIPOS DE PERFORACIÓN
1. Un Jumbo neumático trabaja en las siguientes condiciones:
Profundidad del taladro: 6 ft
Eficiencia del operador: 70%
Velocidad de penetración: 2 ft/min
Colocación y enroscado del cuello del barreno: 1.6 min
Longitud de perforación por cambio de broca: 200 ft
¿Cuántos taladros perforamos con el Jumbo y de cuantas máquinas estará
compuesta?
Datos:
Pt= 6 ft N° taladros= ?
70%
Eff
Operador
 N° máquinas= ?
V= 2 ft/min
K= 1.6 min
S= 200 ft
0.70 60
2 / min 1.6min
1.31 1 .
60
60min 6 1 . 0.70
6 3min 6
1.6min
200 2 / min
252
53.73 /
4.69
E x F x ft
N
P x K ft x
N máq
x F x N x E
C
F x B F
K
S P
hr x ft x máq x
C
ft x ft
ft ft
C ft hr
 
 

 

 
 
53.73 /
. . 8.96 9 . / .
6 / .
ft hrC
Nro TotalTal talad hr
F ft talad
   

11
2. En la explotación subterránea por corte y relleno se utilizan para la perforación
máquinas perforadoras modelo BBC-120 F. cuyo peso es de 69 kg. Que posee
una velocidad de perforación de 7 in/min plata telescópica se apoya al centro
del tajeo. El yacimiento y tajeo tiene las siguientes características:
Buzamiento 50° portaveta 1.10m. el ancho de minado 20 cm en cada caja
altura libre disponible para el trabajo 2m, calcular la fuerza de empuje de la
pata telescópica. Si se perfora un taladro en la caja techo. El rendimiento en
metros por turno si se perfora normalmente el 40% del tiempo teórico.
Datos:
BBC= 120 F
Peso= 69kg
V perf= 7 in/min
Bz= 50°
Por vela = 1.10 m
Amb= 0.20 m
h= 2.00
h= 40 % del tiempo teórico
1.50 1.50
50 1.96
.50
tan 40 1.68
2.00
0.98
tan 40
2.00
Enel ABC
Sen AC m
AC Sen
EG
m
AO m
EG
Enel
   

  

  

12
tan.40 2 1.68 .
90
90 19 17 24 10 42 36
1.68 0.98 0.70 .
0.70
. .
2.00
19 17 24
69 .
73.1 .
.70 42 36
Re dim .
60 . . .
7 lg
EG x m
GF EG EF
GF m
GE
tg tg
GO
P
Sen
F
KgP
F Kg
Sen Sen
n ientodela máquina
R V T N
V pu
 

  


  
  
        
 
  
    
  

  
 


2.54 . 1
min.
1 lg. 100 .
0.19 min.
min m 8
60 0.18 0.40
min
m
34.56
min
cm m
x x
pu cm
V m
hr
R x x x
hr turno
R

 
  
 

3. Una perforadora Jack-log tiene una velocidad de avance de 8 pulg/min. Y
trabaja en un frente por cuya sección es 10´x12´ durante 6 hrs. realizando 40
taladros por disparo. Calcular el rendimiento del equipo y calcular el
avance/disparo.
:
8 lg min
10 12
8
6
Datos
V avance pu
S x
T hr turno
t hr turno

 



13
#de 40 .
)Re dim .
60 . . .
0.0254
8 lg min.
lg.
0.203 min
6 0.75
Re dim
60min 0.203m min 8 0.75
73.08
) .
73.08
40
taladros tal disparo
a n iento
R xV T N
m
V pu x
pu
V m
n hr hr
n iento R
R hr x x hr turno x
R m turno
b Avance por disparo
m disparo
avance
tal




 



 1.827
6 .
m
adros disparo
Avance ft deavance


4. Se realiza la explotación de un yacimiento filoneano de 78° de buzamiento por
el método de almacenamiento provisional. El ancho del minado es 1.00 m. La
altura libre de trabajo es de 2.00 m., en la mina se dispone para los trabajos de
máquinas perforadoras modelo BBD 46 WS8 cuyo peso es 40.5 Kg. Calcular la
fuerza de perforación en las algas, sí se coloca la pata telescópica en la parte
central del piso del tajeo.

14
:
78
1.10
2.0
40.5
?
0.55
90 78
0.56
1.10 1.10
78
78
1.125
12 12 2 0.45
2
; 0.55 0.43
0.13
0.130
2 2
3 4 38,38
Datos
Bz
ancho m
h m
peso
F
AO
Sen Sen
AO m
Sen AC
AC Sen
AC m
EF
tg FE tg x m
cm
GF GE FE GF
GF m
GF
tg tg
cm cm
 


 





 

   


     
   

  
  
90 3 4 38,38 93 43 8,38
180 93 43 8,38 86 16 51,62
40.5
86 16 51,62
40,585 . .
w
KgP
F
Sen w Sen
F Kg f
        
       
 
 

5. Una máquina perforadora Jack-Leg. con un avance de 12 pulg/min. Trabaja en
un frente de sección 3´x3´ durante 4.5 hr. ¿Cuántos taladros se realiza en el
frente? Sabiendo que el tiempo de perforación por taladro es 6 min. Y calcular
el avance por disparo.
lg 0.0254
12
min 1 lg
0.3048 min
4,5
0.5625 0.5625%
8
avance
avance
pu m
V x
pu
V m
hr
n
hr


  

15
 
Re dim 60
min m
60 0.3048 8 0.5625
min
82.96 .
#de 3 3 10
30 .
82.296
30 .
2.74
9.00 .
n iento R xV xT x N
hr
R x x x
hr turn
R m turno
taladros frente x x
tal frente
m disparo
Avance disparo
tal disparo
m
ft tal
 







6. Se dispone de los siguientes datos en la perforación de un banco, en una mina
a cielo abierto con una máquina perforadora BUCEYRUS ERIE 60 R. que trabaja
bajo las siguientes condiciones Rotación 34 R.P.M., presión de aire 28 psi,
presión hidráulica 320 Psi, material de
:
´ 35 .
. 28
. 320
#de 9
Datos
Rotaci ón RPM
P aire Psi
P hidraulica Psi
taladros




 
3
1
4
Pr .Pr 17
2.5
23.84min
0.91min
. 2.825
:7 8
12 "
Re dim ?
)
23.84min 0.91mi
of omedio m tal
Sobreperforación m
Tiempode perforación tal
Columna de perforación tal
P e trn m
Malla VxE x m
Broca
n iento
a Tiempototal de perforación
tal








  n tal

16
 
 
24.75min. .
) .
100%
8 2.5
100% 68.75%
8
)
17
0.69 min
24.75min
) /
9 17
322.
0.69 min 0.6875
p
tal
b Eff del tiempo
Hr tur Tf
x
Hr tur
hr hr
x
hr
c Velocidad de perforación V
m tal
m
tal
d Total detiempoempleado g día Tt
tal x m talNxPt
Tt
VxEff m x




 
 
   52min
5 22.5min.Tt hr
 
 
)
8 5.375 2.5
e Tiempodedemorasenla perforación Td
Td hrs hr hr  
 
 
 
3 3
3
3
3 3
0.1247 7.48min
)
1 7 8 1 56
) cos / .
56 % .
2.5
% 100%
17
14.7%
56 0.147 56
Td hr
f Cálculodem perforadoras por m m m
V x E x m x x m m
g Metroscúbi netos perforados m Vn
Vn m m sobreperforación
m
sobreperforación x
m
m m
Vn
m m
 
  

 
 

   
   
   
3
3
3
47.768
)
47.768 2.825
Vn m m
h Tonelaje por metro perforado
m Ton
x
m m
 
 
 

   
    
  

17
3
3
3 3
134.945
) /
60min
60 0.69 min
41.4
cos /
47.768 41.4
1977.59
) /
1977.59 2.825
5586.69
Re dim
Ton
m
i Velocidad de perforación hr
hr xV
x m
Vp m hr
j Metroscúbi perforados hr
m m x m hr
m hr
k Tonelaje Perforados hr
m hr x Ton m
Ton hr
n ientod









5586.69
ela BUCEYRUS ERIE con
R Ton hr
7. Se realiza la explotación de un yacimiento filoneano de 80° de Buzamiento por
el nivel SHIRINGE (almacenamiento) el ancho de minado es de 2.20 m. y la
altura libre de trabajo es de 2.5 m. La empresa dispone de 2 perforadoras
Stoper modelo BBD46WSE cuyo peso es de 40.5 Kg. Calcular:
a) La fuerza de perforación en las alzas si se coloca la pata telescópica en
la tercera parte del piso de tajeo.

18
 
 
80
2.20
2.50
40.5
?
2.2
80
2.2
2.23
80
2.23
0.74
3
10
2.5
10 2.5 0.44
Datos
Buzamiento
Ancho m
Altura m
Peso Kg
F enlas alzas
Enel ABC
Sen
AC
AC m
Sen
Posicióndela pata telescópica
HF m
Enel OGF
GF
tg
m
GF tg x m

 




 
 

 
  
  
 
 
 
0.74 0.44
0.30
0.30
6 50 34
2.5
90
90 6 50 34 83 9 26
40.5
83 9 26
40.79
HG HF GF
HG
HG m
tg
P
Sen
F
Kg
F
Sen
F Kg
 
 


 
 

    
 
       


 


19
8. Se dispone de los siguientes datos en la perforación de un banco en una mina
a cielo abierto con una máquina perforadora BEGOR que trabaja bajo las
siguientes condiciones:
Rotación 40 RPM, la presión del aire 28 Psi, presión hidráulica 400 Psi, 44-410
F, cuyo Ø es igual a 11 pulg. N° de taladros por g día 8 taladros, profundidad
promedio del taladro 10.50 m, (10.5 m) /taladro sobreperforación 2 m/taladro.
Eficiencia del tiempo/g día 92%, tiempo de perforación 18 min/taladro, P.e del
material 2.6 Ton/m3
.
Calcular:
a) El avance de perforación o de la velocidad de perforación.
b) El tiempo empleado en la perforación por guía.
c) Tonelaje por metro perfecto
d) Tonelaje perforado/ hr. O el Rendimiento.
:
40
Pr 28
Pr 400
3 5
11
/ 8
Pr 10.5
Datos
Rotación RPM
esióndeaire Psi
esiónhidráulica Psi
Malla x m
broca
Taladro perforados g día taladros
ofundidad total m taladro








3
2
72%
18min
. 2.6
10.5.
) 0.58 min
. / . 18
10.5
) 201.15min
0.58 min 0.72
)
Sobreperforación m taladro
Eff
Tiempo perforado taladro
P e ton m
m taladroPerf promedio
a Vp m
tiempo per talad tal m taladro
N xPt tal g día x
b Tt g día
V x Eff m x
c T




  
  
 
.
1
on por metro perforado
Va malla x m

20
 
 
 
3
3
3
3
3 3
3 5 1 15
cos
%
2
% 100%
10.5
% 19.05%
15 0.1905 15
12.14
12.14 2.6
31.56
Va m x m x m m m
Metroscúbi netos perforados por metro Vn
Vn m m sobreperforación
m tal
sobreperforación x
m tal
sobreperforación
Vn m m x
Vn m m
Ton m m m x ton m
Ton m
 
 


 



3
3
3
/
60min 0.50min
34.8
) cos /
12.4 34.8 422.
Ton m
velocidad de perforación hr
Vp hr hr x hr
Vp hr m hr
d Metroscúbi perforados hr
m hr Vn x Vp
m m
x m hr
m hr



 
3 3
422.47 2.6
1098.42
Re dim 1098.42
toneladas hr m hr x Ton m
Ton hr Ton hr
n iento Ton hr



9. Un Jumbo neumático trabaja en las siguientes condiciones:
Profundidad del taladro = 12ft
Eficiencia del operador = 80%
Velocidad de Penetración = 0.70 m/min.
Colocación y enroscado del barreno 1.6 min.
Cambio de una broca por otra 4 min.
Longitud de perforación por cambio de brocas 300 ft.
Cuántos taladros se perfora con el Jumbo y en qué tiempo efectivo en un
frente cuya sección es de 4.5 x 4 m.?

21
Datos:
12
80%
0.70 1
2.3 min
min 0.3048
1.6min
4min
300
Sec 4.5 4 .
12 0.80
2.3 min 1.6 min.
2.6 3 .
60 . .
. .
60min 12 3 0.80
12 4min. 12
1.6min
300 2.3 min
F ft
E
m ft
P x ft
m
F
B
S ft
ción x m
F x E ft x
N
P x K ft x
N máq
x F N E
C
F B F
C
S P
hr x ft x x
C
ft x ft
ft ft
C


 




 
 

 

 
 248 .ft hr
248 .
#
12 .
21
ft hr
taladros
ft tal
taladros hr


 # 4.5 4 10
42.43 42
taladros frente x x
taladros

 
10.Se realiza la explotación de un yacimiento filoneano de 80° de lanzamiento por
el método de corte y relleno el ancho de minado es de 2.20 m. y la altura libre
de trabajo es de 2.50 m. la empresa dispone de máquina perforadora stopper
modelo BBD 46 WSB cuyo peso es de 40.5 Kg. Calcular la fuerza de perforación
en las alzas si se coloca la pata telescópica en la tercera parte del piso del tajeo.

