SERVICIOS AUXILIARES

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FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA ACADEMICA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
INFORME ACADÉMICO
“SERVICIOS AUXILIARES EN MINERÍA”
Autor:
Lizana Enriquez, Josue Julian
Asesor:
Ing. Siccha Ruiz, Orlando Alex
Chiclayo-Perú
2020

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ÍNDICE
1 INTRODUCCIÓN .....................................................................................................................6
2 DESARROLLO .........................................................................................................................7
2.1 EQUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE....................................................................7
2.1.1 LHD............................................................................................................................7
2.1.1.1 PRINCIPALES FABRICANTES...........................................................................8
2.1.1.2 TIPOS.....................................................................................................................9
2.1.1.3 ESTRUCTURA......................................................................................................9
2.1.1.4 FACTORES QUE AFECTAN EL RENDIMIENTO ...........................................10
2.1.1.5 SELECCIÓN DEL LHD ......................................................................................10
2.1.1.6 VENTAJAS DEL LHD ........................................................................................11
2.1.1.7 DESVENTAJAS ..................................................................................................11
2.1.1.8 DISTANCIAS ECONÓMICAS ...........................................................................12
2.1.1.9 ESTIMACIÓN DE PRODUCCIÓN.....................................................................12
2.1.2 CARGADORES FRONTALES ...............................................................................14
2.1.2.1 TIPOS...................................................................................................................14
2.1.2.2 CARACTERÍSTICAS.................................................................................................15
2.1.2.3 PARTES DE UN CARGADOR FRONTAL ...................................................................16
2.1.2.3.1 CHASIS ............................................................................................................16
2.1.2.3.2 CABINA ...........................................................................................................16
2.1.3 CAMIONES MINEROS................................................................................................17
2.1.3.1 TIPOS DE CAMIONES.............................................................................................17
2.1.3.2 SELECCIÓN DE CAMIONES MINEROS ....................................................................19
2.1.3.3 DIMENCIONES Y CAPACIDAD DE CARGA...............................................................19
2.1.3.4 COMPARACIÓN DE PRODUCCIÓN, COSTOS Y DISTANCIAS...................................20
2.1.4 PROBLEMAS DE QUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE.............................................22
2.2 BOMBAS ...........................................................................................................................27
2.2.1 BOMBAS HIDRÁULICAS.............................................................................................27
2.2.1.1 CLASIFICACIÓN .....................................................................................................27
2.2.1.1.1 BOMBAS ROTODINÁMICAS O CENTRIFUGAS..................................................27
2.2.1.1.2 BOMBAS VOLUMÉTRICAS O DE DESPLAZAMIENTO POSITIVO........................28
2.2.1.2 CLASIFICACIÓN DE BOMBAS CENTRÍFUGAS..........................................................28
2.2.1.2.1 BOMBAS RADIALES.........................................................................................28

3
2.2.1.2.2 Bombas axiales:..............................................................................................29
2.2.1.2.3 Bombas diagonales:........................................................................................29
2.2.1.3 PRINCIPALES COMPONENTES DE LAS BOMBAS CENTRÍFUGAS.............................30
2.2.1.3.1 RODETE:..........................................................................................................30
2.2.1.3.2 CORONA DIRECTRIZ:.......................................................................................30
2.2.1.3.3 CAJA ESPIRAL O VOLUTA: ...............................................................................30
2.2.1.3.4 DIFUSOR TRONCÓNICO: .................................................................................30
2.2.1.4 PARÁMETROS FUNDAMENTALES EN LOS SISTEMAS DE BOMBEO........................31
2.2.1.4.1 ALTURA ESTÁTICA...........................................................................................31
2.2.1.4.2 ALTURA DINÁMICA.........................................................................................31
2.2.1.4.3 PÉRDIDA DE CARGA TOTAL (HPÉRDIDAS):......................................................31
2.2.1.4.4 CARGA DE VELOCIDAD:...................................................................................32
2.2.1.5 ALTURA MANOMÉTRICA TOTAL ...........................................................................32
2.3 RELLENO HIDRÁULICO......................................................................................................33
2.3.1 TIPOS DE RELLENO....................................................................................................33
2.3.1.1 RELLENO SECO......................................................................................................33
2.3.1.2 RELLENO HIDRÁULICO ..........................................................................................33
2.3.1.3 RELLENO HIDRÁULICO CEMENTADO ....................................................................33
2.3.1.4 RELLENO EN PASTA...............................................................................................33
2.3.1.5 RELLENO COMPUESTO..........................................................................................33
2.3.2 APLICACIONES DEL RELLENO HIDRÁULICO ...............................................................34
2.3.3 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL USO DEL RELLENO HIDRÁULICO .............................34
2.3.4 COMPONENTES ........................................................................................................35
2.3.4.1 CAMPOS DE APLICACIÓN:.....................................................................................35
2.3.4.1.1 Minería: ..........................................................................................................35
2.3.4.1.2 Agricultura:.....................................................................................................35
2.3.4.1.3 Industria química:...........................................................................................35
2.4 VENTILACIÓN EN MINAS...................................................................................................36
2.4.1 LOS FACTORES DE LA VENTILACIÓN MINERA EFECTIVA Y LA DISTRIBUCIÓN DEL AIRE
Y LA RESISTENCIA .....................................................................................................................36
2.4.2 LOS INSTRUMENTOS PARA MEDIR LOS FACTORES DE LA VENTILACIÓN ..................37
2.4.3 TIPOS DE VENTILACIÓN ............................................................................................38
2.4.3.1 VENTILACIÓN NATURAL........................................................................................38

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2.4.3.2 VENTILACIÓN MECÁNICA......................................................................................38
2.4.3.3 VENTILACIÓN MECÁNICA, PRINCIPAL, SECUNDARIA Y AUXILIAR..........................39
2.4.4 TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN DE MINA Y EL CÁLCULO DE LAS REDES DE
VENTILACIÓN QUE HAY EN LA MINA........................................................................................39
2.4.4.1 CIRCUITOS EN SERIE..............................................................................................39
2.4.4.2 CIRCUITOS EN PARALELO......................................................................................40
2.4.5 VENTILADOR AXIAL...................................................................................................41
2.4.5.1 CARACTERÍSTICA...................................................................................................42
2.4.5.2 FACTORES QUE AFECTAN LA ACCIÓN ...................................................................42
2.4.6 ¿CÓMO ESPECIFICAR EL PEDIDO DE COMPRA DE UN VENTILADOR AXIAL? .............42
2.4.7 PROBLEMA DE VENTILACIÓN....................................................................................43
3 CONCLUSIÓN............................................................................................................................47
4 BIBLIOGRAFÍA .............................................................................................................................48
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1. LHD CAT R1700G .................................................................................................................8
Figura 2.Estructura de un Equipo LHD..............................................................................................10
Figura 3. Cargador frontal (komatsu WA150-5) sobre ruedas..........................................................14
Figura 4. Cargador frontal (Cat-953k) sobre oruga...........................................................................15
Figura 5. Camión típico sobre cuatro ruedas de doble tracción. (Atlas Copco) ................................17
Figura 6. Ciclos típicos de carguío y descarga de un camión telescópica. (1). El carguío empieza con
la cama telescópica en posición posterior en posición posterior, ofreciendo un tamaño mínimo de
tolva. (2). conforme se acumula la carga, la cama telescópica avanza hacia adelante, moviendo la
carga hacia delante de la tolva, llenándolo. (3). Durante la descarga, la cama telescópica se mueve
hacia atrás forzando aproximadamente media carga a salir de la tolva. (4). Fase final de la descarga.
Una placa empuja la carga remanente.............................................................................................18
Figura 7. Cargador de perfil bajocon ejector cargando un camión telescópico................................18
Figura 8. Dimensiones y espacios típicos para cargadores de bajo perfil (LHD) y ............................20
Figura 9. Comparación de producción, costo y distancia para dos cargadores de perfil bajo de 17.7
tm (19.5 tc) con una combinación de dos camiones de 22.7 tm (25 tc) y un cargador de perfil bajo
de 6.8 tm (7.5 tc)..............................................................................................................................21
Figura 10. Bomba Centrifuga............................................................................................................27
Figura 11. Bomba volumétrica .........................................................................................................28
Figura 12. Esquema gráfico de bomba radial ...................................................................................28
Figura 13. Esquema gráfico de bomba axial .....................................................................................29
Figura 14. Esquema gráfico bomba diagonal....................................................................................29
Figura 15. Rodete de bomba de cuatro álabes.................................................................................30
Figura 16. Esquema de las partes de la bomba: corona directriz, caja espiral y cono difusor..........30

