SERVICIOS AUXILIARES

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

JOSUE JULIAN LIZANA ENRIQUEZ 2
Índice
INTRODUCCIÓN ________________________________________________________ 3
DESARROLLO __________________________________________________________ 4
PERFORACIÓN_______________________________________________________________ 4
DEFINICIÓN_______________________________________________________________________4
PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA ___________________________________________________6
PERORADORACIÓN CON MARTILLO EN CABEZA ________________________________8
PEFORADORAS NEUMÁTICAS__________________________________________________8
FÓRMULAS DE PERFORACIÓN ___________________________________________________9
EJERCICIOS DE PERFORACIÓN __________________________________________________11
EQUIPO DE RASTRILLAJE___________________________________________________ 13
DEFINICIÓN______________________________________________________________________13
COMPONENTES DEL EQUIPO DE RASTRILLAJE _____________________________________13
LOS TIPOS DE RASTRILLO_________________________________________________________13
PRINCIPALES PARTES_____________________________________________________________14
FÓRMULAS DE RASTRILLAJE ___________________________________________________15
EJERCICIOS DE RASTRILLAJE ___________________________________________________21
SISTEMA DE IZAJE__________________________________________________________ 23
DEFINICIÓN______________________________________________________________________23
TIPOS DE WINCHES_______________________________________________________________23
SELECCIÓN DEL EQUIPO DE IZAJE _________________________________________________24
EJERCICIOS DE IZAJE ___________________________________________________________30
SISTEMA DE FAJAS _________________________________________________________ 35
CLASIFICACIÓN DE LAS FAJAS ____________________________________________________36
COMPONENTES PRINCIPALES DE UNA CINTA TRANSPORTADORA ___________________36
BANDA TRANSPORTADORA_____________________________________________________36
ESTACIONES DE RODILLOS _____________________________________________________37
TAMBOR DE REENVÍO __________________________________________________________37
TAMBOR MOTRIZ ______________________________________________________________38
TAMBORES DE INFLEXIÓN______________________________________________________38
ELEMENTO DE ENCAUZADO ____________________________________________________38
ESTRUCTURA DEL BASTIDOR ___________________________________________________39
DISPOSITIVOS TENSORES _______________________________________________________39
EJERCICIOS DE FAJAS TRANSPORTADORAS ______________________________________47
TRANSPORTE SOBRE RIELES _______________________________________________ 53
DEFINICIÓN______________________________________________________________________53
EJERCICIOS DE TRANSPORTE SOBRE RIELES _____________________________________57
CONCLUSIONES _______________________________________________________ 64
BIBLIOGRAFÍA ________________________________________________________ 65

INTRODUCCIÓN
En el presente informe explicaré las diferentes perforadoras utilizadas en minería, describiendo sus
partes; los diferentes equipos de rastrillaje y sus consideraciones de cálculo; los componentes
utilizados en el sistema de Izaje y analizando sus consideraciones de cálculo; el sistema de faja
transportadora y sus parámetros de cálculo y por último el transporte sobre rieles.
Por un lado, el desarrollo de esta investigación tiene como objetivo general: explicar la importancia
de los diferentes servicios auxiliares utilizados en minería y como objetivos específicos: definir la
perforación, mencionar los componentes de rastrillaje; identificar los componentes utilizados en el
sistema de Izaje y analizando sus consideraciones de cálculo; sintetizar el sistema de faja
transportadora y por último definir la función del transporte sobre rieles.
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.
¿Para qué se utiliza la perforadora en la actividad minera? ¿Cómo se clasifican las perforadoras
utilizadas en minería? ¿Cómo se clasifican los equipos de rastrillaje? ¿En qué lugar se hace uso de
winches? ¿Cuáles son sus partes más importantes? ¿Qué consideraciones de cálculo se debe tener en
cuenta? ¿Qué criterios para la selección del Izaje adecuado se debe tener en cuenta? ¿De qué depende
la selección de los Izaje? ¿Qué consecuencias se tiene cuando se hizo una mala selección de Izaje?
Según PERNIA, LOPEZ, ORTIZ (sf) sostiene que, la perforación de las rocas dentro del campo de
las voladuras es la primera operación que se realiza y tiene como finalidad abrir unos huecos, con la
distribución y geometría adecuada dentro de los macizos, donde alojar a las cargas de explosivo y sus
accesorios iniciadores. (p.21)
Finalmente, cabe destacar que la perforación es el primer proceso u operación en la preparación de
una voladura para la actividad minera, dado que, “una buena perforación posibilita una buena
voladura, pero una mala perforación asegura una mala voladura”.