22
2.20
Cos 10
2.23
2.23
0.74
3
tan 10 0.44
2.5
0.74 0.44 0.30 .
0.30
tan 0.12
2.50
6 50 34
90 9 26
Enel ABC
AC
AC
AO m
EF
g EF m
Y mts
g


 

 
   
  
 
  
  
 
40.5
83 9 0
40.8
P P
Sen F
F Sen Sen
F Kg


   
 

Calcular el rendimiento de la máquina con 6 horas efectivas de trabajo.
V = 12 pulg /min, 0.0254m = 1pulg.
12 lgmin 6
60 8
1min 8
lg
4320 0.0254
lg
109.73
puhr
R x x x
h turno
pu m
R x
turno pu
R m turno




23
11. Se realiza la explotación filoneano de 50° de buzamiento por el Método del
chiring donde el ancho del Minado es 1.50 m y la altura libre de trabajo es de
2.0 m. La mina para trabajos de perforación cuenta con máquinas [Jack- Leg]
stopper BBD80/91W/WN cuyo peso es de 69 Kg. Calcular la fuerza de
perforación en las alzas si se coloca la pata telescópica en la parte central del
piso de tajeo.
?
1.50
Cos40
1.96
F
AC
Enel ABC
AC
AC m


 

 
 
   
0.93
tan 40
2
tan 40 2 1.68
1.68 0.98 0.70
0.70
tan 0.35
2 2
19 17 24
90
70 42 36
69
73
70 42 36
AO m
Enel OEG
x
g
g x m
Y x AO m
y
KgP P
Sen F F Kg
F Sen Sen


 




  

    
  
  
   
  
     
 

24
12.Una perforadora Jack-Leg tiene una velocidad de V=8 pulg/min y trabaja en un
frente de 10 x 12 ft durante 6 horas realizando 40 talad/disp. Calcular el
rendimiento del equipo y cuál es el avance por disparo.
  
1
8 lg min.
10 12
6 .
40 .
60
60 min. 8 lg min 6 *
8 lg min. 0.254 lg.
0.2032 min
8 .
6
0.75
8
min
60 0.2032 0.75 8
9.144 8
73.15
73.15
40
V pu
S x
t hrs
N tal disp
P TVn
R m pu hr n
V pu x m pu
V m
T horas
Te
n hr hr
T
m hr
R x x x
hr hr tur
R x
R m turn
m tur
Avance

 







  



 1.8288m tal
tal turn

FRASE
“EL QUE CONOCE POCO LO REPITE A MENUDO”
2

25
CAPITULO II
FORMULAS
COMPRESORAS
   
 
 1
2 3
1 12
1
7854 lg
12 12
47 V
L
Ax L
V d L pu
d
 

∅ del cilindro de baja presión.
 
2
2 2
2
1 1 1
1 1
... 1
d V
d V rP Pa
  
Para compresor de dos etapas
 
 
1
2
2 1
2 1
2
2
1 1
... 2
atm
pista
atm man
Pa
r P Pa P
P Cap
d d V
P N RPM
P P P
 
   
 
 
  
 
 
Para el cálculo de diámetro real se determina por la siguiente relación:
100%
1 .Eff Vx d
Es el ∅ real del cilindro de baja presión.
r= relación de compresión.
( )
( )
man atm abs
atm atm
P P lugar P
r
P lugar P

 
1 2,d d  diámetro del cilindro de baja y alta presión, (pulg).
1 2,V V V1 (volumen de aire libre formada por el cilindro de baja presión, ft3
)
2V  desplazamiento del pistón en el cilindro de alta presión, (pulg2
)
A  área del cilindro de baja presión, (pulg2
)
L  Longitud de la carrera del pistón, (pulg)
aP  Presión atmosférica

26
1 2,P P  Es la presión de descarga del cilindro de baja presión (PSI) y del cilindro
de alta presión (lb/pulg2
)
2 1
1
2
( )
,
/ min
( )
atm
man
atm
Co x P lugar
VT
Pw P
Co caudal sumnistrodel compresor deairelibre
cfm ft
VT VolumenTeórico
VT x P
Cap Útil
P lugar
P P P
P Caída de presiónadmisible
P presióndel depósito
P presión
Q Co






 




1 100 3.281 39.77
1 12 lg 30.48 0.3048
1 lg 2.540 25.4
UNIDADES
in cm ft slug
ft pu cm m
pu cm mm
  
  
 
.
. . .
Q
V pistón
N oil x RPM
V vast Avast x Loarr



RENDIMIENTO DE LAS COMPRESORAS
RENDIMIENTO MECÁNICO:
Re 100
PT
Effmeo nd meo x
PR
 
RENDIMIENTO ADIABATICO:
Wta
Eff adiab
Wra


27
Wta potenciaisotérmicateórica
Wra potencia real adiabática


RENDIMIENTO ISOTERMICO:
Wti
Eff iso Riso
Wta
Wti potenciateóricaadiabática
Wta potenciareal adsorvida
 


RENDIMIENTO VOLUMETRICO:
1
2
1
100
. ( ) .
.
( )
(
D
D
n
Vi
Rvol Eff vol x
Vb
Vi Cap real deentrega Q aspirado
V volumendesplazadodel émboloenel cilindro
V A x D x N RPM airedesplazadoenel cilindro
P
Eff vol HC C
P
C espaciomuerto
PL presiónabsoluta presiónde
 


 
 
   
 


1
2
1
)
1.4
1
1 1
0.96
var 0,6 0,12
atm
entrega
P P
n Coeficiente Politrópico n
P
Effvol Q E
P n
Q factor quedependedelas pérdidasenlasválvulas yQ
E Volumenmuertorelativo paracompresoras normales ia

 
    
     
    
 
 
FACTOR DE ALTURA: COMPRENSACIÓN ISOTERMICA
 
 
 1 2
0
2 1
;
P P P
F factor para h
P P P



ABIABATICO
 
 
 1 2
2 1
;
nP P P
F PV K F
P P P

  


28
 
 
 
1
2
1
2 2
.
.
atm
V Volumendel aireaspirado
P presiónmanométrica deairecomprimido entregado
P P n m
P Patm auna altura h
V volumendeairecomprimidoa n m
V Volumendeairecomprimidoala P






CONSUMO DE AIRE = 0Q x F
POTENCIA PARA UN COMPRESOR
 
 
 
 
1
1
1
1 2
1
144
33000
144
1
33000 1
#
1.3947 1.4
atm
n
Nn
PT P
P P lugar
V el volumenqueentregael aireal compresor
r relacióndecompresión
PVNn P
PT
n P
HP ADIABATICO
N deetapas del compresor
n coeficiente politrópicon





     
    


 
1
2
06 1.4
Pr
abs
P esiónatm
V Volumendeentrega
P P




POTENCIA REAL DEL MOTOR DE LA COMPRESORA
100% :
atm
PT
Effmeo x PR PT Pvf
PR
P Pw P
f x V x L
Pf
d x Pm
  
 


29
 
 
 
 
 
2 2
int
. . .
;
4
4
tan
f factor derozamiento
V velocidado flujodeairelibre
L longitud tuberia m
d ernodelatuberia m
Pm presiónmedia absoluta bar
Pf caída de presión bar
BV L P D
Pf atm A
RTD
A
D
Pf caída de presiónenatm
R cons









 
 
  
 


 
 
 
 3
lg 29.27
273
min 1.3 60
1.3 60
tede asR
T T abs C
D tuberiasdelatuberia mm
L longitud delatuberiaen m
V velocidad del aire m seg
B indicederesistencia
G eslacantidad deaire su istradaenkilos hora m m x
G xQ x mm


    






TRANSMISIÓN DE AIRE COMPRIMIDO TUBERIA MATRIZ O PRINCIPAL
Se eligen
ANALITICAMENTE:
 1 24 100
5.24 lg
60 254
V V
d x pu
C
   
    
   
 
 
1
2
1
2
V
V
r
V Qdeaspiración cfm
V Qdeairequeentregael compresor cfm




30
 
,
r relacióndecompresión
d tuberia detuberia
C velocidad decirculación m s




FACTORRES DE SIMULTANEIDAD PARA CONSUMO PARA MAQUINARIA
PERFORADORAS
N°
MAQ
FAC.
CORREC
1 1 16 0.62
2 0.9 17 0.61
3 0.9 18 0.6
4 0.85 19 0.59
5 0.82 20 0.58
6 0.8 21 0.58
7 0.77 22 0.57
8 0.75 23 0.57
9 0.73 24 0.56
10 0.71 25 0.56
11 0.69 26 0.55
12 0.67 27 0.55
13 0.65 28 0.54
14 0.64 29 0.54
15 0.63 30 0.53
PERDIDAS DE PRESIÓN INDICES DE RESISTENCIA PARA G KILOS DE PESO DE
AIRE QUE CIRCULA A LA HORA
G B G B
10 2.03 1000 1.03
15 1.92 1500 0.97
25 1.78 2500 0.9
40 1.66 4000 0.84
65 1.54 6500 0.78
200 1.45 10000 0.73
G B G B
200 1.45 10000 0.73
250 1.36 15000 0.69
250 1.26 25000 0.64
400 1.18 40000 0.595
650 1.10 65000 0.555
1000 1.03 200000 0.520

31
ENERGÍA NECESARIA PARA COMPENSAR FUGAS
1 t/e m^3/min KW CV
2 1 0.06 0.3 0.4
3 10 0.60 3.1 4.2
5 27 1.60 8.3 11.2
10 105 6.30 33.0 44.0
FUGA DE AIRE
Ø DE ÁREA
SU ORIFCIO
mm
POTENCIA NECESARIA
COMPENSACIÓN
PERDIDAS DE PRESIÓN CON SUS EQUIVALENTES EN LOS ACCESORIOS EN
METROS EQUIVALENTES DE TUBERIA RECTA
ACCESORIOS PARA TUBERIAS
LONGITUD EQUIVALENTE (m)
Ø interior de la tubería
1" 1 1/2" 2" 3" 4" 5" 6"
Válvulas de diafragmas 0.5 2 3 4.5 6 8 10
Válvulas de compuertas 0.3 0.5 0.7 1.0 1.5 2 2.5
Curvas de 90° 0.3 0.5 0.6 1.0 1.5 2 2.5
Curvas de 45° 0.15 0.25 0.3 0.5 0.8 1 1.5
Codos redondos (90°) 1.5 2.5 3.5 5.4 7.0 10 15
Codos de enlace 1.0 2.0 2.5 4.0 6.0 7.5 10
Tes 2.0 3.0 4.0 7.0 10.0 15 20
Manguitos de reducción 0.5 0.7 1.0 2.0 2.5 3.5 4
Niples, unión universal 0.1 0.17 0.23 0.33 0.5 0.67 0.83
Válvula check 2.0 2.2 4.0 6.40 8.0 10 12

32
AIRE COMPRIMIDO
PROBLEMAS
1. Se tiene un depósito cuyo volumen es 100 ft3 y contiene aire 100 psi, la presión no debe
disminuir de 80 Psi. Cuál será capacidad útil si las instalaciones se encuentran a nivel del mar.
 
 
2 1
3
3
100 100 80
14.7
136
atm
Vt x P P
capacitaciónútil
P
ft x Psi
Q
Psi
Q ft





2. Un compresor alternativo de doble etapa de un solo efecto adm 915 CFM de aire libre y tiene
como características las siguientes RPM = 870
4 cilindros de baja presión
Ø de vástago 1”
Longitud de carrera 6”
Eff.V.= 80%
Patm. Del lugar de trabajo 99 Psi
Presión de descarga del compresor 102 lb/pulg2.
Calcular las dimensiones de los cilindros del compresor considerando, el espacio muerto 1”
C=1”.
V
 
3
3
2
2 2
915 min
. 4 870
0,26
4
1 6 lg
4 144 12 lg
Cap ft
V
N cilind x RPM x RPM
V ft
d
V vástago Ax L x L
ft pu
V x x ft
x pu


 


 


33
3 3
1
3
1
1
1
1
0,002727
. .: 0,26 0,002727
0,2627
0,2627
47 47 9.83 lg 10 lg
6
100% 100
. 9.83
80
10.99 11"
:
V
Vol admit V ft ft
V ft
Diámetrodel cilindrodebaja presión
V
d pu pu
L
Diámetro real x d
Effv
x
Diámetrodel cilindrodealta presión

 

   
 
 
1 1
4 4
2 1
2
2
2
9.9
9.83
111.9
5 36 5"
102 9.9 111.9
6" 1" 7"
a
abs man atm
P
d d
P
d
P P P
P Psi
Longitud total decarrera
   
    
  
  
 
  
  
3. Se tiene un compresor alternativo de simple afecto cuyas características son las siguientes:
Ɵ del cilindro interno 5 ½”
Ɵ del vástago 1”
Longitud interna del cilindro 7 ¾”
Longitud de carrera 6 ½”
Velocidad 800 RPM
Presión de descarga 88 Psi= Patm
El compresor trabaja donde la presión atm. es 9.4 Psi. Calcular la eficiencia volumétrica y el
caudal aspirado por el compresor teniendo en cuenta que el espacio muerto asciende a 3%
Datos:
Ɵ tubería = 5 ½”
Ɵ vástago = 1”
L tubería cili. =7 ¾”
L carrera = 6 ½”
1) Eficiencia volumétrica:
1
2
1
. . 1 0 0
n
P
Eff v
P
 
    
 

34
88 9.4
. . 1 0.03 0.03
9.4
. . 0.8706
. . 87.06%
Eff v
Eff v
Eff v
 
    
 


2) Caudal aspirado V1 = ?
1
. . 100%
V
Eff v x
VD

2
2
3
1
3
1
6,5" 800
4
5,5 6,5
800
4 12 12
71,49
. . 0,8706 71,49
100% 1
62,24
d
VolumendesplazadoVD x x RPM
VD x x
VD ft
Eff v xVd x
V
V ft



 
  
 

 

4. Una máquina perforadora BBC-17 W/WTH, requiere de 127 ft3
/min de aire libre,
cuando requiera a una altitud “h”, donde la presión atm. es de 9.4 Psi y la
máquina requiere como mínimo de 80 Psi.
Datos:
Cap. Máq. =127 CFM h=?
P2=9.4 Psi
P=80 Psi
P1=14.7 Psi
 
 
 
 
1 2
2 1
.
14.7 80 9.4
9.4 80 14.7
1,476
Q requerido
Consumodeaire x F
máq
P P P
F
P P P
F

 
 
 

127 1.476
187,49 188 .
Consumo deaire cfm x
Q cfm máq

 

35
5. Para el trabajo normal de una instalación de aire comprimido de una mina se
dispone de 3
15 minm la cual se transporta a una distancia 250 m. por una tubería
de 2
50cm de sección, siendo la presión de trabajo 8 atm. y una temperatura
ambiente de 9°C determinar la caída de presión en atm.
   