5
Figura 17. Esquema simplificado de componentes de la bomba centrífuga ....................................31
Figura 18. Circuito en serie con tapones o puertas que impiden el paso de ....................................40
Figura 19. Esquema de ventilación de una mina para de allí lograr el diagrama..............................41
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1. Tipos de Equipos LHD ...........................................................................................................9
Tabla 2. Capacidades y dimensiones de los cargadores de bajo perfil .............................................12
Tabla 3. Distancias económicas para cargadores de bajo perfil .......................................................12

6
1 INTRODUCCIÓN
En el presente informe describiré sobre los equipos de carguío y transporte utilizados en
minería y superficial, sus partes y cálculo; los diferentes tipos de bombas, sus partes y los
diferentes fundamentos de ventilación y sus componentes.
Esta investigación tiene como objetivo general: explicar la importancia de los diferentes
temas explicados utilizados en minería y como objetivos específicos: definir los equipos de
carguío y acarreo, mencionando algunos equipos; identificar los tipos de bombas.
Cabe manifestar que la investigación sobre los servicios auxiliares utilizados en minería es
primordial en un estudiante de la carrera de ingeniería de minas, porque los servicios son
importantes para el desarrollo de las operaciones mineras para el cual se debe tener en cuenta
el uso de los recursos en una operación.
¿Qué conoce sobre pala cargadora y los equipos de carguío y transporte? ¿Importancia de un
sistema de ventilación minera dentro de una mina? ¿qué es lo que debemos considerar en un
flujo de aire que ingresa a la mina? ¿Qué importancia tiene la economía en ventilación de
minas? ¿Qué variables se tiene en cuenta en economía de ventilación minera?
Según (Avilés Espinoza, Fierro Orellana, & Fuentes Castillo, 2016) la ventilación, “consiste
en el proceso de hacer pasar un flujo de aire considerable y necesario para crear las
condiciones óptimas para que los trabajadores se encuentren en una atmósfera agradable,
limpia y sin gases.”
Para (Fuentes Elescano, 2010) la ventilación es “importante porque los efectos son nocivos
e incómodos para los trabajadores y equipos a causa de una mala ventilación”. (Párr.1)

7
2 DESARROLLO
2.1 EQUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE
Los equipos diseñados para la minería superficial fueron adaptados para ser utilizados en la
minería subterránea por el decenio de los 1950. Desde entonces se han diseñado equipos
diésel sobre llantas específicamente para la minería subterránea que tiene limitaciones de
espacio de espacio y ventilación, principalmente.
Estos vehículos combinan características de cargadores frontales y volquetes, LHD (load
haul dump), con los que se intenta que un solo operador cargue, acaree y descargue. Son
llamadas también cargadores de bajo perfil.
2.1.1 LHD
Es una de las maquinarias más usadas en la minería subterránea, dado que forma parte del
proceso productivo, basado en el concepto de Cargar-Transportar y Descargar material
fracturado, que surge como la solución más efectiva para compatibilizar el tema
Rendimiento-Capacidad– Maniobrabilidad limitada principalmente a la necesidad de
minimizar el desarrollo de infraestructura y por ende el costo que implica construir accesos
a labores subterráneas, considerando las características como: pequeño ancho y alto, gran
capacidad de tolva (pala), buena velocidad de desplazamiento, y cargar camiones, piques y
piso.
Apareció a comienzo de los años 60, para enmendar las necesidades de rendimiento y
adaptabilidad, desplazando palas cargadoras y auto cargadoras, pero aún se siguen utilizando.
Los equipos permiten realizar el ciclo de carguío, transporte en distancias mayores que

8
oscilan entre los 200 m, 250 m hasta los 300 m y el tiempo de descarga es menor, lo que
quiere decir un mayor rendimiento del trabajo.
Se considera como una pala auto cargadora que tiene gran capacidad o un cargador frontal
de bajo perfil y mayor capacidad. Está dotada de un balde de grandes dimensiones, el cual
permite el transporte del mineral (tolva), es articulado centralmente permitiendo el giro en
pequeños radios por lo que habrá un ahorro en la construcción de galerías. Además, poseen
dispositivos hidráulicos, el giro del balde se debe a uno o dos cilindros hidráulicos centrales
al equipo, y el levantamiento con dos cilindros que están ubicados debajo de los dos brazos
u horquillas o también denominados plumas.
Está capacitado para cargar camiones de bajo perfil y camiones convencionales de altura
adecuada que permiten descargar sobre piques de traspaso o sobre el suelo para otro equipo
continúe con el carguío.
2.1.1.1 PRINCIPALES FABRICANTES
 Caterpillar
 Sandvik
 GHH
 Atlas Copco.
Figura 1. LHD CAT R1700G

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2.1.1.2 TIPOS
Tabla 1. Tipos de Equipos LHD
LHD diésel LHD eléctrico
FLEXIBILIDAD Flexibles y fáciles de mover no solo
para cambiar el equipo en un nivel
sino para usarlo en otras
actividades como limpieza de
calles y barro.
Están ilimitados a la zona de
producción limita el acceso a las zonas
de trabajo se limita el uso de las
unidades a otras tareas lo que es
bueno.
REDUCCIÓN
SECUNDARIA
Se puede realizar reducción
secundaria detrás de las máquinas.
Se debe ser cuidado con los cables
eléctricos.
VENTILACIÓN Requieren de aire fresco en la
frente.
Operan bajo mínimos requerimientos
de aire.
AUTOMATIZACIÓN Es posible automatizar estos
equipos.
No se pueden hacer conexiones con
barreras de seguridad eléctricas.
Es posible automatizar estos equipos.
Se pueden hacer conexiones con
barreras de seguridad eléctricas y la
unidad de poder posibilitando el
apagado del equipo en condiciones de
emergencia.
Teniendo en cuenta los cables eléctricos, su vida útil es de 375 horas, pero depende del área
de trabajo (protección del cable, agua, derrames de rocas), mecanismos del carrete del cable,
cables requieren de mantención (recauchaje, testeo de corrientes, etc.).
2.1.1.3 ESTRUCTURA
 Motor: potentes motores primarios de 75 a 150 HP, con enfriado de agua o aire
 Convertidor de torque
 Transmisión en las cuatro ruedas
 Frenos
 Dirección
 Neumáticos: Lisos
 Cabina del operador
 Balde de gran capacidad

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Figura 2.Estructura de un Equipo LHD
2.1.1.4 FACTORES QUE AFECTAN EL RENDIMIENTO
 Iluminación
 Visibilidad
 Estado de carpeta de rodado
 Condiciones del área de carguío
 Condiciones del área de carga
 Factor humano
 Granulometría del mineral a cargar
 Perdidas de potencia (msnm y temperatura)
2.1.1.5 SELECCIÓN DEL LHD
El tamaño del LHD está en función del diseño posible
 Estabilidad
 Recuperación
 Productividad (no solo está relacionado con el tamaño del equipo, considerar
distancia al pique de traspaso)

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 Fragmentación esperada
Tipo: eléctrico o diésel
 Depende de los requerimientos y experiencia práctica
2.1.1.6 VENTAJAS DEL LHD
 Está diseñado para realizar tres operaciones a la vez (cargar-transportar-descargar)
 Es dinámico para diferentes secciones
 Cuenta con sistema automatizado
 Reduce tiempos de limpieza
 Reduce trabajos de mano de obra
 Se usa tanto en preparación y producción
2.1.1.7 DESVENTAJAS
 Altos costos de inversión inicial
 Elevados costos de mantenimiento
 Requiere de personal muy capacitado para su operación
 Para equipos diésel se requiere de un control adecuado de la ventilación
 Los equipos eléctricos se ven limitados por su fuente de corriente eléctrica
 En terrenos rugosos se disminuye la vida útil de los neumáticos
CONSIDERACIONES PARA ELEGIR EL TAMAÑO DEL LHD
 Estabilidad: el tamaño de labores se determina por el área máxima que puede ser
expuesta sin soporte durante la etapa de desarrollo.
 Se deben considerar las dimensiones según legislación minera.
 Se debe considerar la ruta por la cual el equipo será introducido a la mina.