DESARROLLO
PERFORACIÓN
DEFINICIÓN
La perforación es una técnica fundamental que se emplea en la actividad minera, consiste en la
perforación en la roca en forma cilíndrica el cual tiene como propósito alojar el explosivo y que por
medio de su complemento (voladura) se realizará la detonación que transmitirá la energía necesaria
para la fragmentación del macizo rocoso a explotar.
Según PERNIA, LOPEZ, ORTIZ (sf) sostiene que
La perforación de las rocas dentro del campo de las voladuras es la primera
operación que se realiza y tiene como finalidad abrir unos huecos, con la
distribución y geometría adecuada dentro de los macizos, donde alojar a las
cargas de explosivo y sus accesorios iniciadores. (p.21)
Para BERNAOLA, CASTILLA, HERRERA (2013),
“La perforación y voladura es una técnica aplicable a la extracción de roca en
terrenos competentes, donde los medios mecánicos no son aplicables de una
manera rentable”. (párr. 1)
Para FUENTES (2010) manifiesta que, “la perforación es una de las actividades fundamentales de la
minería metálica subterránea”. (p.42)
Los sistemas de penetración de la roca que han sido desarrollados y clasificados por orden de
aplicación son:
1) MECÁNICOS
1. Percusión
2. Rotación
3. Rotopercusión
2) TERMICOS
1. Soplete o lanza térmica
2. Plasma
3. Fluido caliente

4. Congelación
3) HIDRÁULICOS
1. Chorro de agua
2. Erosión
3. Cavitación
4) SÓNICOS
1. Vibración de alta frecuencia
5) QUÍMICOS
1. Microvoladura
6) ELÉCTRICOS
1. Arco eléctrico
7) SÍSMICOS
1. Rayo láser
8) NUCLEARES
1. Fusión
2. Fisión
El sistema más utilizado hasta la actualidad es la energía mecánica, por lo que hablaré sobre los
métodos mecánicos, equipos de perforación y ejercicios. Los componentes principales de un sistema
de perforación de este tipo son: la perforadora que es la fuente de energía mecánica, el varrillaje que
es el medio de transmisión de esa energía, la boca que es el útil que ejerce sobre la roca dicha energía
y el fluido de barrido que se encarga de la limpieza y la evacuación del detrito producido.
Dentro de los diferentes tipos de trabajos de perforación en el arranque con explosivos, el cual se ha
desarrollado a dos procedimientos: perforación manual y perforación mecanizada, el primero consiste
en equipos ligeros que son manejados por personas especializadas (perforistas), por lo que laboran en
pequeñas envergaduras dado que las dimensiones de las mismas no son factibles para utilizar
maquinarias de mayor envergadura o por que no está justificado económicamente su empleo; en el
caso del segundo estos equipos están montados sobre unas estructuras o chasis, por lo que el operador
controla de manera eficiente los parámetros de la perforación, estos pueden estar montados sobre
neumáticos u orugas.
Existen otros tipos de trabajos empleados en obras superficiales y subterráneas, se clasifican en los
siguientes grupos:

En primer lugar, la perforación de banqueo (barrenos verticales y horizontales) es considerado el
mejor método para la voladura de rocas ya que se dispone de un frente libre para la salida y proyección
del material y por lo que permite una sistematización de las labores.
En segundo lugar, la perforación de avance de galerías y túneles, consiste en abrir un hueco inicial
denominado cuele y que por medio de las otras cargas fragmentan la roca, se puede emplear
perforadoras manuales, pero se recomendaría mecanizada para mejorar la eficiencia de la perforación
por ejemplo Jumbos de uno o varios brazos.
En tercer lugar, la perforación de producción se emplea mayormente en explotaciones subterráneas,
para la extracción de minerales, puede variar los sistemas de explotación de acuerdo a un factor
común como el espacio reducido en las galerías.
Los grandes métodos mecánicos de perforación son los rotopercutivos y rotativos.
El primer método rotopercutivo son los más empleados en casi todos los tipos de rocas; y el segundo
método se divide en dos grupos, tanto se realice por trituración empleando triconos, como por corte
(bocas especiales).
Además de los diferentes métodos intervienen otros criterios a considerar en el caso de la selección
de equipos de perforación como: económico, diseño mecánico, mantenimiento y servicios, capacidad
operativa, adaptabilidad a los equipos de las explotaciones (por diferentes criterios).
PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA
Considerado el sistema clásico de perforación de barrenos, el principio de estos equipos es el impacto
de una pieza de acero denominado pistón que golpea a un útil que a su vez transmite la energía al
fondo del barreno por medio de un elemento final llamado boca.
Por un lado, la velocidad de perforación es primordial porque es proporcional a la potencia de
percusión (producto de la energía de impacto por la frecuencia de golpes). Por otro lado, la rotación
y el empuje son acciones auxiliares que, siempre y cuando se superen unos valores mínimos
necesarios para espaciar convenientemente los puntos de incidencia de los impactos y mantener el
útil de perforación en contacto con la roca, influyen relativamente poco en la velocidad de
perforación.