 
2
3
22
3
* * ;
* *
. 1
8 1 9
15 min1000 1000
. . 5.56
60 60 8 1 50
min
1.3 15 60 1170
min
1.03 0.0204 1.0096
500 170
0.0204
0.06
4 50
7.98 79
abs
BV
Pf L P atm
R T D
Presiónmedia absoluta P efectiva atm
P atm
mx
V m seg
p cmA cm
m
G x x Kg hr
hr
x
y
D cm


 
  
  

 
  
 
  
 
 
2
.8
1.0096 5.56 250 9
0.107 .
29.27 273 9 79.8
mm
x x m x
Pf atm
x x
 

6. N° de revoluciones por minuto 1000 es un solo efecto y de doble etapa, espacio
muerto 2.5% = C, la presión manométrica de descarga es de 100 lb/pulg2
. El
compresor trabaja a nivel de mar.
a) Cuál será el volumen entregado al recibidor
b) Cuál será la eficiencia mecánica.
Datos:
2
100 lg
?
7"
manP lb pu
V





36
1
8"
1000
2
2.5%
?
L
N RPM
N
c
V

 



 
1
2
2
3
2
1 2
2
1
1 1.4
1
1
1
) . . 100%
4
7 8
100 178.17
124 12
178.17
. . 1 1 2
100 14.7
. . 1 0.025 0.025
14.7
. . 0.92 92%
. .
0.92 178.16
163.90
)
V
a Eff v x
d
VD x L x N RPM
Vd
VD x ft
VD CFM
P
Eff v c c
P
Eff v
Eff v
V Eff v x VD
V x
V CFM
b


 
 
 

 
     
 
 
    
 
 



4
1
1
2
1
1
1.4 1
1
2 .4
. . 100%
144
. .
33000 1
144 1.4 100 14.7
14.7 163.9 2
33000 1.4 1 14.7
25.1 25
Pr
t
r
n
Nn
t
x
t
P
Eff v x
P
PNn
P P v
n P
P x x x
Pt Hp hp
Pt Pvf
 
 
 
 
 
 

 
         
 
            
 
 
 
 
 
3 4
3 4
0.105
0.105 178.16 5.12
25.1 5.12
Pvf VD
Pvf Hp
PR

 
 

37
30.22
25.1
. 100 100
Pr 30.22
. 83%
PR
Pt
Eff meo x x
Eff meo

 

7. Se tiene un compresor a 10,000 ft de altura que suministra aire comprimido por
un sistema de tubería a las fuentes de trabajo A y B, los tubos que van por un
pique vertical de 1000 ft de profundidad al fondo existen dos galerías por donde
se llega a los frentes A y B, en el frente A que es un tajeo se tiene 4 martillos de
perforación que requiere 114 CFM. Cada uno a nivel del mar. El frente B, que es
una galería que tiene un martillo que requiere 131 CFM y otro de 104 CFM
ambos a nivel del mar. Calcular el gasto de aire comprimido trabajando
normalmente en los dos frentes A y B respectivamente la tubería es de 2 ½” y
2” de Ø para los frentes A y B, respectivamente la tubería de piques es de 3”. La
temperatura promedio es de 55°F. En una tubería del pique se localizan dos
orificios de fugas uno de 2 mm y el otro de 3mm de Ø, la distancia horizontal
del compresor al cuello del pique es 50 ft presión manométrica para estas
máquinas es de 80 Psi.
Datos:
Frente A= 4 máq. x 114 CFM
Frente B=1 máq. x 131 CFM
Frente C=1 máq. x 104 CFM
Q= ?
 
 
10,000 14.7
10,000
14.7
10,000
log log 1.0086778
122.4 460 55
10.202
9,000
log
122.4 460 55
10.58
P Psi
PA PB Pc
PA PB Pc Psi
  


   

  
 
 
 
 
14.7 80 10.58
1.33
10.58 80 14.7
Pa P Ph
F
Ph P Pa
 
  
 
Consumo de aire
Frente A: = 4 x 114 CFM x 1.33 = 606.50 CFM
Frente B: =1 x 131 CFM x 1.33 = 174.23 CFM

38
1 x 104 CFM x 1.33 = 138.32 CFM
0.85=> 4 máq.
Factor de simultaneidad: 0.90 => 2 máq. consumo del gasto de aire comprimido
será del:
:
606.50 0.85 515.53
:
312.55 0.9 .
: 30.00
0 281 29
CFM
CFM
Fugas CFM
Frente A
CFM x
Frente B
x CFM x



3
3
:
1 0.06
2 2 0.54
3 0.6
Fugas
m min
x y
m min
       

        
         
2 1
0.27
1.54
0.06 0.27 0.33
1 14.50388 0.33 87.02334
6 87.028 28.71 30
87.08334
y
y
x
bar Psi x
bar x Psi CFM
x
  
  
 
   

capacidad de compresión del mar
Pman en el punto C

39
3 7
40 2.5 , 3
2 4
m
x y
m
     
 
    
      
1
2
.......................... 1000
" "3 lg 5.5 3.28................... 18.04
Re . 3" 2 " 1.3375 3.88.. 4.378
1022.43
Enel punto AC
longitud detubería ft
T pu m x ft
duc de x ft
ft

 
  

1 0.5
1.5
3
4 1.5 5.5
5.5*3.28 18.04
2.5 lg 25.4min
63.5
lg
y
y
x
ft
pu x
mm
pu
  
  


13 5 50 1
40 63.5 1
90 2
x y
     
 
    
     
40 13.5
1
0.3375
1.3375
1.3375 3.28 4.387
y
y
x m
x ft
 



   
   
6 1.85
5
1.856
5
755 10
.
755 10 515.53 1022.43
2.5 . 80 10.59
9.09
.
1000
" "3" 4 3.28 13.02
1016.4
x Q L
Pf
d P
x
Pf
Pf Psi
en Bc
longitud de tubería ft
T x ft
ft










40
 
 
 
6 1.85
5
1.856
5
2 25.4
50.8
1
755 10
755 10 281.29 1016.4
80 10.58
9.09
. :
80 9.09 89.09
89.09 10.58
89.67 arg
x
x
x mm
mm
x Q L
Pf
d xP
x
Pf
d x
Pf Psi
La presiónabs enel puntoO
Psi
Pf Pmo Pt Ptrabajo
Ptrab Pm Pf
Pabs o Psi
Psi desc a dec








 
  
 
 
 

 
 
 
 
 
Re
.
. 10.2 log
122.4 460
1000
log99.67
122.4 460 55
. 10.2 103.378
. 103.378 10.20
93.18
14.7 101
ompresor
Pman en cibidor
Pabs Pman Patm
h
Log Pman C Pa
F
Pman C Psi
Pman o
Pman Pf Pt
Pman Psi
V Q x F compensación
Pa P Ph
F
Ph P Pa
 
  
 
 

 
 
 



 

 
 
.47 10.20
10.20 101.47 14.7
.
1050
90 14.996
1064.996
Longitud equivalenteenCE
Longitud Tubería ft
Codo ft
ft



 


41
 
 
6 1.85
6
5
3
755 10
755 10 826.82 .1064.996
3 . 89.09 10.58
8.29 93.18 101.47
Pr :
826.82 1.385
1145.43 min.
Pf x Q L
x
Pf
Pman C psi
esiónmanométrica real
Capacaidad del compresor a nivel del mar
V x
V ft





  


EFECTOS DE LA ALTURA:
Los compresores trabajan con aire y toman de la atmósfera circundante para la
primera etapa de compresión a nivel del mar y a condiciones normales tienen
un volumen dado de aire de 1.33 Kg/cm2
= 14.6959 lb/pulg2
, que es el peso de
la presión que con la altitud cambia notablemente.
La eficiencia volumétrica expresado en términos de aire libre es la misma a
cualquier altura porque el desplazamiento del pistón para un tamaño dado no
cambia, pero cuando se expresa en términos de aire comprimido si decrece con
el aumento de la altura, los efectos que se consideran desfavorables con
relación a la altura, en base al nivel del mar, son la disminución de la capacidad
y de la potencia requerida y por unidad de volumen de aire comprimido.
FACTOR DE ALTURA
 
 
 
  
 
 
 
1
1 |1 1 2 1 1 2
1
2
2 2 2 2
2
1 2
1
1 2 1 21 1
1 2
22 2 1 2 1
2
. .
PV
PV V P P V V V
P P
PV
PV V P P V
P P
V V N M
PV
PV P P P P PV P P
V FV F
PVV PV P P P P P
P P
    

   


 
     
 


42
 
 
 
 
 
1 2
2 1
1 2
2 1
.
n
P P P
F
P P P
Factor decorección Isotérmico
P P P
PV n F
P P P




  

8. Se tiene un compresor alternativo al nivel del mar o simple efecto que
presenta las siguientes características Ø m Ø tubería, Diámetro del Cil. = 5 ½”
Ø del vástago = 1” longitud interna del cilindro 7 ¾” longitud de carrera 6 ½”
la velocidad 80 RPM, Presión de desc. O Pman. = 88 Psi. ¿Calcular la eficiencia
volumétrica y el caudal aspirado por el compresor teniendo en cuenta que el
espacio muerto ascienda 2.5%?
 
 
1
1
2
1
2
1
1
1.4
1
1.4
1
. ?
?
14.7
14.7 88
. 1
7.75 100
6.5
83.87
16.13%
14.7 88
1 0.025 0.025
14.7
1.025 0.025 6.98
1.025 0.1002
. 0.9248 92.48%
. 100%
n
Eff vol
V
P Psi
P Psi
P
Eff vol c c x
P
V
x
x V
c x
Eff vol
V
Eff vol x
VD



 
 
    
 



 
 
    
 
 
 
 


43
2
2
3
. . .
4
5.5 6.5
800
4 12 12
71.49 / min
VD Apist x Lpist carr x N RPM
d
VD x Lcarr x N RPM
VD x x RPM
VD pres


 
 
   
    
   

1
1
3
1
.
0.9248 71.49
66.11 min
V Eff vol x VD
V x
V pres CPM


 
9. Se planea la producción para un centro minero 1000 To de mineral/día que
estará distribuida en la siguiente forma 70%, tajeos el 20 % de las Galerías y
chimeneas y el 10 % de pique, las perforadoras stopper son las BBD46G SE que
trabaja hr. netas los taladros tienen 4.5 ft3
de mineral/ft perforador se estima
una profundidad de 7 ft de prof/tal y la velocidad es de pulg/min, las
perforadoras Jack-Leg son las BBC 17 W/WTH que trabaja normalmente 3h,
efectivas y da 4.5 pres3
/ft perforados siendo los taladros de 7 ft de profundidad
con una velocidad de perforación de 7.5 pulg/min. Las perforadoras para los
piques son la Jack-Hammer RH-658-5L con un caudal 119 CFM.
El trabajo lo realiza en 2 horas neta y con una velocidad de pulg/min.
Determinar la cap. Real del compresor sabiendo que una tonelada Corta es
igual a 10 ft3
de mineral arrancado considerar el 20 % como margen de
seguridad para el pedido de compresora caudal de la stopper 158 CFM/mag
de las Jack-Leg 127 CFM/Ma para una presión de trabajo de 80 Psi.
Solución:
70% 1000 700
20% 100 200
10% 100 100
1000
:
4.5 .
:
x TC Stopper Stopper
x TC Sack Leg
x TC Jack Hammer
TC
Stopper
hrs netas
Calculode ft perforados




44
3
7 lg 0.0254
0.1778m min
min lg
60min
0.178 4.5 48.006
min
48.06 3.2808 1
157.68
14.5
157.68
pu m
velocidad x
pu
m h
Total demetros perforados x x
trab h
Total de ft perforados m x ft m
Total de ft perforados ft perf
ft perforadoft
ft perfox
 
 




3
3
709.56
10 .
709.56
70.96
10
700
70.96 .
9.86 10 . .
3.0
0.0254lg
. 7,5 0.191 min.
min lg
rado
x ft
ITC ft arrancados
N TC TC arrancadas
TC día
N Máq
TC máq
N Máq Máq Stopper
Jack Leg horas netas
Cálculode ft perforados
mpu
Veloc x m
pu
To


  
 
  

 
3
3
3
3 3
0.191 min 60 min 3 34.38 .
34.38 3.2808 112.79
:
4.5 1
112.79
507.57 ; 1 10
507.57
50.76
10
200
. 3.9 4
50.76
tal de ft perforados
m x h x h m
Total de ft arrancados
m x ft m ft
Ft arrancados
ft ft perf
x ft pie
x ft TC ft
N TC TC
TC
N Maq máq
 
 


 
  
   

45
: 2
:
lg 0.0254
6 0.152 min
min 1 lg
m 60min
0.152 2
min
18.28 3.2808
59.99
cos :
Hack Hammer hrs
Cálculode ft perforados
pu
Velocidad x m
pu
Total de
Perforados x x h
hr
Total de ft peforados m x ft m
Total de ft peforados ft p
Piescúbi arrancados

 



3
3
4.5 1
59.99
269.99
269.99
27
10
100
3.7 4 .
27
: ,
10 . 158 0.71 1121.8
4 . 127 0.85 431.8
4 . 119 0.85 404.6
19
ft ft perf
x ft
x ft
N TC TC
N Máq máq
caudalTotal F S
Stopper máq x CFM x CFM
Jack Leg máq x CFM x CFM
Jack Hammer máq x CFM x CFM



  
   
 
  
  
 58.2
1958.2 0.25 489.55
: 1958.2
489.55
2448.75 2500
CFM
Caudal x CFM
Capacidad para quecumplaes de
CFM CFM
 
 
 