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Tabla 2. Capacidades y dimensiones de los cargadores de bajo perfil
m^3 yd^3 tm tc mm pulg. mm pulg. m pies
0.8 1.0 1.4 1.5 1830 72 1220 48 2.4 8.0
1.5 2.0 2.7 3 1930 76 1550 61 3.7 12.1
2.7 3.5 4.8 5.3 1730 68 1830 72 4.1 13.3
3.8 5.0 A 6.8 7.5 2110 83 2440 96 4.7 15.5
3.8 5.0 B 6.8 7.5 2140 84 2110 84 4.8 15.9
3.8 5.0 D 6.8 7.5 1980 78 2510 99 5.0 16.4
6.1 8.0 10.90 12.0 2260 89 2490 98 6.1 19.9
9.9 13.0 17.70 19.50 2540 100 3050 120 5.8 19.1
Capacidad de carga
Altura con
operador
Ancho total
Radio de curva
aproximada
2.1.1.8 DISTANCIAS ECONÓMICAS
Un factor importante en la minería sin rieles es la destreza del personal experimentado, el
mantenimiento y reparación adecuados de los equipos.
La productividad del equipo se mide en costo por tonelada movida de un punto hacia otro;
en algún punto (distancia) será más económico utilizar un vehículo para acarrear y cargar
con un equipo de bajo perfil.
Tabla 3. Distancias económicas para cargadores de bajo perfil
m^3 yd^3 tm tc m pies m pies
0.8 1 1.4 1.5 75 250 150 500
1.5 2 2.7 3 150 500 300 1000
2.7 3.5 4.8 5.3 300 1000 600 2000
3.8 5 6.8 7.5 500 1650 1000 3300
6.1 8 10.9 12 800 2600 1500 5000
9.9 13 17.7 19.5 1200 4000 2000 6500
Capacidad en
volumen
Capacidad
en peso
En
producción
En desarrollos
2.1.1.9 ESTIMACIÓN DE PRODUCCIÓN
Una acertada estimación de la producción depende de las condiciones de trabajo, tales como
la iluminación, área de carguío, camino y área de vaciado o descarga.

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La iluminación es excelente cuando se puede ver claramente el piso, techo y paredes de la
vía. Es severa cuando solamente se tiene iluminación del equipo, lo cual aumenta el riesgo
de choques con las paredes y corte de las llantas.
El área de carguío es excelente cuando el piso se encuentra nivelado, libre de derrames y seco
para tener una buena tracción. También la carga esté adecuadamente fraccionada, libre de
bancos o grandes trozos de roca; que tenga una buena ventilación y un operador competente
y responsable. La condición es severa cuando el piso está desnivelado, con derrames de
material y resbaloso. La carga no está bien fraccionada, los bancos deben ser separados para
disparos secundarios y una mala ventilación ocasiona que el operador pierda la
concentración.
El camino es excelente cuando tiene suficiente amplitud hacia los lados y hacia el techo para
que el equipo yel operador. También cuando esté razonablemente nivelado, libre de derrames
de rocas, de charcos con agua, con curvas amplias y señales de tráfico en los lugares
riesgosos.
El área de vaciado o descarga es excelente cuando es amplio, adecuadamente iluminado y
provisto de un muro de 0.8 m (2.5 ft) o ver berma de seguridad y la abertura de la parrilla sea
de 0.5 m. El punto de descarga debe permitir la operación simultánea de los equipos que
estén trabajando en esa área. La condición es severa cuando el espacio para maniobrar es
mínimo, carece de berma de seguridad o muro, iluminación deficiente y la parrilla llena de
bancos.

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2.1.2 CARGADORES FRONTALES
Son utilizados especialmente en minería a cielo abierto, son equipos de mayor dimensión de
los que se usan en minería subterránea, cargan grandes cantidades de toneladas de material y
sus costos son muy elevados.
Es un quipo tractor (carga y acarreo) montado sobre oruga o ruedas, su finalidad es de reducir
los costos y aumentar la producción. Varían en tamaño y en su cucharon (0.19 hasta 19.1 m3
)
donde va depositado el mineral fragmentado. Además, una de sus ventajas es la buena
movilidad.
2.1.2.1 TIPOS
Son clasificados por la forma en que efectúan la descarga hasta el camión que transporta el
material hacia la planta(mineral) o botadero(estéril).
 Descarga Frontal
 Descarga Lateral
 Descarga trasera
Otra manera de clasificar es de forma de rodamiento.
 De neumáticos (bastidor rígido o articulado)
 De orugas
Figura 3. Cargador frontal (komatsu WA150-5) sobre ruedas

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Figura 4. Cargador frontal (Cat-953k) sobre oruga
2.1.2.2 CARACTERÍSTICAS
Se pueden distinguir y clasificar según la capacidad de carga del balde:
Capacidad de carga Clasificación
<4 m^3 Pequeño
4-8 m^3 Mediano
>8 m^3 Grande
VENTAJAS
 Gran movilidad, alcanzando velocidades de 45 km/h, lo que les permite realizar la labor de
carga y transporte en distancias cortas
 Capacidad de descarga en altura de entre los 3 y 6 metros
 Capacidad para trabajar en pendientes
 Un ancho de balde que permite trabajar grandes bloques de roca. Posibilidad de obtener
mezclas de diferentes sectores debido a su gran movilidad
 Facilidad para mantener un piso de carga más limpio, no precisándose máquinas auxiliares
 Adaptabilidad a diferentes métodos de extracción.
 Una menor inversión en relación con otros sistemas de carga (palas)
 Posibilidad de alquiler (arriendo) y contratación
 Una mantención sencilla respecto de otros sistemas de carguío
 Menor requerimiento de práctica y experiencia del personal que usará los equipos
DESVENTAJAS
 Requieren una pila o material tronado más esponjado respecto de otros sistemas de
carguío. Esto implica una consideración importante en la tronadura, especialmente en lo
referente a la secuencia de encendido
 Para igual capacidad de balde tienen menor productividad que una pala
 Requieren de un amplio espacio para maniobrar, ya que necesitan desplazarse durante el
proceso de carga

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 Tienen menor productividad en suelos embarrados y blandos
 Si no hay un buen nivel de pisos, existe un aumento considerable del costo de neumáticos
 Necesitan alturas de banco reducidas para operar con seguridad
 Poseen menor disponibilidad mecánica respecto de las palas
2.1.2.3 PARTES DE UN CARGADOR FRONTAL
2.1.2.3.1 CHASIS
Está formado por dos semichasis unidos por una articulación doble con eje vertical. En el semichasis
delantero, y de forma más o menos triangular, va anclado todo el equipo de trabajo. El semichasis
trasero tiene forma de caja y debe soportar, además del eje y su diferencial, el peso del motor y de
la transmisión. También, soporta el peso de la cabina y mandos del operador.
Ambos están construidos de aceros de alta resistencia, diseñados para soportar esfuerzos de
carácter continuado, tanto de torsión como de flexión. Mediante la acción de los vástagos de dos
cilindros hidráulicos, uno a cada lado, la articulación permite giros a izquierda y derecha, con ángulos
de entre 35 y 45 grados, lo que aumenta la maniobrabilidad de la máquina.
2.1.2.3.2 CABINA
Está colocada sobre la articulación y puede ser parte tanto del cuerpo trasero como del cuerpo
delantero del equipo.
Ventajas
 Parte delantera: mejor visión para el operador, aislamiento de ruidos y vibraciones del
motor.
 Parte trasera: mayor confortabilidad debido a los giros más pequeños en la parte trasera, y
mayor seguridad en la operación.
NEUMÁTICOS
Los costos de mantención a los neumáticos oscilan entre el 10% y 20%, representan uno de los
factores que se deben tener en cuenta para una buena operación. Los tipos de neumáticos que
emplean son: lonas sesgadas, radiales y beadless.
BALDES O CUCHARA
Estos están diseñados con un ancho mayor al de la máquina, para maximizar la carga útil se deben
construir con el menor peso posible. Por el motivo mencionado, las fuerzas de arranque de estos
equipos son muchos menores que en las palas.

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Se clasifican de acuerdo al material que transportaran y para el cual se ha diseñado. Algunos baldes
son de forma recta para uso general, pero también hay baldes de forma en “V” e incorporado
dientes para rocas.
2.1.3 CAMIONES MINEROS
Los camiones mineros surgieron como un complemento a los cargadores de bajo perfil en la
actualidad, los fabricantes ofrecen unidades de 5 a 80 toneladas cortas de capacidad para hacer a
las limitaciones de las minas subterráneas.
2.1.3.1 TIPOS DE CAMIONES
Existen tres tipos de camiones para uso subterráneo.
 Volquete
 Descarga telescópica
 Descarga por placa de empuje
Peso neto aproximado: 20 500 kg.
Carga por eje, extremo delantero: 13 800 kg.
Carga por eje, extremo posterior: 6 700 kg.
Vehículo equipado de serie con caja de descarga vacía medidas en mm
Figura 5. Camión típico sobre cuatro ruedas de doble tracción. (Atlas Copco)

18
Figura 6. Ciclos típicos de carguío y descarga de un camión telescópica. (1). El carguío empieza con la cama telescópica en
posición posterior en posición posterior, ofreciendo un tamaño mínimo de tolva. (2). conforme se acumula la carga, la
cama telescópica avanza hacia adelante, moviendo la carga hacia delante de la tolva, llenándolo. (3). Durante la descarga,
la cama telescópica se mueve hacia atrás forzando aproximadamente media carga a salir de la tolva. (4). Fase final de la
descarga. Una placa empuja la carga remanente.
Volquete, es un camión con tolva que usa la gravedad para reciclar la carga por el extremo posterior
de la tolva. La primera aplicación de estos camiones fue llevar la a superficie; sim embargo, estos
camiones pueden ser utilizados en la mina, elevando el techo del lugar de descarga.
Descarga telescópica, son camiones especialmente diseñados para trabajar en lugares donde se
tiene un techo bajo, optimiza el pequeño espacio de operación con una máxima capacidad de carga.
Figura 7. Cargador de perfil bajocon ejector cargando un camión telescópico
Descarga por placa de empuje, son camiones similares a los camiones telescópicos, solo que tienen
la tolva de dos etapas; en su lugar disponen de una plancha o placa que empuja la carga y lo descarga
por la parte posterior de la tolva.