El martillo es una de las partes importantes que proporciona la percusión que, por medio del
movimiento de una pieza de choque (pistón), que golpea de forma constante sobre el utillaje de
perforación. Por lo que la pieza de choque puede ser accionado por aire comprimido mediante
perforadoras neumáticas o por aceite hidráulico empleando perforadoras hidráulicas.
Estos equipos se clasifican en dos grupos, dado al posicionamiento del martillo:
 Martillo en cabeza, dos de las acciones básicas (rotación y percusión) se realizan fuera del
barreno, que se van transmitiendo por una espiga y del varillaje hasta la boca de perforación,
sus martillos pueden ser de accionamiento tanto mecánico como hidráulico.
 Martillo en fondo, se realiza directamente sobre la boca de perforación, por medio de que la
rotación se realice en el exterior del barreno; el accionamiento del pistón se da
neumáticamente, mientras que la rotación puede ser tanto neumático o hidráulica.
CIELO ABIERTO SUBTERRÁNEO
Martillo en cabeza 50 - 127 38 - 65
Martillo en dondo 75 - 200 100 - 165
Tipo de perforadora
DIÁMETRO DE PERFORACIÓN (mm)
Tabla 1. Gamas de diámetro, según los campos de aplicación
Las ventajas que presentan este sistema son:
a. Aplicables a todos los tipos de roca, desde blandas a duras.
b. La amplia gama de diámetro de perforación.
c. Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a diferentes trabajos y tienen una gran
movilidad.
d. Solamente para su manejo y operación necesitan un solo hombre.
e. El mantenimiento es fácil y rápido
f. El precio de adquisición no es elevado.
Este sistema consiste en la combinación de acciones como la percusión, rotación, empuje, barrido,
donde la primera acción, se da por impactos ocasionados por el golpe del pistón y el cual inicia unas
ondas de choque que se transmiten a la boca del varrillaje o directamente sobre ella; la segunda acción,
consiste que por medio de la rotación y el impacto se realicen en diferentes posiciones; la tercera
acción sirve para mantener en contacto el útil de perforación con la roca y se pueda ejercer un empuje
sobre la sarta de perforación y por último, el barrido que por medio de un fluido permite extraer el
detrito del fondo del barreno.

Ilustración 1. Acciones básicas en la perforación rotopercutiva.
PERORADORACIÓN CON MARTILLO EN CABEZA
Son perforadoras cuyo martillo está diseñado para trabajar mediante aire a 7 - 8 bar de presión
máxima. Como consecuencia, y al objeto de disponer de una energía de impacto suficiente, el área de
trabajo del pistón ha de ser grande (ténganse en cuenta que la energía de impacto viene dada por el
producto de tres factores: presión efectiva, área y carrera del pistón).
PEFORADORAS NEUMÁTICAS
El fluido de accionamiento en el caso de la perforación neumática es aire comprimido a una
determinada presión, normalmente de valores que oscilan entre 7 y 25 bar.
Existen dos alternativas:
La primera que la percusión se produzca fuera del taladro y se transmita a la broca a través de la sarta
de varillaje empleando martillo en cabeza; y la segunda que el martillo se sitúe en el fondo del taladro,
golpeando así el pistón directamente sobre la broca utilizando martillo de fondo.

FÓRMULAS DE 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]
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:
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
EJERCICIOS 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?
Pt= 6 ft N° taladros= ?
70%
Eff
Operador

N° máquinas= ?
V= 2 ft/min
K= 1.6 min
S= 200 ft
0.70 60
1.31 1 .
2 / min 1.6min
E x F x ft
N máq
P x K ft x
   
60 6 1 . 0.70
60 252
53.73 /
6 3min 6 4.69
1.6min
200 200 / min
ft
x ft x máq x
x F x N x E hrC ft hr
F x B ft x ftF
K
S P ft ft
   
   

53.73 /
. . 8.96 9 . / .
6 / .
ft hrC
Nro TotalTal talad hr
F ft talad
   
2. 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

 


#de 40 .taladros tal disparo
a) Rendimiento:
60 . . .
0.0254
8 lg min.
lg.
0.203 min
6 0.75
R xV T N
m
V pu x
pu
V m
n hr hr



 
Rendimiento =R
60min 0.203m min 8 0.75
73.08
R hr x x hr turno x
R m turno


b) Avance por disparo
73.08
1.827
40
6 .
m disparo
avance m
taladros disparo
Avance ft deavance
 