FRASE
“CUANDO VEAS A UN HOMBRE BUENO TRATA DE IMITARLO, CUANDO
VEAS A UNO MALO, EXAMINATE A TI MISMO”

46
CAPITULO III
FORMULAS
EQUIPOS DE BAJO PERFIL
RENDIMIENTO Y PRODUCTIVIDAD DEL SCOOPTRAM
RENDIMIENTO:
 
 
 
* *
; /
2*
2*
16.67*
* * *
; /
*
* * *
; /
2*
:
Re dim arg
/ .
T Co Fo
Rst Tm Hr
D
D
Tt
V
T Co Per Fo
Rst Tm Hr
Vi Vr
Tf D
Vi Vr
T Co Per Fo
Rst Tm hr
D
Tf
V
Donde
Rst n iento del scooptram c ador frontal
T TNO Hr
Per Peso específico del material roto
Fo Factor de ll












 
 
 
 
 
arg , arg ,
, min
, min
tan ,
,
enadodelacuchara
Co Capacidad de cuchara
Tf Tiempo fijos c ar desc ar transporte tiempos demaniobra
Vi Velocidad en vacío m
Vr Velocidad en regreso m
D Dis cia de acarreo m
V Velocidad promedio Km Hr

 




PRODUCTIVIDAD DEL SCOOPTRAM.
Rst
Pst
D


47
DISTANCIA OPTIMA DE ACARREO
 
 
* *
. ;
2*
Tf Vi Vr
D Optima m
Vi Vr


DISTANCIA MÁXIMA DE ACARREO
 
. . 2* .
2* *
* * * *
* * * * *
2*
D Máx D Optima
D Rst
V
T Cc Perf Fc Rst Tf
V T Cc Perf Fc Rst Tt
D
Rst





RENDIMIENTO Y PRODUCTIVIDAD DE LOS CAMIONES DE BAJO PERFIL
RENDIMIENTO:
 
 
 
 
* * *
*
* *
T Ct Per ft
Rc
Vs Vb Vv Vc
Tf Dr
Vs Vb Vv Vc

 
 
PRODUCTIVIDAD DE CAMIONES
Ro
Pp
Dr Df


DISTANCIA OPTIMA DE CAMIONES
 
 
 
 
 
 
.
2*
* *
:
lim , arg , arg , min
tan ,
tan
Tf
D Optima
Vs Vb Vv Vo
Vs Vb Vv Vo
Donde
Ct Capaciadad de tolva
ft Factor de llenado delatolva
Tf Tiempos fijos de operaciónde pia desc a c a maniobra
Df Dis cia del frontón m
Dr Dis cia de la rampa
Vs Velo

 






  , min
arg
cidad en la subida m
Vb Velocidad en bajada
Vv Velocidad en vacío
Vo Velocidad c ado




48
PRIMER CASO
Tiempos de ciclo de Limpieza (constante, excepto del cargado)
 
*
:
Tsp C Tf n Tst
Donde
Tst Ciclodel scooptram ida yvuelta
n Númerode viajes quehacer el scooptramcamión
  


SEGUNDO CASO
Si se considera el cargado del camión la asistencia, los tiempos de descarga y
maniobra son constantes.
 
 
 
 
* *
* *
Vs Vb Vv Vc
Tst C Tf Dr Df
Vs Vb Vv Vc
 
   
FACTOR DE OPERACIÓN Y TIEMPOS MUERTOS PARA LOS EQUIPOS DE BAJO
PERFIL EN OPERACIÓN SIMULTÁNEA
1
. . * 1 *100%
*
Tf
F O st C
N n Tst
 
   
 
TIEMPO MUERTO
 * 1 *
:
.
.
.
.
Tm n N Tst Tf
Donde
N Númerode camiones en operación
n Númerode viajes quehace el scooptram para llenar al camión
Tf Tiempos fijos de operación
Tst Ciclodel scooptram
  




FACTORES DE EFICIENCIA EN EL TRABAJO PARA EL SCOOPTRAM
Kv Favor. Media Desfav. Muy Desf
Tiempo
Trabaj.
min/hr
45 40 30 20
Porcent.
%
75 67 50 30

49
FACTOR DE CONSUMO DE COMBUSTIBLE POR SCOOPTRAM
Condición
Eff. W
Favor. Media Desfav.
Factor 0.5 0.45 0.55
Gal/hp. Hr 0.014 0.018 0.022
CONSUMO NORMAL: 0.04 Galón/hp-hr
EFICIENCIA Y RENDIMIENTO DE LAS AUTOCARGADORAS
CAVO 310 Y 511
* * *100%
* * *100%
1
. Re arg
.
Re arg
.
;
* *
* *
:
Eff E Kt Ko Gd
E Kt Ko Ca
Gd
f
Vol al C ado a laTolva Vr
Kt
Vol Teórico de la Tolva Vt
Peso al C ado en laTolva
Vr
Peso Específico del Mat Transportado
E E
Ko Ko
Kt Gd Kt Ca
Vt
VtoKo
n Kt Gd
Donde
Kt Factor d
 


 

 


 
.
.
.
.
.
ellenado de latolva
Kc Factor de llenado dela cuchara
Gd Grado dedificultad del llenadode lacuchara cálculocontabla
Ca Coeficientede abundamiento
Vt Volumenteórico de latolva
Vtc Volumenteórico de lacuchara
n Número re





 .al de cucharas promedio para llenar ala tolva

50
FACTOR DE UTILIZACIÓN (Ku)
Horas efectivas de trabajoHe
ku
Ht Horas ó Tiempototal real de trabajo
 
NÚMERO TEÓRICO DE VIAJES POR TURNO
3600 *
.
. . ,/
seg hr H t
Nyt
Ttc
Ttc T Total deun ciclo
H t T Efect detrab turn



 
TIEMPO TEÓRICO DE UN CICLO (Ttc)
Ttc ti tr tc td tp
Ttt ti Tr
    
 
:
sin arg .
arg min. .
arg .
arg min .
.
.
.
Donde
ti Tiempode travesía c a
tc Tiempode c ado del a latolva
tr Tiempode travesía c ado
td Tiempode desc a de eral a latolva
tp Tiempode parada
Ttt Tiempode Transporte
Vv Velocidad en vacío
Vo Velo








 
arg
.
.
arg
1 tan 1.
2 tan 2.
1
* 1 2 ...
cidad c ado
X Númerode esquinas ócurvas de lavía de transporte
Tdv Tiempoque se demoraen dar la vueltavacío
Tdo Tiempoque se demoraen dar lavuelta c ado
e Dis cia del tramo
e Dis cia del tramo
ti e e n
Vv





     
   
*
1
* 1 2 ... *
X Tdv
tr e e n X Tdo
Vc

    

51
RENDIMIENTO APARENTE (Ra)
3* *
;
Nvr Vt Kt
Ra ft hr
Kt

RENDIMIENTO REAL (Rr)
3* *
;
Nvr Vt Kt
Rr ft hr
H t


EFICIENCIA DE LA AUTOCARGADORA
*100%
:
.
.
Rr
Eff
Ra
Donde
Ht Horas por turno
H t Horas efectivas de trabajo


 
FACTOR DE FRAGMENTACIÓN Y GRADO DE DIFICULTAD DE LLENAD DE LA
CUCHARA
Condición
Fragmemt.
Diam.
Fragmentación
f Gd
Muy Buena Fino - 1 1.0 1.00
Buena 1 a 3 0.9 1.11
Regular 3 a 5 0.8 1.25
Deficiente 5 a 7 0.7 1.43
Mala 7 a 10 0.6 1.67
Muy Mala 20 a más 0.5 2.00
FRASE
“EL QUE HA PERDIDO LA CONCIENCIA, NADA TIENE YA DIGNO DE
CONSERVAR”

52
PROBLEMAS
EQUIPOS DE BAJO PERFIL
1. El acarreo de mineral se realiza con Scooptram Schop modelo las condiciones
de trabajo son:
Peso específico del material suelto =2.42 TM/m3
.
Factor de carguío =80%
Disponibilidad mecánica =80%
Eficiencia de trabajo favorable
Ciclo promedio por viaje =7.20 min.
N° de turnos por día =2
Calcular la producción mensual y el consumo de combustible teniendo en
cuenta que la capacidad de la cuchara de scooptram es de 3.5 m3
al ras y la
capacidad de la cuchara de scooptram de 4.5 m3
colmado y la potencia del
motor 93 Hp.
3
:
. 2.42
arg 80%
80%
.
7.20min.
60min . .
60 min 0.75 0.80
36min
36 min .
7.2 min
5
Datos
P e TM m
Factor c uío
DM
Eff trabajo favorable
Ciclo viaje
T hr x Eff trabajo x Dm
T hr x x
T hr
hrT
N viajes hr
ciclo viaje viaje
N viajes hr
N deturno día







  
 
 
3
3
?
3.5
4.5
CC m ras
CC m colmado



53
3 3
93 .
. ?
/ ?
.
3.5 2.42 0.80
6.78
5 . 6.78
33.88
Pr / ?
Pr / 2 8 26 33.88
Potencia motor Hp
prod mes
consumocombustible mes
Tn Vol x p e
TM viaje m x TM m x
TM viaje
TM hr viajes hr x TM viaje
TM hr
oducción mes
turnos hr días
od mes x x x
días turno mes









 14094.08
. / 0.04 93 0.35 1.302 .
. / 2 8 26 0.75 0.8 250
/
1.302 250 325
TM TM
hr mes
Gal
Consumodecomb día x Hp x Gal hr
Hp hr
turnos hr días
Hr mes x x x x hr mes
día turno mes
Consumodecombustible mes
Gal hr Galones
x
hr mes mes

 

 
 
2. Si el rendimiento de un Scooptram para una distancia acarreo de 150m. y
restante igual a 31.8 TM/hr. Calcular el N° de viajes/ día conociendo los
siguientes datos:
Capacidad nominal de la cuchara X3
Y la producción mensual si se trabaja 25 días/mes?
Disponibilidad mecánica 70 %. Factor de llenado 81 %.
Tiempo de carga, descarga y demoras 1.075 min.
Eficiencia real de trabajo 62 a 5/P.e. del mineral 2.2 TM/m3
y se trabaja e
turnos/día.
Datos:
318
tan 150 .
?
Rst TM hr
Dis cia m
N deviajes día


 

54
3
3
3
Pr ?
25
3
81%
. 62.5%
. . 2.2
70%
60 0.625 0.70 26.25
tan .
Capacidad decucharaCo m
oducción mes
Trabajo días mes
Turnos turnos día
Factor dellenado
Eff trabajo
P e TM m
DM
mm
T x x mm hr
hr
Ciclodeviaje tf tiempodedis cia recorridas








 
 
 
  
 
 
.2
2 /
2
.
2 150 31.8
89.87 min
26.25 3 2.2 0.81 1.075 31.8
150
1.669min.
89.87 min
1.075 1.669 2 4.413min.
26.25
e
t
v
T xCo x Per x fo T xCo x Per x fo tf RstD
Rst
tf D v V Rst
D Rst
V
T xCo x Per x fo tf Rst
V m
x x x
m
t
m
Ciclo de viaje
N viajes
hr
 

  



 

 
  


min
6
4.413min
3 8 6
) 144 /
) 31.8 3 26 8 19,080
hr
viajes hr
turnos x viajes
a viajes día x viajes hr
día x turno hr
TM turn días hr
b producción mes x x x TM mes
hr día mes turn

  
 

55
3. En la mina Arcata, sección marión se trabaja por el sistema de track-leg y el
acarreo del mineral roto se hace con equipos LHD. Cautivos que efectúan 8
viajes/hr con una disponibilidad mecánica de 80 %, una eficiencia de tiempo
de trabajo 70 % P.e.= 3 TM/m3
, con un factor de carguío 90 %, capacidad de la
cuchara 3,4 m3
, N° de turn./día =3
Producción/mes = 92,534.4 RM, trabajando 25 días/mes.
Velocidad del equipo empleado 6.4 km/hr.
Tiempo de carguío, descarga y demoras 0.20 min.
a) ¿Cuántas unidades se requieren para satisfacer la producción?
b) ¿Qué distancia hay entre el puesto de carguío y echado?
3
3
:
8
% 80%
. 70%
. . 3
arg 90%
3.4 , 3
Pr / 92,534 .
25 /
6.4 /
0.20min
Datos
viajes hr viajes hr
DM
Eff trabajo
P e TM m
Factor dec uío fc
Cc m N deturnos día
oducción mes TM
días mes
V Km hr
Tf




 
  



Tiempo neto de operación
60 0.7 0.8 3.6minT x x hr 
a) Cálculo de N° de Unidades:
3 3
3.4 3
9.18
TM viaje m viaje x TM m
TM viaje



56
. 8 9.8
73.44 .
Pr . 3 8 25 73.44
44,064
92,534.4
44,064 1
2.1
2
TM hr viajes hr x TM viaje
TM hr
turnos hr días
od mes x x x
día turno mes
TM hr TM mes
N deunidades que serequiere para satisfacer la producción
TM X
TM
X Unidaes
Unidades





    
    


 
 
   
 
2
2
33.6 3.4 3 0.9 0.2 73.44 * 6.4
2 73.44
12.8
ST
f
ST
T xCo x Pot x fo
R
D
t
V
T x Co x Pot x fo tf Rst
D
R
x x x
D
D m
 



  

4. En una limpieza y transporte de mineral con equipo de bajo perfil se obtienen
los siguientes resultados: tiempo muerto asciende a 6,4 min, ciclo de
scooptram a 1,4 min, tiempo de descarga y maniobras del camión 2 min,
capacidad de scooptram 2 yd3
, carga útil 110% colmado, disponibilidad
mecánica 80 %. Eficiencia de trabajo 85 %, la velocidad sin carga 160 m/min,
la velocidad en bajada 158 m/min, la velocidad en subida 80m/min, la distancia
del frente de trabajo 30 m, la distancia de la rampa 600 m P.e del material
derivado 2.8 TM/m3
N° de turnos/día 3 turnos/día, Número de días por mes
25 días/mes. Calcular el tonelaje de mineral transportado por mes.
3
:
6.4min
1.4min
2min
2
Datos
Tm
Tst
Tfcamión
Cc yd