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2.1.3.2 SELECCIÓN DE CAMIONES MINEROS
Los camiones son de dos clases: de tracción simple y de tracción doble. La decisión de seleccionar
un camión se hace tomando en cuenta las condiciones particulares de cada mina. Los camiones de
tracción simple se usan cuando las vías son horizontales o casi hasta 12 % de gradiente; cuando son
húmedas pero resbalosas y cuando son secas que den buena tracción. Debido a que los costos de
mantenimiento de este tipo respecto a los de doble tracción son menores, su elección sería
aconsejable si se tienen vías que den buena tracción. Los camiones de doble tracción se usan en
horizontales a casi duras o suaves, vías que ofrecen una mala tracción, húmedas y resbalosas.
También cuando las gradientes son mayores a 12% y son ventajosas en vías resbalosas o tengan
cualquier otra dificultad respecto a la tracción.
Los cargadores de bajo perfil son de costos menores para mover el material roto en cortas y
medianas distancias, pero en algún punto de la distancia y tiempo de ciclo el uso de camiones se
más económico. También en algún lugar de la distancia horizontal será más económico el uso de
locomotoras y carros mineros o el uso de fajas de transporte. De igual manera, en algún punto de
la distancia vertical será más económico el uso de fajas de transporte o winches
El camión tipo volquete tiene el costo de mantenimiento más bajo respecto al telescópico y placa
de empuje. El costo de un camión es 30% a 50% más bajo que un cargador de bajo perfil tiene la
mitad de capacidad de carga. El camión también tiene las siguientes ventajas sobre el equipo de
bajo perfil: vida útil y tiempo de depreciación más largos, menores costos de mantenimiento, mayor
duración de llantas y menor distribución de carga sobre los ejes de mantenimiento, mayor duración
de llantas y mejor distribución de carga sobre los ejes de las ruedas.
En relación al tamaño del camión, debe considerarse que haya espacio suficiente en los costados de
las vías, incluyendo las líneas de aire, agua, eléctricas, ventilación y cunetas. En general, una
distancia de 1 m a 1.2 m (3.3 a 4 pies) es un mínimo aceptable hacia el límite de la vía y del casco
del operador al techo de la vía 0.5 m (1.6 pies) y 0.2 m (0.6 pies) del techo de la cabina, como mínimo.
Los radios de curvatura deben ser adecuados. Se debe tener en cuenta que a menor espacio la
velocidad será menor.
2.1.3.3 DIMENCIONES Y CAPACIDAD DE CARGA
La determinación de estas variables, es un problema típico cuando se tiene que describir el uso de
cargadores de bajo perfil o una combinación con camiones. Las dimensiones que se muestran en la
figura anterior pueden variar ligeramente de un fabricante a otro.

20
2.1.3.4 COMPARACIÓN DE PRODUCCIÓN, COSTOS Y DISTANCIAS
La ilustración de los ciclos típicos de carguío y descarga es un ejemplo de comparación de dos
cargadores de perfil bajo de 17.7 tm (19.5 tc) de capacidad con una combinación de dos camiones
de 22.7 tm (25 tc) y un cargador de perfil bajo de 6.8 tm (7.5 tc) que se asume es el cargador más
grande eficiente para los camiones dados. La ilustración fue hecha teniendo las siguientes
consideraciones:
1. La capacidad de los cargadores de perfil bajo de 17.7 tm fue tomada de los catálogos. El
tiempo de carguío y vaciado era igual a 0.8 minutos por viaje. El costo de propiedad y
operación se estimó en $56 por hora por unidad, total $112.
2. La capacidad de los camiones fue tomada de los catálogos. El tiempo de carguío, vaciado y
maniobras fue estimado en 4.5 minutos de viaje. El costo de propiedad y operación de cada
camión en $29.62 por hora y para el equipo de bajo perfil de 6.8 tm, $35 la hora, dando un
total por tres equipos de $94,24 la hora.
Figura 8. Dimensiones y espacios típicos para cargadores de bajo
perfil (LHD) y

21
3. Para ambos cargadores de bajo perfil de 17.7 tm y los camiones se asumió que la velocidad
promedio fue de 12.9 km/hora (8 mph) y el costo del operador $9.00 la hora fue incluido en
el costo de propiedad y operación de cada unidad.
Los cargadores de bajo perfil y camiones tienen las dimensiones de sus secciones similares
y caben en las vías, con excepción de los radios de curvatura donde los camiones los
requieren mayores.
En la ilustración de abajo la curvatura A representa la producción teórica de dos cargadores
de bajo perfil de 17.7 tm respecto a las distancias de transporte. La curvatura A1 representa
el costo combinado por tm respecto a la distancia de transporte. B representa la
productividad teórica de dos camiones de 22.7 tm con un cargador de bajo perfil de 6.8 tm
y la curvatura B1 representa el costo por tm.
Figura 9. Comparación de producción, costo y distancia para dos cargadores de perfil bajo de 17.7 tm (19.5 tc) con una
combinación de dos camiones de 22.7 tm (25 tc) y un cargador de perfil bajo de 6.8 tm (7.5 tc)

22
2.1.4 PROBLEMAS DE QUIPOS DE CARGUÍO Y TRANSPORTE
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


93 .
. ?
/ ?
.
Potenciamotor Hp
prod mes
consumocombustible mes
Tn Vol x p e





23
3 3
3.5 2.42 0.80
6.78
5 . 6.78
33.88
Pr / ?
Pr / 2 8 26 33.88 .
19,904.08
. / 0.04 93 0.35
1
TM viaje m x TM m x
TM viaje
TM hr viajes hr x TM viaje
TM hr
oducción mes
turnos hr días TM
od mes x x x
días turno mes hr
TM
mes
Gal
Consumodecomb día x Hp x
Hp hr









 .302 .
. / 2 8 26 0.75 0.8
250
/
1.302 250
325
Gal hr
turnos hr días
Hr mes x x x x
día turno mes
hr mes
Consumodecombustible mes
Gal hr
x
hr mes
Galones
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 mienral 2.2 TM/m3 y se trabaja e turnos/día.
3
:
318
tan 150 .
?
3
Pr ?
25
Datos
Rst TM hr
Dis cia m
N deviajes día
Capacidad decucharaCo m
oducción mes
Trabajo días mes


 




24
3
3
81%
. 62.5%
. . 2.2
70%
60 0.625 0.70 26.25
tan .
.2
2 /
2
Turnos turnos día
Factor dellenado
Eff trabajo
P e TM m
DM
mm
T x x mm hr
hr
Ciclodeviaje tf tiempodedis cia recorridas
e
t
v
T xCo x Per x fo T xCo x Per x fo tf RstD
Rst
tf D v V Rst
V





 
 
 

  


 
  
 
.
2 150 31.8
89.87 min
26.25 3 2.2 0.81 1.075 31.8
150
1.669min.
89.87 min
D Rst
T xCo x Per x fo tf Rst
V m
x x x
m
t
m

 

 
Ciclo de viaje
 1.075 1.669 2 4.413min.
26.25min
4.413min
6
3 8
) 6 .
144 /
N viajes hr
hr
viajes hr
turnos x
a viajes día x viajes hr
día x turno
viajes hr
  



 

)
31.8 3 26 8
19,080
b producción mes
TM turn días hr
x x x
hr día mes turn
TM mes




25
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


. 8 9.8
73.44 .
Pr . 3 8 25 73.44
44,064
TM hr viajes hr x TM viaje
TM hr
turnos hr días
od mes x x x
día turno mes
TM hr TM mes





26
 
 
   
 
92,534.4
44,064 1
2.1
2
2
2
33.6 3.4 3 0.9 0.2 73.44 * 6.4
2 73.44
12.8
ST
f
ST
N deunidades que serequiere para satisfacer la producción
TM X
TM
X Unidaes
Unidades
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