EQUIPO DE RASTRILLAJE
DEFINICIÓN
Es un equipo que ejecuta el proceso operacional el cual consiste en el acarreo del mineral disparado
de un tajeo hacia el shute, también se usa para tender el relleno convencional en un tajeo, etc.
Mediante la acción del ratrillaje “scraper” o cuchara de arrastre.
COMPONENTES DEL EQUIPO DE RASTRILLAJE
 Rastrillo o cuchara de arrastre.
 Winche o cabrestante.
 Roldana o polea y cáncamo.
 Plataforma o base de apoyo.
 Cable metálico.
RASTRILLO
A los rastrillos, también se les denomina Scraper o cucharas de arrastre, son de diferentes
tamaños y formas de acuerdo al trabajo destinado.
MAYTA (2006) sostiene que, “la hoja de excavación tiene dos partes, una rígida unida al asa y otra
consistente de una cuchilla o uña cambiable y fijada a la hoja de excavación mediante pernos”. (p.58)
LOS TIPOS DE RASTRILLO
 Tipo azadón.
 Tipo cajón.
 Tipo replegable.
 Tipo media luna.
WINCHE O CABRESTANTE
La tecnología en el diseño y su uso ha progresado a lo largo del tiempo, desde los inicios de la minería,
cuando fue empleada una tambora para jalar al rastrillo desde la pila de mineral arrancado al shut
girando con la mano en su viaje de retorno.

El uso del winche de dos tamboras, uno es para el arrastre del mineral y la otra para regresar al rastrillo
al frente donde se encuentra la pila de mineral; estos equipos fueron introducidos el año 1922.
Los winches de tres tamboras fueron introducidos el año 1936 que permite la limpieza de toda área
de trabajo en forma eficiente. Actualmente se cuenta con winches de 2 a 3 tamboras con motor a aire
comprimido, energía eléctrica y diésel con potencias que varían de 7 a 40 Hp, siendo los dos primeros
para trabajos subterráneos y el último exclusivamente para minería superficial.
En la mayoría de los winches de dos o tres tamboras se hallan colocadas en un mismo eje, o están
montadas en la parte posterior sobre una base separada.
PRINCIPALES PARTES
 Motor
 Base
 Tamboras
 Embrague
 Engranaje y chumaceras
 Guías de cable
 Palanca del embrague
 Frenos
POLEA/PASTECA O ROLDANA
Son ruedas que giran libremente sobre su eje y cuentan con una garganta en su periferia sobre la que
gira el cable de acero. Sus tamaños están dados por el diámetro de la rueda. Se utiliza en el interior
de la mina de 6 a 8 pulgadas de diámetro.
Existen de diferentes tipos:
 Ganchos simple
 Gancho de seguridad
 Soporte móvil
CABLE METÁLICO
Me refiero a un cable mecánico creado a base de un conjunto de alambres que, unidos, forman un
todo, un único cable. Lo habitual es encontrar cables de acero que están enrollados de una manera
helicoidal alrededor de un centro.

FUNCIONAMIENTO DE LOS WINCHES ELÉCTRICOS
Los winches eléctricos funcionan mayormente en los tajos, chimeneas, piques convencionales donde
es el medio directo de halado de mineral o desmonte, el accionamiento del winche es por medio de
la corriente eléctrica de 440 v que lo realiza el personal autorizado y capacitado en energía eléctrica
y el tiempo aproximado es de una hora.
FÓRMULAS DE RASTRILLAJE
CAPACIDAD DEL RASTRILLO
3* * *
,
C T S E
C Pie
De

3
3
. arg ;
. ,
;min
; min
tan ;
C cap derastrillajeoc a pie
C cap teórica del rastrilloelegido pie tabla
T tiempototal derastrillaje
S velovidad promediodehalado ft
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

Tabla 2.Capacidad del rastrillo
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
Tabla 3. Velocidad del cable
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 Grueso Fino
Para formas Angulosas Suaves
Facilidad para excavar Buena Mala
Facilidad para acarrear Mala Buena
Facilidad para deslizar Mala Buena
Tabla 4. Selección del tipo de rastrillo
Grueso: cuando material rastrillado > 6”
Fino: cuando material rastrillado < 6”

CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DE LOS RASTRILLOS
TAMAÑO, PESO Y CAPACIDAD APROXIMADOS DE LOS RASTRILLOS
EFICIENCIA DE RASTRILLAJE
2* * *
: *100%
60* * *
D H t
E
C T S
, /
, /
, /
/ 60min/ * . * .
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
( )* * *L A B A C
d
 
,
int. . .
int. , lg.
int , lg
, lg
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:
Se estima de acuerdo a la potencia de la wincha
DIAMETRO
(pulg)
POTENCIA
(HP)
DIAMETRO
(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
Tabla 5. Diámetro del cable

CAPACIDAD DE INSTALACIÓN DE LOS RASTRILLOS
DURACIÓN DE UN CICLO (t)
1 ; ,min,
L L
t t t seg hr
Vv Vc
   
 
1 2
0.7 1.7 /
30% , /
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 para el cambio del sentido de

 