57
3
3
10
% 80%
. 85%
159 min
160 min
158 min
90 min
30
600
2.8
arg 91%
arg 110%
Ct yd
DM
Eff trabajo
Vc m
Vv m
Vb m
Vs m
Df m
Dr m
Per TM m
C a útil fc
C a útil ft colmado










 
 
a) Calculamos el rendimiento del camión:
 
* *
T x Ct x Per x ft
Rc
Df Vv VcVs Vb
tf Dr
Vs Vb Vv Vc

 
  
 
b) Calculamos el tiempo neto de operación/hr.
60min 0.85 0.80
40.8 min
T hr x x
T hr


c) Calculamos la capacidad de la tolva
3
7.6452Ct m
d) N° de viajes que hace en Scooptram para llenar la tolva del camión.
3
3
. 10 1.1
6 .
. 2 0.91
Ct ft yd x
n ciclos
Co fe yd x
  
e) Calculamos los tiempos de descarga y maniobras, como de 6 ciclos
 
 
 
 
6 1.4min 2min 10.4min.
1
6.4min 6 1 1.4 10.4min.
6.4min 8.4 1 10.4min.
tf x
Tm n N Tst tf
N
N
  
   
  
  

58
 
   
3 3
3 .
40.8min 7.6452 2.8 1.10
43.50 .
80 158 160 150
10.4min 600 30
80 158 160 150
N camiones
hr x m x TM m x
Ro TM hr
x x

 
 
 
f) Calculamos el tiempo neto de operación/g día
8 0.85 0.80 5.44 .
43.50 . 5.44
236.65 .
TNO h
x x hr gdía
g día gdía
Tonelaje
Rc x TNO
g día
TM hr x hr g día
TM g día
 



g) Producción por mes
 
3 25 236.65
17,748.56 .
3 :
Pr
53,245.68 .
turnos días TM
x x
día mes g día
TM
para un camión
mes
Para tres camiones
oducción
TM mes
mes



5. En la mina San José se efectúa la operación de limpieza y transporte de mineral
por el sistema track-Leg, el mineral transportado tiene P.e= 3 TM/m3
y se
realiza mediante equipo de bajo perfil, el N° de ciclos de scooptram, para
cargar al camión 6 HH es de 6 ciclos, velocidad de transporte promedio 10
km/hra, el factor de carguío de la tolva 0.85, factor de operación 0.80, tiempo
fijo de operación de los camiones 18 min, tiempo de carguío por camión 16
min trabajan 2 g días/día. Distancias en rampa 800 m en frontera, 420 m de la
broca mina a la tolva de la planta concentradora 50 m Eff trabajo 85 %, DM =
90 %
Calcular:
a) ¿Cuál será la producción mensual si se abastece de mineral a los equipos?

59
b) El consumo de combustible por mes.
Pr ?
Pr . 2 8 266 33.88 14,904.08
./ 0.04 93 0.35 1.302 .
/
1.302 250 325 .
oducción mes
turnos horas días TM
od mes x x x TM mes
días turno mes hora
Gal
Consumodecomb hr x HP x gal hr
Hp hr
Consumodecombustible mes
gal hr x hr mes galones mes

 
 

 
6. En la explotación de un yacimiento polimetálico, por el sistema Truck-less para
la limpieza y evaluación de materiales de voladura se usa la autocargadora
cavo 511, en la tolva es llenado en 85 % con 6 cucharones, eficiencia del tiempo
de trabajo 75 %, por mantenimiento se afirma 28 min más, el mineral posee
una fragmentación que varía entre 4-5 pulg. Ø, peso específico promedio 2.8
TM/m3
. Calcular la eficiencia del carguío y coeficiente de utilización volumen
teórico de la tolva = 2.1 m3
, volumen teórico de la cochera = 0.5 m3
.
3 3
) 100%
0.8 2.1
0.5 6
0.85 1.25
1 1
1.25
0.8
2.1 0.5
0.66
6 0.85 1.25
0.66 0.85 1.25 100
70.12%
0.75 8
6 38min 60min
322min 5.37min
5.37
6
n
n
a E kt x ko xGd x
f Vt
Vto
kt Gd
Gd
f
Vt Vto m m
Kc
x xxkt x Gd
E x x x
E
He
Ku
Ht
Ht x
He h xh
He
h
Ku
h

 
 
 
  
  




 
 



100% 89.5%x

 


60
7. La evaluación del material derivado de un frente de avance de 3x3m de
sección, es realizado por una autocargadora cavo 511, en resumen, del análisis
de los tiempos son:
230" 15" 32"
21" 18"
3.4
. 65%
/ 21
0.87
Tc Tp Tdc
Td Tdv
Tiempoefectivo h día
Eff tiempodetrabajo
N deviajes realizados día
Factor dellenadodelatolva
  
 


 

El tramo de transporte tiene una esquina redondeada y 30 m al echadero. La
velocidad con carga= 30 m/min velocidad sin carga 41 m/min.
Calcular:
a) El N° de viajes teóricos por turno
b) El rendimiento aparente
c) El rendimiento real
3600
)
3.4
H t
a Nvt
Ttc
H t h día


 
   
   
1 21
1
20 30 1 18"
41 min
50min
18" 91.17 .
41
Ttc Ti Tr Tc Td Cp
Ti e e x T dv
Vv
Ti m m
m
Ti seg
    
  
  
  
   
   
1 21
1
20 30 1 32"
30 min
Tr e e x T do
Vo
Tr m m
m
  
  

61
50
32" 132 .
30
91.17 132 230 21 15
mm
Tr seg
Tto seg seg
  
    
489.17 .Tto seg
3.4
3600
489.17
h
Nvt x
seg

25
viajes
Nvt
turno

3
)Re dim
21
2.1
8 0.65 5.2 .
21 2.1 0.87
7.38 .
5.2
b n ientoaparente
Nvt x Vt x kt
Ra
Ht
Ht Horastotales por tm
Nvt
Vt
Ht x h
x x
Ra m hr
h




 
 
3
3
)Re dim Re
21 2.1 0.87
11.28 .
3.4
11.28 .
c n iento al
Nvt xVt xkt
Rr
H t
x x
Rr m hr
h
Rr m hr


 


62
CAPITULO IV
FORMULAS
TRANSPORTE SOBRE RIELES
2* 2*L m b e  
Donde:
L= longitud de la durmiente.
m= distancia libre que sobresale a los extremos de la vía
b= Ancho del patín del riel (ft)
e= Ancho de la trocha.
min 2* 1 4
1.4* tan
L e h J
a J J Dis cia del clavo
  
 
VAGONES MINEROS
3
3
3
1.3
1.3 2.7
2.7
Vagones Pequeños m
Vagones Medianos m
VagonesGrandes m

 

TARA DE LOS VAGONES SIN CARGA
COEFICIENTE DE TARA
* . arg
0.4 0.7
min
PesodelaVagonetaqm
Kt
V p e C a Útil
qm
Kt
W
 
  
ESPESOR DE LA DURMIENTE
1 4h J 
ANCHO DE LA DURMIENTE
1.4*a J
ACCESORIOS DEL CARRIL
, , , .Eclisas Clavos de Riel Escantillón Pernos deUnión
VAGONES MINEROS (parámetros)
Capacidad, Tara, Coeficiente de tara, Números de ejes, Coeficiente de resistencia.

63
TARA
sin argqm Pesodel Vagón c a
COEFICIENTE DE TARA
* . arg
qm tara
kt
V p e C a ÚtilVagoneta
 
RESISTENCIA AL MOVIMIENTO
 *
2
RR RIC RA RV
f
RR Q Gr
D
  
 
.
.
sin .
.
f Brazodela palanca dela resistencia ala Rodadura
D Diámetroderueda
Q PesodelVehículo incluir la Rodadura
Gr PesoTotal del vehículo
Q Gr
Pesototal
Qm Gr







RESISTENCIA A LA RODADURA
VÍAS EN CONDICIONES NORMALES RR (Lb/Tc)
Carros con cojiretes de bolas ordinarias. 30
Carros con cojiretes de rodillo cilíndricos 15 - 20
Carros con cojiretes sin rodillos 10
Carros con cojiretes planos 30
; .
2
f
Ur Coeficientederodadura
D

RESISTENCIA SUPLEMENTARIAS O INCIDENTES
1. RESISTENCIA A LA CURVA (RC)
R= Radio de la curva
a= Es la trocha

64
 
 
 
1
2 2
2
1 2
2 2
tan .
*
2
* 2 *
2
2 2
*
1 *
*
2*
1* *
*
2*
120
* ;
1*35
;
b Dis ciaentre ejes
p Pesodel eje
f Coeficientede Rozamiento
f p
Fuerza
f p
W F d a afp
afp afp
F W d
R R
W pf
p f
F a b
R
Rc F F
p f
Rc a a b
R
Rc a b Kg Tm
R
K ExisK
Rc
R
 







 
   
 
  

 
 
   
  
 


1.5
te Peralte
K No Existe Peralte
2. RESISTENCIA A LA GRADIENTE (RG)
* Tan
* 0
*
;20 1%
F P sen sen
RG P sen
P L
RG lb por de desnivel
L
  

 
 

3. RESISTENCIA A LA INERCIA (RI)
 
2
2
2
* * 9.81
* * 32.2
1
* ; 0.04 0.25
RI M a Ki g m s
P
RI a Ki g ft s
g
RI a a m s
g

 
 

  
0.15 0.20
0.25 0.30
0.05 0.08
Locomotora a vapor
Locomotora Eléctrica
Vagónmóvil

  

  
  
PESO DE LA LOCOMOTORA (PL)

65
     
   
   
 
 
1
2
# min
ET PL RL PC RC
ET PL A
PC Rc PC RR RG RC RI
PL
A RL A RR RG RC RI
PC Vagones P Pcv
Rc RR RG RC RI
RL RR RG RC RI
 

   
 
     
 
    
    
ADHERENCIA ENTRE RUEDAS Y LA VÍA
Ruedas Fe
Fund
Ruedas de
Acero
Riel Seca con Arena 25% 33%
Riel Seca sin Arena 20% 25%
Riel Húmedo 15% 15%
ADHERENCIA (A)
Condición
POTENCIA DEL MOTRO DE LA LOCOMOTORA ELÉCTRICA
CUANDO: V= ft/seg
*
550*
ET V
POT
Effmotor

CUANDO: V=Millas /hr
*
375*
ET V
POT
Effmotor

CONSUMO DE ENERGÍA
1. CAPACIDAD DE BATERÍA
 
 
* *
;
367*
*
,
Wc Wv L
C kg
n
PL Z G qm
Wc kg
W i


  
  
  

66
  * ,Wv PL Z qm W i kg  
2
0.75*
*
T T
n
H L
Tm H
V
cb n c
 
 

C= Consumo de energía por viaje, watts
L= Recorrido de transporte, km
n= Rendimiento de la locomotora 70%
G= Tn
qm=Tn
Z= Número de vagones
Wc= Resistencia total de los vagones cargado, kg/Tn
Wc= Resistencia total de los vagones vacío, kg/Tn
W´= Resistencia al movimiento de una vagoneta vacía, kg/Tn
W´= Resistencia al movimiento de una vagoneta cargado, kg/Tn
t= Pendiente media
α= Coeficiente que toma en cuenta el trabajo de los motores en la paradas
L>2km

67
PROBLEMAS
TRANSPORTE SOBRE RIELES
1. Se tiene planificado la construcción de una galería principal de 8 x 8 pies y
250pies de longitud con una pendiente de 2% ascendiente.
Para la evaluación de escombros se dispone de una locomotora eléctrica de
3Tc de peso, que agarra 3 vagones a cuyo ancho entre ruedas es de 30pulg,
para facilitar el desplazamiento entre las curvas se dispone de rieles de 18
pies de longitud representa el 42%, se requiere saber cuánto de accesorio de
línea de carril se requerirá y cuáles son las dimensiones de los durmientes o
traviesas.
) ; 2000
8 8 2400
250
2%
18 12%
20
3
20
a Cálculoderieles To lb
S x Ti lb
L m
G
Rieles
Rieles
Pesolocomotoras To
lb yd tabla

  


 



250 3.2 2
1640
1
1640 1
546.7
3
546.7 20
10934
5.47
10934 1
2000
línea
m x ft x
Longitud deriel ft
m
ft x yd
Longitud deriel yd
ft
yd x lb
Pesodela riel lb
yd
Tc
Pesodela riel lb x Tc
lb
 
 
 

) ; 18
250 3.28 2 0.12
18
b Cálculode Edisas paratramosde ft
m x ft m x x
ft

Para tramos de 20 ft

68
250 3.28 2 0.88
83
20
m x ft m x x
pares
ft
 
Total, de eclisas= 72+11=83 pares tabla
Peso de eclisas en relación del peso del riel.
PESO DE LAS ECLISAS
Para 20 4.8lb yd lb por
4.8 83 398.4
1
398.4 0.10
2000
lb par x pares lb
To
lb x To
lb
 
 
)
83 4
332
398.4
c Calculode pernos
pares x pernos
pernos
pares
lb


Tabla Dimensiones
1 2 2
Pernos G x H
x 
Peso de los pernos tabla
Para 22 100G x H lb pernos con tuerca 1 2 2x 
22 100
332
73.04 2000
0.036
PesoTotal lb pernos
x pernos
x lb xTo lb
x To
     
    


)d cálculodeclavos
De acuerdo al pero del convoy (locomotora) el espacio entre durmiente varía
18, 24, 36, 48 pulg. para rieles internas a 25lb yd es espacio aconsejable
vendrá a ser 18 pulg. cuando las rieles son mayores o iguales a 25lb yd . El
espacio aconsejable será 36 pulgadas.
# de durmientes= 250 3.28
410
2
m x ft m
durmientes
ft