    
    


 



  


27
2.2 BOMBAS
Las bombas suelen ser aplicadas en el riego, en la industria alimentaria, en las centrales térmicas,
en la minería, en las centrales nucleares, etc. Además, bombean distintos tipos de fluidos: agua,
lodos, melazas, líquidos con sólidos en suspensión, etc.
(Martínez, 2019) manifestó que “La bomba es uno de los ingenios más antiguos que se conocen para
intercambiar energía mecánica con un fluido”.
2.2.1 BOMBAS HIDRÁULICAS
Es una máquina de fluido donde el fluido recepciona la energía mecánica absorbida por la bomba
de una fuente motora que, generalmente, proviene de motores eléctricos, motores de combustión
interna, turbinas, etc.
Para (Martínez, 2019) las bombas “es un sistema mecánico que intercambia energía mecánica con
el fluido que está contenido o que circula a través de él”. (p.2)
2.2.1.1 CLASIFICACIÓN
Las clasificaciones más conocidas son bombas roto dinámicas o centrífugas y bombas volumétricas
o de desplazamiento positivo.
2.2.1.1.1 BOMBAS ROTODINÁMICAS O CENTRIFUGAS
Se les llama rotodinámica debido a que su movimiento es rotativo y la dinámica de la corriente juega
un papel esencial en la transmisión de energía
Su principio de funcionamiento es la transferencia de energía mecánica en forma de energía cinética
al fluido bombeado, y luego la transformación de la energía cinética en energía hidráulica. En la
ilustración de abajo, se ve un ejemplo de una bomba centrífuga.
Figura 10. Bomba Centrifuga

28
2.2.1.1.2 BOMBAS VOLUMÉTRICAS O DE DESPLAZAMIENTO POSITIVO
Su principio en el funcionamiento es la transformación directa de energía mecánica en energía de
presión. Son llamadas volumétricas porque la transformación de energía se origina por el
desplazamiento de volúmenes de fluido dentro de la bomba, a través de un pistón, un émbolo, un
engranaje, etc.
Figura 11. Bomba volumétrica
2.2.1.2 CLASIFICACIÓN DE BOMBAS CENTRÍFUGAS
El criterio más es según la dirección de flujo del fluido en el rodete de la bomba. Se clasifican en
bombas radiales, diagonales y axiales.
2.2.1.2.1 BOMBAS RADIALES
La dirección del flujo es perpendicular al eje de rotación. Se utilizan para cargas altas de presión y
bajos caudales. En la Figura de abajo se muestra el esquema gráfico de una bomba radial.
Figura 12. Esquema gráfico de bomba radial

29
2.2.1.2.2 Bombas axiales:
La dirección del flujo es paralelo al eje de rotación. Se utilizan para cargas bajas de presión y grandes
caudales. La Figura de abajo muestra el esquema gráfico de una bomba axial.
Figura 13. Esquema gráfico de bomba axial
2.2.1.2.3 Bombas diagonales:
La dirección del flujo es inclinado al eje de rotación. Se utilizan para cargas y caudales intermedios.
La Figura de bajo muestra el esquema gráfico de una bomba diagonal.
Figura 14. Esquema gráfico bomba diagonal

30
2.2.1.3 PRINCIPALES COMPONENTES DE LAS BOMBAS CENTRÍFUGAS
2.2.1.3.1 RODETE:
Es la parte de la bomba que posee el movimiento rotativo y se encarga de la transformación de
energía mecánica a energía cinética y de presión, a través de los álabes presentes en él.
Figura 15. Rodete de bomba de cuatro álabes
2.2.1.3.2 CORONA DIRECTRIZ:
También llamada corona de álabes fijos, es un componente que no está presente en todas las
bombas debido al costo de su implementación; sin embargo, cabe resaltar que brinda una mayor
eficiencia en la bomba. Además, se encarga de disminuir la velocidad y de incrementar la presión
del fluido. Se ubica a continuación del rodete y antes de la salida de la bomba.
2.2.1.3.3 CAJA ESPIRAL O VOLUTA:
Se encarga de guiar el fluido desde la salida del rodete hasta la salida de la bomba. Su fin es que en
el proceso de guiado transforme parte de la energía cinética del fluido en energía de presión.
2.2.1.3.4 DIFUSOR TRONCÓNICO:
Realiza la última etapa de transformación de energía cinética en energía de presión. En las 2 figuras
siguientes se muestra la descomposición de la bomba centrífuga en sus componentes principales.
Figura 16. Esquema de las partes de la bomba: corona directriz, caja espiral y cono difusor

31
Figura 17. Esquema simplificado de componentes de la bomba centrífuga
2.2.1.4 PARÁMETROS FUNDAMENTALES EN LOS SISTEMAS DE BOMBEO
2.2.1.4.1 ALTURA ESTÁTICA
Está definida por la altura geométrica y la carga de presión del sistema.
2.2.1.4.1.1 ALTURA GEOMÉTRICA (HGEOM):
Se conoce como altura geométrica a la diferencia de altura existente entre el nivel del
líquido a ser bombeado en sus recipientes de succión y de descarga.
2.2.1.4.1.2 CARGA DE PRESIÓN:
Se conoce como carga de presión a la diferencia de presión existente entre los depósitos
de succión y de descarga. Se suele representar con la siguiente fórmula:
Donde:
𝑃𝑑= Presión en la descarga (Pa)
𝑃𝑠= Presión en la succión (Pa)
𝛾 = Peso específico del fluido bombeado (N/m3)
2.2.1.4.2 ALTURA DINÁMICA
La altura dinámica está compuesta por las pérdidas de carga total y la carga de velocidad en el
sistema de bombeo
2.2.1.4.3 PÉRDIDA DE CARGA TOTAL (HPÉRDIDAS):
Son las pérdidas de presión producidas en el sistema (instalación) tanto en las tuberías como en
accesorios.

32
2.2.1.4.4 CARGA DE VELOCIDAD:
Es la diferencia entre la velocidad del fluido en el depósito de succión y el depósito de descarga. Está
definida por la siguiente expresión.
Donde:
Vd = Velocidad del fluido en la descarga (m/s)
Vs = Velocidad del fluido en la succión (m/s)
g = Aceleración de la gravedad (m/s2)
2.2.1.5 ALTURA MANOMÉTRICA TOTAL
La altura manométrica total del sistema o TDH es la suma de la altura de estática y de la altura
dinámica. Su definición es la energía por unidad de peso que se requiere para transportar el fluido
desde su depósito de succión al depósito de descarga. Esta energía es entregada por la bomba
centrífuga y se representa por la siguiente ecuación:

33
2.3 RELLENO HIDRÁULICO
Podría ser parte del relave desechado por la concentradora o cualquier material rocoso, aluvial o
coluvial, sometido al proceso de chancado, tamizado, molienda y cicloneo.
Debido a la premura con que se deben ejecutar las actividades del ciclo de minado, el relleno debe
cumplir ciertos requisitos de granulometría y velocidad de percolación o índice de permeabilidad.
Según (GOMEZ INADO & SANCHEZ LLERENA, 2012) es el material que es transportado en forma de
pulpa por tuberías. En su mayoría el material es el relave de planta concentradora, pero también se
utiliza arenas glaciares y otros materiales granulares que se encuentra en la naturaleza. (p. 23)
2.3.1 TIPOS DE RELLENO
Se utilizan distintos tipos de relleno de acuerdo al tipo de sólido (estéril de mina, gravas, relaves),
del contenido de agua, y del contenido de aditivos que se agregan para generar el relleno.
Se pueden clasificar en:
2.3.1.1 RELLENO SECO
El relleno seco o “Dry fill”, también conocido como “Rock fill”, corresponde a un relleno que no
contiene agua, y los materiales son variados, entre los que destacan: el lastre que produce la
actividad minera, grava natural de río, ripios producto del proceso de lixiviación, y escoria producto
de procesos pirometalúrgicos.
2.3.1.2 RELLENO HIDRÁULICO
El relleno hidráulico es preparado con los relaves espesados y deslamados, en donde el tamaño
máximo de partícula es 1 [mm] y el contenido de las partículas finas menores a 10 [µm] no debe ser
mayor a un 10% de la masa total del relave.
2.3.1.3 RELLENO HIDRÁULICO CEMENTADO
El relleno hidráulico cementado o “Cemented hydraulic fill” es una variante del relleno anterior, al
cual se le agrega cemento portland. Esto permite mejoras en la resistencia a la compresión del
relleno, lo cual es importante cuando la cavidad rellenada se utiliza como pilar o base de un nivel de
explotación.
2.3.1.4 RELLENO EN PASTA
el relleno en pasta o “Paste fill” corresponde a una unión entre relaves y mezclas dencemento con
otros agregados, a los cuales se les añade agua para lograr una consistencia similar al lodo. Debe
existir una cantidad suficiente de finos (< 20 [µm]) en los relaves para que tenga un comportamiento
de pasta.
2.3.1.5 RELLENO COMPUESTO
los rellenos compuestos o “Composite fills” hacen referencia a la combinación de los distintos tipos
de rellenos mencionados previamente, en donde lo que se busca es aprovechar las ventajas que
cada uno posee, ya sean económicas, de transporte o resistencia.