 
 1 2 .la cuchara seg
N° DE CICLOS POR HORAS:
3600
,
ciclos
N
t hr

CAPACIDAD DE INSTALACIÓN: 3/
( )( )hr
Qh m
3/* * , hrQh V Y n m
3
(%)
( )
/
Y esel gradodellenadodel rastrillo
V volumenocapacidad del rastrillo m
n N deciclos hora


 
RENDIMIENTO DE UNA INSTALACIÓN DE RASTRILLO (Ph), (TN/hr)
1 2
3.6* * . * 3.6* * . *
, /
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 1cos ;
* * . ;
W G f sen Lb
G V Y P e Lb
  


arg ( )
1 . 1 0.6 0.8
min
G c aútil del rastrillo lb
f coef del rastrillo f
deinclinacióndel ca odel rastrillo

  

RESISTENCIA AL MOVIMIENTO VACÍO POR ROZAMIENTO
2 ( 2cos )
25%
W Wr f sen
Wr Wr Wr
  
 
;
sin ; l
2 . .
2 0.4 0.6
Wr pesodel rastrilloconaccesorio lb
Wr pesodel rastrillo accesorio b
f coef del reg del rastrillosobreel pisodelalabor
f



 
ESFUERZO DE TRACCIÓN CON CARGA (Ftr)
( 1 2);Ftr Ko W W 
. 1.4 1.5Ko coef derazonamientodel cableenlas poleas Ko  
ESFUERZO DE TRACCIÓN DURANTE EL LLENADO DEL RASTRILLO (F1)
1 1 21( * * )F k G f Wr f 
1
1
1
1.3 1.4
1.5 1.6 cos
2.0 2.2
arg
K material fino y pocoresistente
K material ro odurezamedia
K material pesadoentrozos grandes
G c aútil del rastrillo
  
  
  

VALORES BÁSICOS DE LA POTENCIA
POTENCIALES DE MARCHA CON CARGA (Ntr) = Po
; :
102
Ftr Vo
Po watts
n

arg
.
1
Vo velocidad c ada
n rend cuchara
V velocidad dellenado




POTENCIA DE MARCHA EN VACÍO (Pv)
( )
,
102
Ftv Vv
Pv Kwatts
n

POTENCIA DURANTE EL LLENADO DEL RASTRILLAJE
1* 1
1 ;
102*
F V
N Kwatts
n

POTENCIA EFICAZ DEL MOTOR DEL WINCHE
2 2 2
1 11 ( )N t Pc ttr t Pv tv
Pe
ttr tv
   
  
 
1
1 2
3 5
arg ( )
*
; , 33,000
33,000
( )
t tiempodellenado seg
ttr tiempodemarchaconc a seg
tv tiempodemarchaenvacío
Ftr Vc
P Ftr F detracciónc yv
V velocidad detracción
F Ftr Kc W W
 


 

  

EJERCICIOS DE RASTRILLAJE
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.
1. Tipo de rastrillo cerrado tipo azadón ¼ caja
2. Capacidad de rastrillo
Tonelaje horario
80 /
13.33 /
6 /
to g día
Tc hr
hr g día
 
Volumen horario
3
3
13.33 / *2000 /
177.77 /
150 /
To hr lb Tc
pie hr
lb pie
 
3. Velocidad de cable: de acuerdo a la tabla
250
min
ft
Lavelocidad dearrastreserá Vo
Velocidad vacío Vv
 

250 0.30(250) 325
min
ft
Vv   
Velocidad promedio
250 325
287.5
2 min
ft
 
Distancia equivalente
17250 /
200 0.30(200)
260 /
V pies hr
De
De pies viaje

 


N° de viajes sobre hora
17250 / *0.80
53.1
260 /
pies hr viajes
pies viajes hr
 
Capacidad del rastrillo
3
3/ 3177.778 /
3.35 4
53.1 /
viajepies hr
pies pies
viaje hr
  
3
2,5 26"pies ancho
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( cos )W G f sen f  
1
(0.6 0.8)
0.7
2
f

 
1 292.5 (0.7*cos10 10 ) 150.8W lb sen    
Resistencia al movimiento del rastrillo
2 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
W lbs
  
  

 
  
   

Esfuerzo de tracción
1 2( ) ; 1.40 1.50
(150.8 139.46)1.45
fr
fr
F W W Kn Ko
F lb
   
 
420.93
420.93 *250
.
33,000
min
frF lb
lb pies
Pot
lb pie
HP



3
4 , 5 /16"
.
Pot HP
Diámetrodel cable parala potenciade HP correspondeun de de
dwdecable