# de clavos=
410 4
1640
x clavos
clavos
durmiente


69
Tabla dimensiones
20 3 1 2 3 8
J x K
lb yd  
Tabla. Para J x K
31 2 3 8 16 100
16 100
1640
262.4
1 0.1312
2000
lb
lb clavos
x clavos
lb
x x Tc Tc
lb
 
   
   
 
 
 
) dim
2 2;
30 lg
2
2 3 4
2 2 23 4 5.5 lg.
e Cálculode ensiones delos durmientes
L e b B b
e pu adas
b riel de Dlb yd
tabla
b x pu
   



 
6 12
9
2
30 5.5 18 5.5 lg.
1 1
3 3.75 lg.
4 4
1.4 1.4 3 1 2 4.9 lg.
m
L pu
h j pu
a x J x pu

 
   
   
  
2. Se va a construir una galería principal de 12.000 pies de longitud para
transporte mineral de la explotación de yacimiento para cuyo efecto se
dispone de una locomotora a trolley de 5 To. 8 vagones mineros tipos V-40
cuyo ancho entre ejes es de 635mm para facilitar el desplazamiento en las
curvas se utilizará rieles de 16 pies de longitud el mismo que representa el
9% del total y el resto es de 20 pies de longitud, calcular el peso de riel,
eclisas, pernos, clavos de riel y durmientes a emplearse.
a) Cálculo de rieles

70
Tabla para las locomotoras de 5 To se requiere de 25 lb yd . Longitud de la
línea.
12,000 2 24,000
24,000
8,000
3
ft x ft
ft
N de yardas yd
ft yd

  
Peso total de la línea o riel
8,000 25
200,000 100 .
yd x lb yd
lb Tc

 
b) Cálculo de eclisas
20
1200 2 0.91
1092
20
16
1200 2 0.09
135
16
Paratramos de ft
ft x x
pares
ft
Paratramos de ft
ft x x
pares
ft
 
 
Se requieren de 1227 pares de eclisas peso de las eclisas tabla peso de la
eclisas para 25lb yd
5.8 1227 6,993 3.5lb x ft Tc 
Tabla Dimensiones:
15 16 16 1 8
E x R
x
c) Cálculo de pernos. Se requieren 4 pernos con tuercas para cada eclisa
1227 4
4,908
4908 /100
49.08
5 8 2 1 4 41 100
49.08 41 2012.28 1.00
pares x pernos par
pernoscontuercas
pesodelos
lb
Tabla requiere pernos de x delatabla lb pernoscontuerca
Pesototal delos pernoscontuerca
lb x lb Tc


 
 

71
d) Cálculo de los clavos
De acuerdo al peso del convoy el espacio entre durmientes varía 18”, 24” y
36” para rieles inferiores a 25 lb/yd siendo espacio aconsejable de 18” y 24”
y cuando los rieles son mayores o igual a 25 lb/yd el espacio se toma de 36”
N° de durmiente= 12000 3ft ft 4000durmientes
N° de clavos
4000 .*4
.
16,000
clavos
durm
durm
clavos


Peso de los clavos
16000
160
100
clavos
lb
clavos lb
 
En la tabla, el peso correspondiente es:
33
100
lb
clavos
Peso de los clavos 160 33lb x
E) Cálculo de los durmientes de acuerdo a las fórmulas. Tabla
Longitud de durmientes
25 2 3.125 2 9 49.25
4 11 4
L x x
L
     

Ancho mínimo del durmiente
1.4 4 5.6 lg. 5 1 2a x pu  
Espesor mínimo del durmiente
4 1 4 7.25 lg. 4 1 4h pu    
Las dimensiones del durmiente como mínimo es
4 11 4 5 1 2 41 4x x 

72
3. La fuerza máxima de tracción de una locomotora es de 2580 lb, durante el
inicio de la marcha de la locomotora halará 3 vagones sobre una vía con
gradiente de 0.5% descendiente, la capacidad de cada vagón es de 60 pies3
,
carga útil 85% p.e. promedio del mineral 3TM/m3
, tara de cada vagón, 800kg
de resistencia a la marcha del vagón es 21kg/TM. El convoy que parte del
estado de reposo alcanza una velocidad de 19 kg/hr en un tramo de 22m.
a) Cuánto será el esfuerzo necesario de la locomotora para deslizarse.
b) Si servirá dicha locomotora para trabajar bajo las condiciones
mencionadas ¿Por qué?
Datos:
3
3
2580
3
0.5%
. 60
arg 85%
3
800
21
19
22
19
19 0.27778
Ft lb
No vagones
G o j
cap vagón ft
C aútil
Pie TM m
qm kg
RR kg TM
V KG hr
Tramo m L
V kg hr
V x


 






 


a)  206FT Pc RR 
 
. arg
4.33 4330 .
20 20 0.5
20 10
PC cap vagon x ft xc aútil
PC TM kg
G
G

 


 
1 2 3
2
4.53 21 10
47.63
47.63 .
2
T T T
FT TM kg tm
FT kg
F F F kg
F m xa
v
a
L
 

  



73
 
 
2 2 2
2
5.28
0.634
2 22
m seg
a m seg
m
 
Hallando las fuerzas
 
 
3
3
3
3 2
2
2 3
2 2
2
1 2
1 2
1 2 3
.
4330 0.634
47.63 325.70 .
9.81
.
4330 0.634
325.70 603.73
9.81
4330 0.634
603.75 881.7
9.81
1811.1
881.
T
T
T
m a
F F
g
kg x x m seg
F kg kg
m seg
m a
F F
g
kg x x m seg
F kg kg
m seg
ma
F F
g
kg x x m seg
F kg kg
m seg
F F F F kg
F
 
  
 
  
 
  
   
 7 2.2045 1943 .x lb
b) Si servirá dicha locomotora para trabajar bajo estas condiciones por que
la fuerza de tracción en cada es menor al margen de F1 que nos da como
margen FF > FT calculado 2580 lb > 1944 lb.
4. En la sección de una mina se desea transportar el mineral de explotación por
medio de la locomotora bajo las siguientes condiciones, producción de 195
To/día, tiempo útil de trabajo 71% por guardia tiempo suplementario
(carguío, parada, descarga) 25 min. Coeficiente de tara de los vagones Kt=
0.6 p.e del mineral promedio a transportarse es 3.5 To/m3
distancia de
recorrido 2400 pies desde el lugar de carguío al echadero gradiente nula,
carro, cojines de bolas, velocidad máxima de 6 millas aceleración 0.25
millas/hr por segundo. Eficiencia mecánica 80% eficiencia de carguío de
material 80% rieles de acero secas de arena, en el recorrido. Se tiene dos
curvas, la primera tiene un radio de curvatura mínimo, la segunda con un
radio de curvatura de 15 m los datos de los vagones tipo gramby son:

74
Longitud anterior 1.60 m. ancho interior 0.60 m. altura de la tolva 0.6 m.
longitud entre ejes 1.40 m altura de centro de gravedad 0.90. trocha= 0.5 m.
resistencia a la rodadura por la locomotora 20 lb/To y resistencia debido a la
curvatura de las locomotoras igual al del convoy. Calcular:
1. El esfuerzo de tracción máxima
2. Potencia de la locomotora
3. Peso de la locomotora
4. ¿Bajo las condiciones dadas serán necesario peralte? Si es necesario
cuanto valdrá y que clase.
A) Determinando el esfuerzo máximo de tracción
   ET PL RL Pc Rc 
a) Peso de cada carro vacío
 3
.
1.6 0.6 0.6 3.5 0.8 1.61280 0
0.6 1.6128 0.967
qm Pov kt xq
q V x P e
q x x x To m x Tc
Pcv x Tc To carro
 

 
 
b) Tiempo de evacuación de mineral
 
1 2 2
2
2
1
4800
8.82
544.2175
9.07min.
25min.
25 9.07 min 34.07min.
0.568
fte
T t t t
V ft seg
T seg
T
T
T
T hr viaje
   



  

c) # de viajes/ g día
8 0.71
10
0.568
hr gdía x
viajes g día
hr gdía
 
d) Ton. Transp. /viaje
195
19.5
10
To g día
To viajes
viajes g día
 

75
e) # de vagones o carros mineros
19.5
# 12
1.6128
To viaje
decarros carro viaje
To carro
 
f) Peso del convoy= No de vagones (q+Pov)
 12 0.967 1.6128
30.96
To To
To
carro

 
g) Determinación del peligro de vuelco
 
2
2
64Re
6 9.68
1.4 8
0.51
84 11.2 0.51
9.68 93.7024 406.18
0.9
V
h
millas
V hr
hr
R m x mel mínimoradiodecurvatura mínima
C m trocha
x x
Existeel peligrodevuelco por loquenecesita peralte

 


  
h) Determinando el peligro de descarrilamiento
3.2
9.68 10.709
V R
peligrodedescarilamiento


i) Determinación del peralte
 
 
 
 
22
22
9.68 0.51
3.36 .
127 127 11.2
9.68 0.51
2.501 .
127 127 15
Pr
3.36 0.08 51 0.72
.
V e
dt cm
R
V e
dt cm
R
Peralte áctico
dp x cm
Norequiere peralte práctico pero sí peralteteórico
  
  
  
j) Determinación de la resistencia debido a la curva K=1 curva con peralte.

76
1 3535
10.458 20.910
11.2
1 35
9.036 18.072
15
1.05 1.08 2000 0.25 1.475
24.39
2 32.2 lg 1
xK
Rc kg Tm lb To
R
x
Rc kg Tm lb To
ki x p xa lb To mph x
Ri x x lb To
g pu segó milla
    
  

  
… F
5. En el transporte subterráneo por locomotoras se tiene las siguientes: PC=
26.4 Tc, PL= Tc, PL=3To, RG= 18lb/To, RR´= 16LB/to, R= 13m.
Coeficiente de razonamiento entre las ruedas y rieles = 0.04 trocha a 3 pies
longitud entre ejes de los vagones 4 pies longitud entre los ejes de la
locomotora elegida 3 pies, aceleración 0.2 millas/hr.seg distancia desde el
punto de carguío al echadero 150 m. consumo de energía/viaje cargado 0.3
kw-hr= 1.05 el transporte es en gradiente. Negativo, calcular el esfuerzo de
tracción del gancho y la resistencia entre la rueda y la línea de cauville.
1. Cálculo de esfuerzo de tracción
.
1760 1000
1760 1000 0.3 1760 1000
1073.17 .
150 2.38 .
ET x L
CE Kw hr
x
CE x x x x
ET lb
L m x ft m
  
  
2. Cálculo de Resistencia a la Rodadura.
   ET Po RR RG Ro Ri Pi RR RG RC RI       
a) Resistencia debido a la curva de los vagones mineros.
 
 
 
2 2
2 2
1 2
0.041
2000 3 3 4
2 42.64
7.5
Rvc fP a a b lb To
R
Rcv x lb To ft
ft
Rcv lb To
   
  
   
  

b) Resistencia debida a la curva para las locomotoras
 
 2 2
1
0.041
2000 3 3 3
2 42.64
6.79
Rc x lb To ft
ft
Rc lb Tc
   
  


77
c) Resistencia debida a la inercia.
  
   
2000
0.2 1.47
32.2 lg
19.17
1073.17 26.4 18 75 19.17 3 16 18 6.79 19.17
1073.17 26.4 . 228.888 71.88
1073.17 300.768
29.257 .
26.4
lbP
RI ki a mphps
g pu seg
RI lb To
lb To RR
lb To RR
RR lb To
 

       
  

 
3. Esfuerzo de tracción del gancho
 
 26.4 29.25 18 7.5 19.7
1001.088 .
D Po RR RG RC RI
D
D lb
   
   

4. Resistencia entre la rueda y la línea de cauville.
.
0
29.25 8 21.25 .
21.25 .
RR Rio Rr RA
RA
Rv RR Rio lb To
Rv lb
  

    

6. La explotación en una mina subterránea se realiza por el método de
almacenamiento provisional, teniendo en producción 6 tajeos disponiéndose
para mantener en operación la mina de una locomotora a trolley y un mínimo
de 4 tajeos para el carguío del mineral y abastecer la planta concentradora
piloto los tajeos tienen como promedio 40 m de longitud 1.4 m de ancho de
minado. Profundidad promedio de los taladros 6 ft, 5.5 ft avance promedio
por disparo peso específico del mineral 120 lb/ft3
distancia más alejado del
punto de carguío al echadero 1512 ft con una gradiente de 1.2% promedio
descendente el transporte del mineral se realiza con un esfuerzo a la tracción
de 2.817.97 lb. Tiempo suplementario (carguío, parada, descarga, etc) 18 min
tiempo útil de transporte 70 % turno los vagones tienen ruedas secas, con
cojinetes sin rodillos cilíndricos, distancia entre ejes 0.8m.
Carga útil 2.03 To. Coeficiente de tara 0.3 trocha 26 pulg. RI= 28 lb/To.
RR´=0.5 RR, potencia del motor 72 Hp/

78
Eff. Mecánica 85% se usan rieles secos sin arena y ruedas de hierro fundido.
Calcular el consumo de energía/día si trabaja 2 turnos/día.
 