34
2.3.2 APLICACIONES DEL RELLENO HIDRÁULICO
 Plataforma de trabajo.
 Evitar el deslizamientos y caída de las rocas.
 Facilitar la recuperación de pilares.
 Evitar o minimizar la subsidencia.
 Estabilizar el macizo rocoso en las minas.
 Reducir la posibilidad de estallidos de rocas.
 Minimizar el uso de madera.
 Minimizar la deposición de relaves o material rocoso en superficie ayudando al control
ambiental.
2.3.3 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL USO DEL RELLENO HIDRÁULICO
Ventajas Del Uso Del Relleno Hidráulico
 Cuando se utiliza relave de una planta concentradora el costo de la obtención del material
es cero, ya que la planta cubre los costos de reducción de tamaño del material.
 Cuando se utiliza el material detrítico producto de las labores de preparación y desarrollo
se contribuye a maximizar la vida útil de las desmonteras, asimismo se minimiza el impacto
ambiental.
 El transporte en tuberías es mucho más económico, eficiente y rápido que con otro tipo de
transporte.
 Al depositarse el relleno en el tajo en forma de pulpa tiende a buscar su nivel en forma
natural, eliminando así la necesidad de utilizar recursos adicionales para esparcirlo manual
o mecánicamente.
 La superficie que deja el relleno hidráulico permite que no haya un desgaste de neumáticos
de los equipos que puedan transitar por las labores en relleno.
 El relleno hidráulico por la granulometría del material que es de fácil control permite una
alta resistencia al movimiento de las cajas.
 El relleno hidráulico permite aumentar la eficiencia y productividad en los tajos debido a la
disminución del consumo de madera y a la reducción del costo de minado por la versatilidad
que brinda.
Desventajas Del Uso Del Relleno Hidráulico
 El sistema de relleno hidráulico requiere una alta inversión de capital, para lo cual es
necesario tener un sustento financiero de aplicabilidad.
 La introducción de agua en el relleno a la mina es un problema si el drenaje se realiza por
bombeo.
 Cuando se utiliza material con contenidos altos de pirita o pirrotita, al oxidarse estos
sulfuros se produce una reacción exotérmica lo cual eleva la temperatura y produce
anhídrido sulfuroso.

35
 En el agua de drenaje del relleno siempre arrastra cierta cantidad de finos los cuales se
depositan en los niveles inferiores de las labores rellenadas.
2.3.4 COMPONENTES
Están diseñadas para conducir fluidos a presión. Fabricadas desde 32mm hasta 2,000mm de
diámetro, en normas ISO 4427:2008. Y ASTM F-714: 2012. Estos ofrecen una alternativa de solución
a problemas tradicionales, minimizando costos de instalación y mantenimiento.
En definitiva, el largo tiempo de duración, el bajo costo, la fácil instalación y la escasa mantención,
hacen que las tuberías HDPE tengan ventajas comparativas superiores respecto a los materiales
tradicionales, entre ellas están:
 Resistencia a la abrasión.
 Estabilidad ante cambios de temperatura.
 Estabilidad a la intemperie.
 Alta resistencia a la abrasión.
 Propiedades eléctricas.
 Atoxicidad.
 Servicio a largo plazo.
 Resistencia química.
2.3.4.1 CAMPOS DE APLICACIÓN:
2.3.4.1.1 Minería:
 Plantas de flotación.
 Plantas de lixiviación.
 Plantas de biolixiviación.
 Plantas de extracción por solventes.
 Conducción de petróleos y gases.
2.3.4.1.2 Agricultura:
 Transporte de agua para bebederos de animales y riego menor en zonas áridas.
 Riego por aspersión: su flexibilidad y facilidad de enrollado permite tener sistemas de riego
por aspersión móviles.
2.3.4.1.3 Industria química:
 Conducción de soluciones ácidas y alcalinas.
 Conducción de productos químicos.
 Sistema contra incendios.

36
2.4 VENTILACIÓN EN MINAS
La ventilación de una mina consiste en el proceso de hacer pasar un flujo de aire considerable y
necesario para crear las condiciones óptimas para que los trabajadores se encuentren en una
atmósfera agradable, limpia y sin gases.
Para (Zamora Parra & Viedma Robles, 2016) la ventilación “son utilizados en casos en los que es
preciso mover un gran caudal de gas (normalmente, aire, o mezclas de aire con otros gases), con un
pequeño salto de presión”. (p. 269)
La ventilación se realiza estableciendo un circuito para la circulación del aire a través de todas las
labores. Para ello es indispensable que la mina tenga dos labores de acceso independientes: dos
pozos, dos socavones, un pozo y un socavón.
En las labores que sólo tienen un acceso (por ejemplo, una galería en avance) es necesario ventilar
con ayuda de una tubería. La tubería se coloca entre la entrada a la labor y el final de la labor. Esta
ventilación se conoce como secundaria, diferente a la que recorre toda la mina que se conoce como
principal.
2.4.1 LOS FACTORES DE LA VENTILACIÓN MINERA EFECTIVA Y LA DISTRIBUCIÓN DEL AIRE
Y LA RESISTENCIA
Los factores de la ventilación de minas son:
1. El volumen de aire, viaja por una galería, chimenea o tajo y está dado por la igualdad Q=A x
V en CFM, igualdad que se conoce como ley de la continuidad y que dice que la cantidad de
aire que viaja por un conducto de mina sea este chimenea o galería o tajo está dado por por
el área transversal de la galería multiplicado por la velocidad de aire que atraviesa esta
galería o chimenea o en otros casos por la velocidad que atraviesa la sección transversal de
una manga de ventilación, en toda longitud.
2. La velocidad, es el avance del aire en la unidad de tiempo en pies por minuto de un punto a
otro punto y se mide en las galerías o chimeneas siendo el factor más importante que debe
considerarse y determinarse en el terreno para trasladar el aire fresco o aire usado con
todos sus contaminantes.
3. La presión, es la fuerza que necesitamos imprimir para mover un peso de aire y vencer la
presión estática=SP y la presión de velocidad=VP, ambos medios en pulgadas de agua.
4. El sentido de flujo y su encausamiento, es la dirección de avance del aire y el cual hay que
encausar según convenga a las operaciones en minería clásica, que no es tan contaminante
o en minería por trackless que es importante y en la cual se usa mayormente ventiladores
secundarios y auxiliares.

37
5. El área de las galerías y sus perímetros o de las estaciones de ventilación muy bien
constituidas o acondicionadas todo en pies cuadrados y pies respectivamente.
6. La distribución del volumen de aire, es la actividad que frecuentemente ocurre en mina y es
la distribución del flujo principal que viaja por una galería hacia otras galerías o chimeneas,
de modo que el volumen que ingresa por un punto es igual a los volúmenes que salen de
este punto o llamada ley del equilibrio.
7. El balance en la distribución, la distribución regulada de los volúmenes de aire en la mina se
inicia desde el lugar más aislado sucesivamente hacia la galería de ingreso de aire fresco a
fin de que la distribución sea calculada y balanceada en su cantidad sucesivamente y
posteriormente determinar la resistencia de cada ramal en que ya fueron establecidos los
controles o reguladores de acuerdo a los volúmenes que las operaciones exigieron.
8. La resistencia de un tramo de galería=Hf, es la perdida de energía o presión del flujo, al pasar
de un punto de la galería a otro punto distante de esta galería y que está en función de las
características de las paredes de esta galería o chimenea y podemos expresar que al pasar
el flujo de un punto a otro punto la energía no se pierde sino solo se transforma en calor
para poder pasar del primer punto al segundo vacío venciendo la resistencia que ocasiona
la fricción.
9. El factor de fricción de una galería es la esperanza es la aspereza propia de cada tipo de roca
de mina o conducto el cual lo obtenemos de tablas resultantes de muchas mediciones en
campo de la presión estática por el método de manguera arrastrada.
2.4.2 LOS INSTRUMENTOS PARA MEDIR LOS FACTORES DE LA VENTILACIÓN
La VELOCIDAD, para medir las velocidades bajas del aire usamos el tubo de humo con su bombilla y
el cronómetro y para altas velocidades usamos el anemómetro, el velómetro, el termo anemómetro
y el tubo pilot, cada uno en función de las velocidades que se cree que existe y que se desea medir.
La TEMPERATURA, para esto se usa el psicrómetro de revoleo con el cual se toma la temperatura
sensible del lugar, mediante el bulbo seco y bulbo húmedo y con la toma de la temperatura del
bulbo húmedo se tiene el grado de confortabilidad del lugar para posteriormente calcular el
porcentaje de HR.
La PRESIÓN BAROMÉTRICA, para medir la presión se usa el barómetro o el manómetro inclinado o
el magnehelic o los tubos en U, o los altímetros para mapeos de presión.
La DENSIDAD, para hallar la densidad del aire del lugar se usa el termómetro y el barómetro o el
altímetro para poder calcular posteriormente mediante fórmula la densidad del lugar en que halla
la estación de medición.