SISTEMA DE IZAJE
DEFINICIÓN
Es una maquinaria utilizada para levantar, bajar, empujar o tirar la carga; el Winche de izaje, es
utilizado también para bajar e izar personal del interior de la mina; siempre que cumpla con exigencias
mínimas de seguridad.
TIPOS DE WINCHES
Winche de una tambora, se utiliza como equipo de servicio o producción con una jaula o balde,
balanceado por un contrapeso. El winche de una tambora es más eficiente cuando se le utiliza en la
producción de un solo nivel y contrapeso
Winche de una tambora dividida, si se requiere el uso de dos cables en una sola tambora, está debe
ser dividida en dos secciones separadas para cada cable. Si se utiliza un contrapeso, la sección
dedicada al cable del contrapeso puede ser de un diámetro menor. Consecuentemente, el contrapeso
se mueve de una menor distancia que la jaula o balde, disminuyendo el problema del ajuste.
Winche de doble tambora con una embragada, como un equipo de Izaje con contrapeso puede servir
a varios niveles eficientemente, la disposición de la tambora embragada facilitará el rápido ajuste y
ubicación del cable a su disposición inicial. Este equipo también puede ser utilizado ocasionalmente
como winche de producción de un solo nivel. En ambos casos, la selección de este equipo, respecto
al de una tambora, está justificado solamente cuando el costo adicional de la segunda tambora y su
embrague es compensado por el costo del ahorro del tiempo de ajuste del cable. Cuando esté equipo
es utilizado para producción con balde y contrapeso y en varios niveles, el embrague debe ser ajustado
para el Izaje eficiente de cualquier nivel.
Winche de doble tambora, ambas embragadas. La mayor ventaja de este tipo de winche es que si algo
sucede en cualquiera de los compartimientos, el equipo puede operar con el otro compartimiento para
subir o bajar personal y materiales. Este tipo de winches es particularmente favorable si solamente
hay un pique de acceso a la mina
Winche Koepe de uno y varios cables: estos equipos pueden ser utilizados eficientemente para
servicio y producción de uno o varios niveles. Pueden ser eficientes también como winche de
producción de un solo nivel con balde y contrapeso.

Los equipos de Izaje en las minas deben ser dotado lo más seguro posible. Por lo que hay un control
Lilly operando en conjunto con el solenoide del cilindro de freno, debe cortar la corriente eléctrica y
aplicar los frenos en cualquier de los siguientes casos:
 Si la velocidad del winche excede la velocidad normal en cualquier punto.
 Si el operador falla al aplicar los frenos en el tiempo apropiado al final del viaje.
 Si ocurre un sobre enrollamiento.
 Si el operador falla al retornar el winche, después que el balde o jaula haya llegado al
límite del viaje.
 Si hay interrupción de la energía eléctrica.
SELECCIÓN DEL EQUIPO DE IZAJE
Afectan diferentes variables para la selección más económica de Izaje: sin embargo, los siguientes
pasos pueden servir de guía para la selección. El método es para un Izaje vertical, los mismos
principios se pueden aplicar para un Izaje inclinado, con los siguientes incrementos: 2% como fricción
por rodamiento y 10% como fricción del cable (estos porcentajes varían con el grado de inclinación).
El problema principal en la Selección del equipo de Izaje es determinar el peso de la carga del balde,
dadas la capacidad deseada, toneladas por hora y la profundidad vertical del pique.
PARA CALCULAR LA CARGA DEL BALDE
0,4 12
3600
P
V
VSL
TPH
 

Donde:
SL = carga del balde, toneladas cortas
P = profundidad, pies
V = velocidad, pies por segundo
TPH = capacidad, toneladas cortas por hora
PARA CALCULAR EL DIÁMTREO DEL CABLE

1
2
SL SW
k
FSd k xP
nc

 
Donde:
d= diámetro del cable, pulgadas
SL= carga del balde, toneladas cortas
SW= peso del balde vacío, toneladas cortas
P= profundidad, pies
nc= número de cables
FS= factor de seguridad
Ilustración 2. Factores de seguridad
PARA DETERMINAR EL DIÁMETRO DE LA TAMBORA
Utilizando el grafica de abajo, se determina la relación apropiada D/d, donde D es el diámetro de la
tambora, en pulgadas, dada la profundidad de Izaje. Multiplicando el diámetro del cable por la
relación se halla el diámetro de la tambora. El gráfico también muestra la realción T1/T2 de fricción
de Izaje y los límites de presión por rozamiento.
La ecuación se deduce de:
 RRC SL SW w x P xFS  
Donde:
RRC= resistencia a la rotura del cable, toneladas cortas

SL= carga del balde, toneladas cortas
SW= peso del balde vacío, toneladas cortas
w= peso unitario por pie de cable, libras
FS= factor de seguridad
Expresado en términos del diámetro del cable y usando las constantes k1 y k2 se tiene:
 2 2
1 2k x d SL SW k x P x d x FS  
La vida del cable se prolonga cuando se usan tamboras grandes, pero el costo de reemplazo de
cables en piques de poca profundidad es pequeño por lo que se pueden usar tamboras más
pequeñas. Estas curvas sirven solamente como guías.
Ilustración 3. Relación recomendada de diámetro de la tambora (D)/diámetro del cable (d),
a varias profundidades
PARA DETERMINAR EL ANCHO NETO DE LA TAMBORA
Seleccionar un cable estándar cercano al diámetro calculado con la ecuación 2.