1 2
1
2
2817.97 1512
2.42
1760 1000 1760 1000
72 550 0.85
11.94 .
550 . 2817.97 .
min .
18min.
1512
126.62 . 2. .min
11.941 .
ET x L lb x ft
CE kw hr ciclo
x x
xCE xV
Pot V ft seg
x Eff mec lb
Tiempodeevacuacióndel eral
T t t
T
fte
t seg a
v ft seg
T
   
   
 

   
18min 2.1min 20.1min
0.335T hr viaje
  

8 0.70
# 16.7
0.335
2.42 16.7 2 80.828
hr g día x
deviajes día viajes g día
hr viaje
g díaKw hr viaje Kw hr
CE x x
viaje g día día día
 
 
 
7. En transporte subterráneo con locomotoras se realiza con las siguientes
condiciones. Capacidad de la vagoneta 83.12 ft3
, carga por vagón 80%
coeficiente de tara de vagonetas 0.8. Peso de la locomotora acumuladores
4.5 To. # de vagonetas halados 10, rendimiento de la locomotora 70%
distancia de transporte 3285 ft tiempo total útil de transporte 6hr/turno.
P.e del mineral 125 lb/ft3
, Ud=300 voltios

79
  1
1 2 2
26min 23
5min 2min
1.2min ,
40 .
10 ,
8
10
To Tv ampere
H t
t t Tc t Ty
lh Amperes
W kg TM W
W kg Tm
V Km hr
 
 
   

 
 

De acuerdo al diagrama adjunto, calcular la capacidad de la batería, # de
viajes/g día y el gasto de energía/g día.
10 2.778 .V Km hr m seg 
a) # de viajes realizados por la locomotora/turno.
   
 
360min
29
2 2 1.0011268
5min
0.75 0.75 2.7778
o / .
turnoT
n viajes turno
L km
H
v m seg
C nsumodeenergía viaje
  
 
   
   
 
3
;
367
.
83.12 0.80 8312
2000
4.156
0.00178 1.78%
4.5 10 4.156 3.3248 9.07 0.0178
83.348 99.07 0.00178
Wc Wr L
C w hr
h
qm kt xq
q v o
qm kt xvo
To
q ft x lb x
lb
q To
i
Wc PL Z G qm w i
kg
Wc To To To x
To
kg
Wc To
To

 



 

 
     
  
     
  
 
 
 
  
754.48 .
;
Wc kg
Wv PL qm W i kg


  

80
 
    
 
4.5 10 3.3248 8 0.0178
1.10229 .
37.748 7.258 0.0178 273.30 .
754.48 273.30 1.25 1.001268
4.884
367 0.70
kg
To To
Tm
Wv
To Tm
kg
Wv kg
To
kg
C Watts hr viaje
  
   
  
 
   
 

  
b) Gasto de energía/g día
4.887
29
141.73 .
viajes
Ge x
viaje g día
Ge W hr g día

 
c) Capacidad de la batería.
     
     
. 23 20 29
60 1000
1.25 300 2 38 26 23 20 29
524.9
60 1000
Ud nm IoTo x
Cb
x
x x
Cb Kw hr
x
 


  
8. Con 2 locomotoras eléctricas similares se transporta 1200 Tc/día de mineral
a la planta concentradora y se trabaja en las siguientes condiciones:
Tiempo neto de trabajo a 4.8 hr/turno, velocidad promedio 2.8 millas/hr,
aceleración de la locomotora 0.2 millas por segundo, número de vagones por
locomotora 10, Kt=0.7, arena, las ruedas de las vagonetas y de las
locomotoras son de acero, siendo los rieles secos sin arena, la locomotora y
los vagones tienen cojinetes planos, coeficiente de fricción entre las ruedas y
el riel 0.2, trocha 36 pulg, distancia entre los ejes de los vagones y de las
locomotoras 60 pulg, el transporte es desde el punto C a A existen en una
curva de 50 ft de radio en el tramo B-C calcular: la potencia locomotora con
80% de eff. De trabajo.

81
a) Tiempo de transporte/ viaje (t)
1600 2
0.216
2.8 5280
1
c V xt
x ft
t hr viaje
millas ft
x
hr milla

 
b) # de viajes/g día
4.8
22
0.216
hr turno
viajes g día
h viaje
 
c) To/viaje
300
13.64
22
To g día
To viaje
viaje g día
 
Cálculo de la potencia
370
13.64
1.364
10
ET xV
Pot
n
q To vagón
Tc viaje
q Tc vagón
viaje


 
 
 
. 0.7 13.67
0.955
#
10 1.364 0.955
23.188 .
Tara devagón
qm kt nq x To g día
qm To vagón
Pc vagones q qm
Pc
Pc Tc gd
 

 
 

Resistencias:
30
20 1.5 30
RR RR lb To
RG ab lb To x lb To
 
 

82
0RG bc 
   
 
 
 
2 2
2 2
1
2
1 2000
0.2 30 3 5 35.32
2 50
2000
. . 1.065 0.2 1.47
32.2
19.45
0.25 2000 500
123.19 30 0 35.32 19.45
500 30 0 35.32 19
P
RCL CCV f a a b
R
RCL lb To
TcP
RI Ki a x x x
g
RI lb Tc
A x lb Tc lb Tc
Pc RR RG RC RI
PL
A RR RG RC RI
PL
    
 
   
 

 
  

   
  

    
   
   
1
.45
4.73
4.73 30 0 35.32 19.45 123.19 30 0 35.32 19.45
2367.14 .
2367.14 2.8
22
375 0.9
PL To
ET P RR RG RC RI Pc RR RG RC RF
ET
ET lb
x
Pot HP
x

       
       

 
9. Calcular el consumo de energía por mes, para una locomotora trabajando
bajo las siguientes condiciones: Ton. De extracción 600 To/día, Número de
guardias 2, tiempo útil de trabajo 5hr/día, vagones con cojinetes planos,
número de vagones 9, kt=0.8, la locomotora y los vagones poseen ruedas de
fierro fundido, los rieles son secos con arena, en el transporte hay una curva
de 40m aceleración 0.2 millas/hr seg, coeficiente de fricción entre ruedas y
riel 0.8, ancho de trocha 38 pulg.
Distancia entre ejes y locomotora 94 pulg. Resistencia a la rodadura es igual
de los carro y locomotora, como:

83
Calculo de Pc:
 # 9
:
.
1000
0.068
2.8 5280
:
.
200
0.014
2.8 5280
:
.
800
0.054
2.8 5280
Pc Vagones q qm
TramoCD
e v t Tcd
ft
Tcd Hr
millas ft
x
hr milla
TramoCB
e v t Tcb
ft
Tcb Hr
millas ft
x
hr milla
Tramo BA
e v t Tba
ft
Tba Hr
millas ft
x
hr milla
TiempoTotal
  
 
 
 
 
 
 
 
 2 0.068 0.014 0.54
0.271
5
18.48
0.271
18.48 2 36.96o
Tt
Tt
Tt h viaje
hr g día
N viaje día viaje g día
h viaje
g díaviajes
N viajes día x viaje día
g día día
  

  
 

84
 
 
37
600
16.22
37
1.8
1.8
9
0.8 1.8
1.44
9 1.8 1.44 29.18
Noviajes día viaje día
To día
To viaje To viaje
viaje día
To vagón
q To vagón
Tara qm
qm kt x q x To vagón
qm To vagón
Po To

 
 
 

  
Cálculo de PL
 
 
 2 2
1
2
2
0.8 20001
3.17 3.17 7.83 70.83
2 40 3.28
1.467 lg
1.065 2000 2 19.41
32.2 lg 1
20 2 40
Pc RR RG RC RI
PL
A RR RG RC RI
x
RCu Tb To
x
P
RI k a
A
pu seglb milla
RI x x x lb To
Tc hr pu seg x milla hr
lb
RG x lb To
To
  

   
   

 
 
10.Una locomotora hala vagones sobre una via horizontal de las cuales el
primero cargada de mineral y tiene un peso total de 2.5 Tn, el segundo vacío
cuya tara es 0.5 Tn, la resistencia a la marcha de vagón es 12 kg/Tn, el equipo
parte del estado de reposo y alcanza una velocidad 8.5 km/hr en un tramo de
40 m. Calcular el esfuerzo de tracción que sufre los enganches.
2 :
Pa
E R
g
Esfuerzodetracciónenel engranache N
 


85
 
2
2 2
2
2
2
2
22
2
2
2
1
1 1 2
1
Re .
0.5 12 ; 2* *
6
2.36
0.07
2* 2 40
500
6 0.07
9.81
9.55 .
1:
P a
E R
g
R qm x sist ala marcha
kg
R Tn x v a s
Tn
R kg
m segV
a m seg
S x m
kg
E kg x m seg
m seg
E Kg
Esfuerzodetracciónenel engranache N
Pa
E R E
g
R q x resistencia a l
 

 

  
 


  

1
1
1
2
2.5 12 30
2500
30 0.07 9.55 57.39
9.81
57.39
9.55 .
a marcha
R x kg
E x
E kg
E kg
 
   


FRASE
“LA LECTURA HACE AL HOMBRE COMPLETO; LA CONVERSACIÓN LO
HACE AGÍL EL DESCRIBIR LO HACE PRECISO”

86
MAQUINARIA MINERA II
CAPITULO I
FORMULAS
EQUIPO DE RASTRILLAJE
CAPACIDAD DEL RASTRILLO
3
3
3
* * *
,
. arg ;
. ,
;min
; / min
tan ;
C T S E
C Pie
De
C cap derastrillajeoc a pie
C cap teórica del rastrilloelegido pie tabla
T tiempototal derastrillaje
S velovidad promediodehalado pie
E eficiencia total
D dis cia derastrillaje pies







FUERZA DE TRACCIÓN DE CABLE
( min);T F Wr W lb 
,
min min arg .( )
0.5 , , , ,
1.0 . , ,
F coeficientede fricción
Wr pesodel rastrillo lbs
W pesodel eral c ado por el rast lbs
F enmaderados enrrielados carbón cemento arena
F cond normales de W dondeel pisoes áspero tajecs túneles





ANGULO CON EL
PLANO HORIZON.
SUBIENDO (+) % BAJANDO (-) %
10°
20°
30°
40°
45°
15
30
35
40
45
20
40
60
Resbala
solo

87
1 2 1 0.5 1.0
2 ta
F f f f ó
f bla
  

1
2
F coeficientede fricción
f factor de fricciónquedependedelanaturalezadel piso
f factor de gradientetabla



VELOCIDAD DEL CABLE: TABLA
Velocidad
pies/min
Baja (Vc)
150 - 200
Media
225 - 275
Alta
300 a más
Distancia
para material
para formas
para fondos
densidad
Cortas
Gruesas
Angulosas
áspero
alta
Largas
medio
suaves
medio
media
Largas
Fino
Suaves
Liso
Baja
Dist. corta, cuando D<90 pies
Dist. larga, cuando D>90 pies
Densidad baja 70 a 100 lbs/pies3
, min. A
Densidad media 101 a 150 lib/pies3
Densidad alta > de 150 lb/pies3
SELECCIÓN DEL TIPO DE RASTRILLO
Tipos de rastrillo Abierto Cerrado
Para material
Para formas
Facilidad para excavar
Facilidad para acarrear
Facilidad para deslizar
Grueso
Angulosas
Buena
Mala
mala
Fino
Suaves
Mala
Buena
buena
Grueso: cuando material rastrillado > 6”
Fino: cuando material rastrillado < 6”

88
CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DE LOS RASTRILLOS
TAMAÑO, PESO Y CAPACIDAD APROXIMADOS DE LOS RASTRILLOS
TABLA,
EFICIENCIA DE RASTRILLAJE:
2* * *
: *100%
60* * *
, /
, /
, /
/ 60min/ * . * .
D H t
E
C T S
H volumenhorario pies hr
t tiempodetrabajoútil hr gdía
T tiempo por guardia hr gdía
t HNO TNo m hr Eff W D Mec



  
LONGITUD DEL CABLE:
Longitud del cable que debe enrollarse en la tambora de la wincha
2
( )* * *0.267 /
,
int. . .
int. , lg.
int , lg
, lg
L A B A C d
L longnitud decable pies
A SEMI DIFERENCIA y ext delatambora
B del tambor pu
C longitud del tambor erno pu
d diámetrodel cable pu
 

 

 



DIAMETRO DEL CABLE: Tabla
Se estima de acuerdo a la potencia de la wincha
DIÁMETRO (pulg) POTENCIA (HP) DIÁMETRO (Pulg) POTENCIA (HP)
5/16
3/8
½
5/8
4
7 ½ - 20
15 – 30
25 - 30
¾
7/8
1
40-50
75
>100

89
CAPACIDAD DE INSTALACIÓN DE LOS RASTRILLOS
DURACIÓN DE UN CICLO (t)
 
2
1 2
1
0.7 1.
; ,
7 /
30% , /
nmi ,
L distancia desde donde hace la limpieza m
Vc velocidad del rastrillo cargado m seg
Vv velocidad del rastrillo vacío
Vv Vo Vo m s
t y t es el tiempo utilizado par
L L
t t t seg hr
Vv Vc
  





 

1 2 .
:
3600
,
N deciclos por horas
ciclos
N
t hr
a el cambio del sentido de la cuchara seg


CAPACIDAD DE INSTALACIÓN: 3/
( )( )hr
Qh m
3/
3
* * ,
(%)
( )
/
hrQh V Y n m
Y esel gradodellenadodel rastrillo
V volumenocapacidad del rastrillo m
n N deciclos hora



 
RENDIMIENTO DE UNA INSTALACIÓN DE RASTRILLO ( ),( / )Ph TN hr
3.6* * . * 3.6* * . *
, /
1 2
0.70 0.80
Y P e V Y P e V
Pn Tn hr
L L T
t t
W Vc
Y
 
  
 
POTENCIA DEL WINCHE:
1. RESISTENCIA DEBIDO AL DESPLAZAMIENTO DEL MINERAL
 1 1
1 1
cos ;
* * . ;
arg ( )
. 0.6 0.8
min
W G f sen Lb
G V Y P e Lb
G c aútil del rastrillo lb
f coef del rastrillo f
deinclinacióndel ca odel rastrillo
 

 


  


90
2. RESISTENCIA AL MOVIMIENTO VACÍO POR ROZAMIENTO
2 2
2
2
( cos )
25%
;
sin ; l
. .
0.4 0.6
W Wr f sen
Wr Wr Wr
Wr pesodel rastrilloconaccesorio lb
Wr pesodel rastrillo accesorio b
f coef del reg del rastrillo sobreel pisodelalabor
f
  
 