38
El consumo de energía eléctrica de un ventilador, para medir la cantidad de corriente que consume
un ventilador hacemos uso de la pinza eléctrica y el amperímetro con lo que se mide el amperaje,
el voltaje y luego el factor de potencia, y usamos de un tacómetro para medir las revoluciones del
motor.
El área y el perímetro de este, para medir el perímetro y el área de las estaciones establecidas o de
las que se movieron usamos la wincha metálica con lo que se precisa los lados de las áreas
geométricas y usamos fórmulas para calcular el área respectiva.
Lectura de ventilación, para lo cual usamos los planos del ultimo levantamiento de ventilación
donde vemos los resultados de las mediciones del último mapeo y tomamos conocimiento de los
sentidos de flujo y longitudes para calcular las resistencias de cada ramal.
2.4.3 TIPOS DE VENTILACIÓN
2.4.3.1 VENTILACIÓN NATURAL
Es ocasionada por la diferencia de densidades o peso entre el aire que ingresa y el aire que sale de
la mina, lo cual se debe a la diferencia entre dos temperaturas, es decir un peso mayor empuja a un
peso mayor a una fuerza de presión menor.
Este tipo de ventilación es irregular durante las 24 horas del día y no es confiable y trabaja en minas
de poca profundidad hasta unos 600 metros o para minería clásica, siendo afectada por los vientos
extremos que son cambiantes durante el día y por las estaciones lo que no es seguro a las horas de
los disparos o trabaja inversamente por efecto de los cambios de temperatura exterior. Esta
ventilación ocasiona problemas por no ser constante y es mejor medirla en las bocaminas a
diferentes horas y días que calcularla teóricamente.
Su volumen de ingreso se mide en las bocaminas y su presión estática positiva o negativa no alcanza
más alla de 1.5 pulg. H20 como máximo dependiendo de las densidades del aire interno y externo
durante el día y de la diferencia de altitud y de la estación.
2.4.3.2 VENTILACIÓN MECÁNICA
Es ocasionada por la presión que ejerce un ventilador sobre una masa de aire que envía o succiona
aire y el cual es accionado por un motor eléctrico que le permite una constante presión sobre el aire
que transporta y en una cantidad fija, en el sentido que uno ha planeado o diseñado a fin de asegurar
el ritmo de las operaciones y los ciclos de trabajo.
Esta ventilación requiere energía eléctrica, que puede ser producida a base del petróleo o de
hidroeléctricas y en esto estriba que la ventilación minera sea más cara o más económica
respectivamente por tonelada de mineral extraído, siendo el objeto de la ventilación mecánica diluir
los contaminantes y trasladarlos y dar confortabilidad al personal, pero al más bajo costo de
operación.

39
2.4.3.3 VENTILACIÓN MECÁNICA, PRINCIPAL, SECUNDARIA Y AUXILIAR
Cuando no se puede ventilar una mina por ventilación natural es obligatorio usar la ventilación
mecánica mediante ventiladores que envían el aire o succionan el aire o hacer una combinación.
La ventilación principal es cuando el flujo de aire que enviamos atraviesa toda la selección o mina o
todo el circuito y viaja por una galería principal distribuyéndose el aire por ramales o recibiendo de
ramales laterales cuando la ventilación es de succión.
La ventilación secundaria es cuando reeleva la presión de ventilación en un circuito principal, el cual
ha resultado demasiado resistente al ventilador principal debido a su longitud, curvaturas o
reducción de áreas y que tiene su técnica de instalación para evitar la recirculación, que de otro
modo se gasta inútilmente la corriente eléctrica.
La ventilación auxiliar es la que se usa para las chimeneas, para los tajos, para los frontones, para
pequeños circuitos y especialmente para lugares CONFINADOS como tajos que mediante un
ventilador de 5 000 a 35 000 CFM y ductos de lona o metálicos se envía aire o se aspira el aire o en
combinación de estas dos formas.
2.4.4 TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN DE MINA Y EL CÁLCULO DE LAS REDES DE
VENTILACIÓN QUE HAY EN LA MINA
En ventilación de minas hay dos tipos de combinación de galerías por donde fluye el flujo de los
sistemas de ventilación; y son flujos en serie a través de galerías en línea y flujos en paralelo a través
de galerías en bifurcaciones hacia paralelo y ambas se acoplan después para formar una red, la cual
tiene que ser calculada en volúmenes y resistencias para conocer la resistencia o estática total de la
red y sus volúmenes y poder pedir el ventilador adecuado.
Es decir, esta red formada por circuito en serie y circuitos en paralelo existiendo la necesidad de
convertir los circuitos en paralelo en circuitos en serie para tener un solo circuito en línea que nos
de un valor de la resistencia que vencer.
2.4.4.1 CIRCUITOS EN SERIE
Este circuito tiene las siguientes relaciones:
1. El volumen total es el mismo a través de todo el circuito desde que ingresa el aire al
conducto hasta que sale de este, es decir:
1 2 3 4 ..Qt Q Q Q Q    
2. La resistencia total es igual a la suma de las pérdidas o resistencias de cada una de las
galerías por donde viaja el flujo, esto es:

40
1 2 3 4T f f f fH H H H H   
3. La relación que hay entre HT y el volumen Qt del flujo que viaja es igual a RQ2 y podemos
decir entonces que:
 2 2 2 2 2
1 1 2 2 3 3 1 2 3 4; ...fH RQ R Q R Q R Q Q R R R R      
4. Pero como todos los volúmenes son iguales podemos escribir que:
1 2 3 4...fR R R R R   
5. En circuitos en serie los requerimientos de fuerza o energía eléctrica son altos, para un
determinado volumen, porque los HP para trasladar el peso del aire son acumulativos.
6. En un circuito en serie dentro de una mina de vetas verticales el circuito sería el siguiente:
Figura 18. Circuito en serie con tapones o puertas que impiden el paso de
volúmenes de aire conforme a necesidades.
7. Y su esquema lineal para cálculo de cada una de Hf resistencia es la siguiente:
Que calculados y analizados nos dice cual es el tramo más resistente en mina que debemos
inspeccionar para mejorarlo y ver el modo de reducir esta resistencia.
2.4.4.2 CIRCUITOS EN PARALELO
Es cuando el volumen total es distribuido o dividido en varias galerías. En la ventilación de minas
cuando se está haciendo un circuito en paralelo se dice que se está haciendo un splitting y cada
ramal del circuito en paralelo se llama Split y este circuito en paralelo tienen las siguientes
relaciones:
1. Cuando el flujo pasa por galerías en paralelo, o galerías que se bifurcan el volumen total es
la suma de los volúmenes que pasa por cada ramal, o sea Q

41
Figura 19. Esquema de ventilación de una mina para de allí lograr el diagrama
2.4.5 VENTILADOR AXIAL
Este ventilador es de mayor uso en las minas peruanas como ventilador principal, secundario y
auxiliar, debido a su facilidad de instalación, transporte y mantenimiento, especialmente instalación
porque construidos con rozamientos axiales se le puede instalar verticalmente, oblicuamente,
horizontalmente y suspendido para poder aplicarlo a un circuito de mina o de mangas de ventilación
auxiliar. Es ventilador está constituido por un ducto dentro del cual se halla acoplado directamente
el motor al impeler del ventilador y sobre el cual es necesario conocer debidamente como es su
curva de trabajo.