La experiencia señala que la duración del cable es mayor cuando el enrollamiento en la tambora es
de una sola capa. En los piques de 1000 ft o menos de profundidad, generalmente se usa una sola
capa a menos que el ángulo de recorrido del cable durante el enrollamiento sea grande, en tal caso se
usa dos o más capas.
Para tambora simple (Izaje balanceado y capa simple). Usa la siguiente fórmula:
15
3,1416
S x P
AT S
x D
 
Donde:
AT= ancho neto de tambora, pulgadas
S= ancho de la ranura o canal que aloja el cable (aprox. 1,05 del diámetro del cable), pulgadas
D= diámetro de la tambora, pies
Para doble tambora (capa simple)
7
3,1416
S x P
AT S
x D
 
Para cada capa adicional de cable, se elimina el enrollamiento muerto (15 S ó 7 S) y se aumenta D
en 1,7d.
PARA DETERMINAR EL DIÁMETRO DE LA POLEA
El diámetro de la polea normalmente es igual al de la tambora.
PARA DETERMINAR EL TAMAÑO DEL MOTOR (RMS HP)
Dibujar un diagrama HP/tiempo de ciclo, similar al diagrama 1.D o diagrama 1.E.
Donde:
ta= tiempo de aceleración, segundos
tís= tiempo de velocidad máxima, segundos
tr= tiempo de desaceleración, segundos
Para propósito de estimación y simplificación, se combina 1 2 1 2; .ta y ta ta tr y tr tr 
El tiempo de elongación o encogimiento del cable no se considera en el tiempo de aceleración o
tiempo de desaceleración. De la curva de carga del balde, se toma la velocidad correspondiente a la
carga de balde correspondiente.
Conociendo la velocidad y asumiendo una aceleración y desaceleración de 2,5 ft/seg., se encuentra
ta tr .

2,5
V
ta tr 
Ilustración 4. D HP/tiempo de ciclo del winche de tambora
Ilustración 5. HP/tiempo de ciclo de winche de fricción de tambora con cable de cola
Para el peso equivalente efectivo aproximado se utiliza el gráfico que está arriba. Para encontrar los
varios puntos del diagrama 1.D de HP/tiempo de ciclo se utiliza las siguientes ecuaciones.
   
   
2 2
R P x w
TSL PEEA SL SW R
SLB SL R V xta x w
SLT SL R V xtr x w

   
  
  
Donde:
P= profundidad
w= peso del cable por pie
TSL= carga total suspendida
PEEA= peso equivalente efectivo aproximado
SL= carga del balde
SW= peso del balde vacío

SLB= carga suspendida al fondo del pique
SLT= carga suspendida en la cima del pique
Ilustración 6. Peso equivalente efectivo aproximado reducido al centro del
cable para diferentes diámetros de tambora(PEEA)

EJERCICIOS DE IZAJE
1. En la instalación de una extracción de mineral por un pique vertical de sección circular se emplea
skip para las siguientes condiciones de operación:
Profundidad de extracción 1600 pies
Profundidad del pozo 1800 pies
Tonelaje diario a extraer 1800 Tm
Tiempo neto de extracción 12 hr/día
N° de cables de extracción 2
Velocidad máxima 20 pies/Seg
Aceleración máxima 13.2 pies/seg2
Tipo de cable terrones redondos
Tipo de tambor canadiense
Tipo de motor de inducción
Calcular:
a) La capacidad horaria Qh?
b) La carga útil de skip Qs?
c) El peso del skip Ps?
d) Ø del cable de izaje
e) Dimensiones del tambor del winche
f) Peso del cable si es 6x19 de acceso mejorado
g) Fuerza debido a la aceleración
a. Cálculo de la capacidad horaria
1800
150
12
Tm día
Qh Tm hr
hr día
 
b. Carga útil del skip
 
1600
0.4 12 0.4 20 12
20 4.17
3600 3600
150
H
V
VQs Tm
Qh Tm hr
   
  
c. Peso del skip
 0.75 0.75 4.17 3.13Ps Qs Tm Tm  
d. El Ø del cable de Izaje
 
1
2
2
Qs Ps
K
K H
K
d
n
 
 
 
  
 

1
2
6.5
41.8
0.00084
k
k
k



 
 
4.17 3.13
41.8
0.00084 1600
6.5
d
n
 
 
 