 
ESFUERZO DE TRACCIÓN CON CARGA (Ftr)
1 2( );
. 1.4 1.5
Ftr Ko W W
Ko coef derazonamientodel cableenlas poleas Ko
 
  
ESFUERZO DE TRACCIÓN DURANTE EL LLENADO DEL RASTRILLO (F1)
1 1 1 2
1
1
1
( * * )
1.3 1.4
1.5 1.6 cos
2.0 2.2
arg
F K G f Wr f
K material fino y pocoresistente
K material ro odureza media
K material pesadoentrozos grandes
G c aútil del rastrillo
 
  
  
  

VALORES BÁSICOS DE LA POTENCIA
POTENCIA DE MARCHA CON CARGA (Ntr)=Po
1
; :
102
arg
.
Ftr Vo
Po watts
n
Vo velocidad c ada
n rend cuchara
V velocidad dellenado




POTENCIA DE MARCHA EN VACIÓ ( )Pv
( )
,
102
Ftv Vv
Pv Kwatts
n

POTENCIA DURANTE EL LLENADO DEL RASTRILLO
1 1
1
*
;
102*
F V
N Kwatts
n

POTENCIA EFICAZ DEL MOTOR DEL WINCHE

91
2 2 2
1 1 ( 1)
1 3 5
arg ( )
*
; , 33,000
33,000
( 1 2)
N t Pc ttr t Pv tv
Pe
ttr tv
t tiempodellenado seg
ttr tiempodemarchaconc a seg
tv tiempodemarchaenvacío
Ftr Vc
P Ftr F detracciónc y v
V velocidad detracción
F Ftr Kc W W
   
  
 
 


 

  
FRASE
“EL ESCRITOR ORIGINAL NO ES AQUEL QUE NO IMITA A NADIE, SINO,
AQUEL QUE A NADIE PUEDE IMITAR”

92
PROBLEMAS
RASTRILLOS
1. En un tajeo en exploración por el método corte y relleno ascendente la
limpieza del mineral se efectuó bajo las siguientes condiciones:
Piso: no uniforme
Material: mineral seco de 150 lb/pie3 con trozos que vería de 4” a 6” Ø.
Objeto: halar mineral a la tolva en un promedio de 100 pies sobre un
gradiente de 10° descendente la carga.
Tonelaje 80 To/g día, tiempo útil/día = 6 hr. Eficiencia de rastrillaje 80 %
grado de llenado del rastrillo 78%, eficiencia mecánica 85%.
Determinar el tipo de rastrillo, su capacidad y dimensión potencia de la
wincha y diámetro del cable a utilizarse durante el arrastre de mineral.
3
3
1. ¼
2.
80 /
13.33 /
6 /
13.33 / *2000 /
. 177.77 /
150 /
3.
Tipo de rastrillo cerrado tipo azadón caja
Capacidad de rastrillo
to g día
Tonelaje horario Tc hr
hr g día
To hr lb Tc
Vol horario ft hr
lb ft
Ve
  
  
:
250 min
250 0.30(250) 325 min
250 325
287.5 min
2
tan : 17250
200 0.30(200) 260
locidad decable deacuerdoalatabla
Lavelocidad dearrastre será Vo ft
Velocidad vacío Vv
Vv ft
Velocidad promedio ft
Dis cia equivalente V ft hr
De
 

  

 

  
17250 / *0.80
/ 53.1 /
260 /
ft viaje
pies hr
N deviaje hr viajes hr
pies viajes
  

93
3
3/
3
3
177.778 /
53.1 /
3.35
4
2,5 26"
viaje
pies hr
Capacidad derastrillo
viaje hr
pies
pies
pies ancho




C. POTENCIA DE LA WINCHA
3 3
* * . 2.5 *0.78*150 /
292.5
G V Y P e pies lb pie
G lb
 

RESISTENCIA AL DESPLAZAMIENTO DEL MINERAL
1 1 1
1
1
1
( cos )
(0.6 0.8) / 2 0.7
292.5 (0.7*cos10 10 )
150.8
W G f sen f
f
W lb sen
W
  
  
   

RESISTENCIA AL MOVIMIENTO DEL RASTRILLO
2 2
2
'
'
2
( cos ' )
0.4 0.6 0.5
350
25%
350 0.25(350) 437.5
437.5 .(0.5cos10 10 ) 139.46
r
r r r
r
W Wr f sen
f
W lb
W W W
W lb
W lb sen lbs
  
  

 
  
    
ESFUERZO DE TRACCIÓN
1 2( ) ; 1.40 1.50
(150.8 139.46)1.45
420.93
420.93 *250
.
33,000
min
3
4 , 5 /16"
.
fr
fr
fr
F W W Kn Ko
F lb
F lb
lb pies
Pot
lb pie
HP
Pot HP
Diámetrodel cable parala potencia de HP correspondeun de de
dwdecable


   
 





94
2. Al explotar un yacimiento por el método de corte y relleno ascendente la
limpieza del mineral se realiza bajo las siguientes condiciones:
Piso: no uniforme.
Material: mineral seco de 220 lb/ft3
con trozos de 7” a 18” con escasos finos.
Objeto: haber mineral al shute en una distancia promedio de 80 ft sobre
gradiente de 8° descendiente.
La carga:
Tonelaje: 116 To/g por tajeos, tiempo útil por g día=5.5 hr. Eficiencia de
rastrillaje 74% grado de llenado del rastrillo 78%. Eficiencia mecánica de la
wincha 90%. Determinar el tipo de rastrillo, su capacidad y dimensión,
potencia de la wincha y el diámetro de cable a utilizarse.
a) Tipo de rastrillo:
Rastrillo abierto tipo azación.
b) Capacidad de rastrillo.
3
116
21.09
5.5
21.09 2000
. 191.73 min
220
to g día
Tonelajehorario to hr
hr g día
to hr x lb to
Vol horario ft
lb ft
  
  
Velocidad del cable.
 
   
179 min
175 min 0.30 175
227.5 min
175 227.5
2
201.25 min
12075 .
tan
2 80 0.30 160
Lavelocidad dearrastre
vc ft
Velocidad deretorno
Vv ft
Vv ft
Velocidad promedio
Vp ft
Vp ft hr
Dis ciaequivalente
De x



 


 



 

95
3
3
208
12075 0.74
. 43 .
208
191.7
. 4.5
43
De ft viaje
ft hr x
N deviajes hr viajes hr
ft viaje
ft hr
Cap derastrillo ft viaje
ft viaje

   
  
Según la tabla se elige rastrillo de 50 ft3
de capacidad con un ancho de 30”.
c) Potencia de la wincha.
 
 
 
1
3 3
1
Re min
. cos
* * .
5 0.78 220
858 .
0.6 0.8
0.7
2
858 0.7cos 475.34 .
sistencia al desplazamientode eral
W G f sen
G V Y P e
G ft x x lb ft
G lb
f
W sen lb
 
 

 




 
  
De acuerdo a la tabla el peso del rastrillo sin accesorio será 400 .rW lb
 
 
    
2 2
2
2
Re . .
cos
400 0.25 400 500
500 0.5 cos 8 8
177.98 .
r
r
sistencia al mov del rastrillovacío
W W f sen
W lb
W x sen
W lb
 

 
  
 

 475.34 177.98 1.45 947.31 .
947.31 175 min
5.02 .
33000 min 33000 min
5.02
0.9
5.6 6
F x lb
F xV lb x ft
Potencia HP
lb ft Hp lb ft Hp
Potencia real de wincha
Pot HP HP
  
  
   

 
Diámetro del cable de arrastre de acuerdo a la tabla el Ø del cable para 6 HP
3 8 .

96
3. La limpieza del mineral de un winche eléctrico de tres tambores cuyo rastrillo
es de tipo azación de 30” de ancho y al efectuarse un control del tiempo e
obtiene los siguientes tiempos:
N° de lectura Tiempo de alado
cargado (seg)
Tiempo de alado
vacío (seg)
1
2
3
4
5
6
26
23
22
22
24
23
32
29
30
28
29
30
n=6 To=142 Tv=178
Tiempo muerto= 30 seg.
Distancia de arrastre= 150 pies.
Tiempo efectivo/turno= 6hr = 360min/tur
Tonelaje a producción= 54 To/g día.
Peso específico del mineral= 144 lb/pie3
Calcular la eficiencia total del rastrillaje.
142
23.67 0.3945min
6
Pr :
178
29.67 . 0.4945min
6
30 . 0.5min
83.4 . 1.39min
150
303.34 min
0.4945
150
380.
0.395min
Tc seg
omedios
Tv seg
Tm seg
Tiempo por ciclo Tv Tc Tm
seg
Hallandovelocidades derastrillaje
ft
Vv ft
ft
Vc
  

  
 
  
 

 
  23 min
341.785 min
2
ft
Vv Vc
Velocidad promedio ft

 

97
360min
259
1.39min
259
43
6
54
9 .
6
9 .
. 0.21
43 .
0.21
.
g día
N deviajes hr viajes g día
viaje
viajes g día
hr g día
To g día
Tonelajehorario To hr
hr g día
To hr
Ton viaje To viaje
viajes hr
To v
Cap derastrillaje
   
   
  
  
  3
2.92
0.072
tan :
iaje
ft viaje
To ft
Dis ciaequivalente


Para un ciclo normal, sin considerar ciclos, muertos en f(tiempo).
Ciclo normal (0.4945+0.3945) min = 0.89
Tiempo muerto= 0.50 min
0.89min 100%
0.50min
56.18%
para
x
x
   
   

En función (distancia)
341.95 min 0.89min 304.34
341.95 min 0.5min 170.73
304.34 100%
170.73
56.10%
ft x ft
ft x ft
para ft
ft x
x


   
   

Distancia equivalente
   
3
3
2 150 0.561 300 468.54
2 468.54
2
2
2.92 468.54 100%
59.38%
5 1.35min 341.35 min
x ft
D De ft
Eficiencia
c xT x S x E C x D
C E
D c xT x S
ft x ft x
E
ft x x ft
 
 
 
 

98
4. Del control efectuado de tiempos en una mina que se explota. Por corte y
relleno ascendente. La limpieza se realiza con rastrillo tipo azadón de 2€” de
ancho con un Cabrestante eléctrico de 3 tamboras marca DERENA, modelo
BZ16C. Se detiene los siguientes resultados o datos:
Tiempo muerto: 19.20 seg.
Distancia de arrastre: 110 ft
Tiempo efectivo/turno: 5 hr= 30 min
Producción: 45 Tc/g gía
Peso específico del mineral a halarse 206.8 lb/ft3
Calcular la eficiencia total del rastrillaje
N° de lect.
Tiempo de
alado
vacío (seg)
Tiempo de alado
con carga (seg)
1 24 30
2 21 27
3 20 28
4 20 26
5 22 27
6 23 28
7 22 29
8 21 29
9 23 28
10 24 29
220 281To Tv 
Promedios:
220
22 0.37min
10
281
28.1 0.47min
10
19.20 0.32min
69.3 1.16min
Tv seg
To seg
Tm seg
Tiempo ciclo Tv To Tm
seg
  
  
 
  
 
Hallando velocidad de rastrillaje
110
297.3 min
0.37min
110
234.04 min
0.47min
ft
Vv ft
ft
Vo ft
 
 

99
  266 min
2
300min
´ 259
1.16min
259
52 .
5
45
9 .
5
9
.
52
Vo Vv
Velocidad promedio Vp ft
g día
N deviajes g d ía viajes g día
viaje
viajes g día
hr g día
To g día
Tonelajehorario To hr
hr g día
To g día
Ton viaje
viajes hr

 
   
  
  
 
3
3
0.173
.
.
.
0.173
. 1.67
0.1034
To viaje
Ton
Ton Vol x P e Vol
P e
Tc viaje
Cap derastrillaje ft viaje
Tc ft

  
  
- Distancia equivalente:
Para un ciclo normal, sin considerar ciclos, muertos en (tiempo),
ciclo normal (0.37 + 0.47) min= 0.84 min
 
   
0.32min 0.32min
0.84min 100%
0.82min 0
38.18%
tan
266 0.84min 223.99
266 0.32min 85.12
233.44 100%
85.12
38.1%
tan
2 110 0.38 220 30
para
x
x
en funciónde dis cia
ft min x ft
ft min x ft
para ft
ft x
x
Dis cia equivalente
x

   
   



   
   

  
3
3
3.82 2
:
2
1.67 303.82 100%
2 1.16min 266 min
82.22%
ft D
Eficiencia
C x D
E
c xT x S
ft x ft x
E
ft x x ft
E





100
5. En la compañía “El Dorado” se explota por el método de corte y relleno
ascendente. La limpia en los tajeos se realiza mediante rastrillos tipo azadón
de 26” de ancho, con grado de llenado de 75.8 %. El tiempo muerto asciende
a 18.55 seg/ciclo. Distancia de alado desde el frente del fondo hasta el shute
100 ft eficiencia del tiempo promedio de trabajo alcanza un promedio de
80% la producción/turno alcanza 64 to/turno, P.e. del mineral polimetálico
206.8 lp/pie3
, se realizó el cronometraje de limpieza obteniéndose el
resumen de la lectura que es el siguiente:
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Tc, seg 29 25 20 20 25 23 22 21 23 29
Tc, seg 30 28 25 30 27 28 29 28 28 28
# de lectura
Tv, tiempo de halado vacío
To, tiempo de halado con carga
Calcular:
a) Eficiencia total de rastrillaje
b) La potencia del cabrestante si se rastrilla en sentido ascendente con un
ángulo de 10° y una eficiencia del 80 %.
Promedios:
227
22.7 0.38 min
10
282
28.2 0.47 min
10
18.50 0.31min
1.16min
110
263.16 min
0.38min
100
212.77 min
0.47min
237.97
2
Tv seg
To seg
Tm seg
Tiempo ciclo Tv To Tm
Hallandovelocidades
ft
Vv ft
ft
Vo ft
Vc Vv
Velocidad promedio s
  
  
 
   
 
 

  mineg

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