42
2.4.5.1 CARACTERÍSTICA
Cuando compramos un ventilador axial, debemos exigir al fabricante que nos proporcione la curva
del ventilador que compramos, de lo contrario no debe comprarse, debido a que hoy en día en el
mercado peruano muchos hacen ventiladores y no presentan su curva, la cual es necesario tener
para futuras aplicaciones o saber lo que compramos.
Teniendo la curva de un ventilador uno puede dibujar o aplicar en esta curva la curva de resistencia
de la mina para determinar el punto de intersección del ventilador vs. La resistencia de mina que
será el punto de operación del ventilador al volumen y estática que pide la mina.
2.4.5.2 FACTORES QUE AFECTAN LA ACCIÓN
1. El mal orden de materiales y de equipos dentro de las labores y a demás. La existencia de
resistencias indebidas en el tramo de ingreso de aire al ventilador como en el tramo de
salida de aire, o al no tener las piezas necesarias o al mal diseño de sus instalaciones o la
falta de planeamiento de ingeniería en la ubicación adecuada del ventilador.
2. El aumento o disminución de resistencias en el circuito de la mina.
3. Hacerlo trabajar en la curva de inflexión dando dos puntos de igual estática que hacen al
ventilador inestable.
4. La existencia de cortos circuitos o recirculaciones que existe entre su toma y salida de aire.
5. Hacerlo trabajar muy lejos de su mayor eficiencia.
6. La falta de presencia de un espacio de unos seis milímetros entre paletas y el cubo del
ventilador.
7. Aplicar el ventilador inadecuadamente a un circuito.
2.4.6 ¿CÓMO ESPECIFICAR EL PEDIDO DE COMPRA DE UN VENTILADOR AXIAL?
Este pedido se realiza indicando los siguientes:
 Se indica el volumen que succionará o insuflará el ventilador axial.
 Se indica la presión total y la presión estática que vencerá a nivel de mina.
 Se indica la altitud del lugar donde vas a ser ubicado.
 Se indica la densidad del aire del lugar donde será instalado o un promedio de esta densidad
de superficie del lugar o un promedio de la densidad de los lugares circundantes al lugar
dentro de mina.
 Se indica una eficiencia de un 70%
 Se pide que su nivel de ruido no sobrepase los 80 decibeles.
 Se indica si se desea de paletas variables o no.
 Se indica si conviene pedir un ventilador de 2 etapas.
 Se indica la temperatura del aire que ingresará al ventilador.
 Se inidca transportar polvos, humos y gases.
 Se indica el porcentaje de humedad del aire que pasará por el ventilador.

43
2.4.7 PROBLEMA DE VENTILACIÓN
1. En una mina ubicada a 4000 msnm (13 124 ft) se decide abrir un túnel de 4 x 4 m (13.12 x
13.12 ft) y 3000 m (9 843 ft) de longitud, en forma de herradura con una sección transversal
de 14.28 m2
(153.65 ft2
) y en lo concerniente a ventilación en el momento más desfavorable
trabajan tres hombres y un cargador frontal de 120 HP. Determinar el diámetro del ducto
de acero y la fuerza del ventilador.
a) Caudal mínimo considerando velocidad mínima:
Q AV
Donde:
Q: caudal
A: área de la sección
V: velocidad del aire (mínimo= 20 m/min= 65.62 ft/min)
   3
153.65 65.62 10083 minQ ft 
b) Caudal mínimo considerando trabajadores y equipo
3
3 3
3 3
3hom 15 min
120 3 min 360 min
375 min 13 241 min
bres m
hp x m m
m ft



Este valor se toma para los cálculos
c) Considerando 3 000 ft3
/min por fugas en los empalmes
  3
13241 3000 16241 minQ ft  
d) Teniendo en cuenta las dimensiones de la sección transversal del túnel, el equipo a
utilizarse y usando el método de prueba y error seleccionamos el ducto y el ventilador
juntos.
Ducto de 20 pulgadas (508 mm)
Utilizando el caudal, el diámetro del ducto, se requiere 3.5 WG por cada 100 ft de ducto.
 16 241 100 3.5 568.44x WG
Considerando 18 WG por ventilador:
Se necesitan 569/18=32 ventiladores
Requiere 1.4 WG por cada 100 ft de ducto.

44
 16 241 100 1.4 228
288 18 13
x WG
ventiladores


Requiere 0.44 WG
 16 241 100 0.44 71.46
71.46 18 4
x WG
ventiladores


e) Seleccionamos la mejor combinación del ducto y ventilador, considerando los costos del
primero, energía, estaciones y otros.
f) Asumiendo que se decida usar el ducto de 24 pulgadas, la ubicación de los ventiladores
a partir de la bocamina será cada: 3 000/13= 230.76 m. y si se decide utilizarlos por
grupos, el grupo no puede ser mayor de dos ventiladores en este caso, entonces se
instalará cada 3 000/7= 428.57 m.
Ilustración 1.Esquema de instalación de ventiladores en el túnel (FT=pies)
Ilustración 2. Estación típica de ventiladores (Fan=ventilador)
2. El diagrama unifiliar de una mina que indica los volúmenes y estáticas es el siguiente, la
mina está a la altitud de 4 100 m.s.n.m. y la densidad del aire es de 0.043 lb/ft3

45
Comenzamos con solucionar el paralelo más profundo que es el GI y GHI donde estos ramales nacen
el nudo G y vuelve a juntarse en el nudo I y sus estáticas son GI=1.3 y GHI=0.4+1.2=1.6” H2O y
observamos que este último es el ramal de más alta resistencia y la diferencia entre estos dos es:
1.6 – 1.3=0.3 que dice que estando en paralelo las estáticas deben ser iguales y el mayor es el que
manda en este caso es 1.6=GHI, debiendo agregarse una resistencia por puerta de 0.3 al ramal GI
para que sea igual al mayor y pueda transportar los volúmenes pre-determinados anteriormente y
así sucesivamente con los otros ramales en paralelo.
Continuamos con el paralelo FHI y FGHI de donde:
1.9 1.2 3.1
0.7 0.4 1.2 2.3
FH HI
FG GH HI
    

      
Continuamos con BFIJ porque ya hemos resuelto los dos paralelos GI i GHI y FHI i FGHI que son 1.6
y 3.1 respectivamente. De estos dos tomamos el mayor o sea 3.1 y de donde:
0.6 3.1 1.1 4.8, 4.8BF FI IJ osea BJ      
Con lo cual damos solución a la parte más profunda y pasamos a solucionar la parte que no es tan
profunda o parte alta.
La diferencia entre el mayor y el menor es 3.1-2.3=
0.8” H2O de resistencia que debe instalarse en FGH
en el tramo FG y los volúmenes que viajarán serán:
Q= 40 000 + 15 000 + 35 000= 90 000

46
Viendo el esquema y repitiendo el procedimiento para el más profundo tenemos: CD y CD que da
0.4 y 1.2 de los cuales el mayor es 1.2, luego a 0.4 hay que agregarle 1.2 – 0.4= 0.8” H2O para igualar
al 1.2 y que tiene que colocarse en la resistencia en CD.
Con CDE y CE tenemos que 1.2+1.8= 3.0 H2O y CE es 0.8 de donde la diferencia es 3-0.8= 2.2 H2O de
resistencia que habrá que instalar en CE y el volumen que viaja será:
20000 35000 25000 80000cQ CFM   
Ahora podemos pasar a solucionar a la red más profunda con la red menos profunda entonces
tendremos lo siguiente:
20.8 3 1.3 5.1"BJ BC CE EJ H O       con un valor de 80 000 CFM.
Mientras que BJ=4.8 con un volumen de 90 000 CFM.
Luego entre estos dos ramales el más resistente es el BJ con 5.1” H2O y la diferencia es de 5.1-4.8=
0.3” H2O que es la resistencia que hay que instalar en BJ que puede ser igual a BF.
Para solucionar la red total tendremos que 5.1 es la estática que rige las resistencias por ser la mayor
cantidad de resistencias donde una estática total de AB + 5.1 + JS = 0.7 + 5.1 + 1.6 = 7.4” H2O y el
volumen total 80 000 + 90 000= 170 000 CFM= JS.

47
3 CONCLUSIÓN
 Los diferentes temas explicados utilizados en minería son de importancia en un estudiante
de la carrera de ingeniería de minas, porque los servicios auxiliares permiten el desarrollo
de las operaciones en las actividades mineras para el cual se debe tener en cuenta el uso de
los recursos en una operación.
 Los equipos de carguío y acarreo se utilizaban en minería superficial, pero fueron adaptadas
para que también se utilicen en subterránea algunos de los equipos son diésel sobre llantas
presentan ciertas características de volquetes y cargadores frontales. Los equipos que se
utilizan en el carguío y transporte son LHD, cargadores frontales, camiones mineros.
 Los tipos de bombas que se han presentado en este informe son de tipo hidráulicas, se
clasifican en dos, la primera son bombas centrífugas en este tipo de bombas en radiales,
axiales y diagonales; y la segunda son bombas de desplazamiento positivo o volumétricas
llamadas así por la transformación de energía se origina por el desplazamiento de
volúmenes de fluido dentro de la bomba, a través de un pistón, un émbolo, un engranaje,
etc.

48
4 BIBLIOGRAFÍA
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