 
  
e. Dimensiones del tambor de la wincha para este caso se estandariza (d)
7 8" 0.875 7 8"d 
Luego de la tabla (o)
 
68 68
68 7 8" 59.5"
del tambor
D d D d

  
 
Hallando (At) como es doble tambor
 
 
1.05
1.05 7 8" 0.919
7
0.919 1600 12 lg 7 0.919
100.8 lg.
59.5"
s d
s
S x H
At x S
xD
x x pu ft
At pu
x



 
 
  
 

 
Las dimensiones de la tambora son:
f. Peso del cable (Pcable)
Tabla 6 x 19 d 7/8”
Pcable= 1.29 lb/pie
Peso total del cable
1.29 1600
2064
1.032 .
0.936
lb ft x ft
lb
Tc
Tm





g. Fuerza debido a la aceleración
   
.
F a CM a
Fa m a
g g
CM Ps Pm Pcable
  
  
  2
2
3.13 4.17 0.936
8.24
3.24
13.2
32.2
3.38 7452.9
CM Tm Tm Tm
CM Tm
Tm
Fa x ft seg
ft seg
Fa Tm lb
  

 
  
 
 
2. El izaje se efectúa mediante la combinación de skip y jaula, los cables son en número de 2 en
espiral cerrada redandos con factor de seguridad 6, la máquina de extracción es wincha tambor, la
extracción de mineral es mediante dkip cuya tara es 2.63 Tm, y que se debe izar 2000 m/seg, altura
de estacado 10m, altura del skip sin aparato de amarre 2m. y altura libre de seguridad 4m.
Calcular
a) Las horas útiles que se deberá trabajar por turno si se iza mineral en 2 turnos/día.
b) Amin?
c) Como factor de seguridad (k)= 6
Gráfica B:
1 61.8
2 0.00122
1000
k
k
Pique ft longitud o profundidad del pique



 
2.63
:
0.75
2.63
3.7 .
0.75 0.75
Ps tm
Se sabeque
Ps Pm
TmPs
Pm Tm

 
  
Diámetro del cable (d)
Pm Qs

   
 
   
 
1
2 2
3.5 2.63
61.6
6 0.00122 1000
0.582"
2
0.58"
6.5 21.52 .
0.4 12
3600
3600 3600 3.5
1000
0.4 12 0.4 21.32 12
21.32
Qs Ps
K
K K H
d
n
d
v m seg ft seg
H
V
V
Pm Qs
qH
xQs x
Qh
H
V
V
Qh
  
   
  
  
        

 
 
    
 
 
 
 
   
      
   
186.85
/
2000
10.7
186.85
10.7 5.35
2
Tm hr
Qh Q tiempototal
tiempototal Q Qh
tiempototal
Tm día
hr día
Tm hr
hr día
Tneto x hr turno
día turnos

 


 
 
 
1 2 3
2
2
2
)
0.75 .
60 60 .
60 0.58 34.8 lg. 0.884 .
2 30 4" 1.6" 3
2 30 0.58 4" 1.6"
2 27.4" 1"
b
Ho h h h Rp m
D
Dp Dt D d
d
D pu m
h m d m
h m
h m
   
    
  
    
   
  

 2
2
2
2 27.4" 0.0254 1 0.3048
2 0.69596 0.3048
3.00076 3 .
0.884
10 3 4 0.75
2
17.33 56.85 .
h m x
h m m
h m m
Hc m m m
Hc m ft
  
  
 
 
     
 
 
Distancia mínima del eje del tambor a los cables de Izaje.
   
min 0.45 0.5 6 .
min 0.45 17.33 0.884 0.5 0.884 6
min 15.12 49.61 .
A Hc Dt Dp m
A m
A ft
   
   
 

SISTEMA DE FAJAS
Este sistema es empleado en las diferentes industrias como la minería, para realiza el transporte
continuo de materiales como: carbón, minerales, etc.
Básicamente este sistema consta de una banda continua que arrastra por fricción y la acción de un
tambor motriz, que es accionado en su mayoría por un motor eléctrico.
Ilustración 7. Faja transportadora
Es necesaria la fricción que existe entre la superficie de la banda en contacto con el tambor y la
superficie del propio tambor y este se consigue debido a las acciones: recubriendo la superficie del
tambor con un forro que mejore la fricción con la banda; aplicando cierta tensión a la banda
transportadora, mediante un mecanismo tensor formado por un husillo o un tensor, o utilizando
contrapeso.
El transporte del material se consigue debido al movimiento de la banda que se mueve en dirección
al tambor situado en la cabeza de la cinta, que es donde la banda gira y da la vuelta, moviéndose
entonces en sentido contrario hacia el otro tambor. Cuando el material que lleva la cinta alcanza el
final, la banda, al darse la vuelta, hace que el material transportado por la banda sea vertido fuera de
la misma debido a la acción de la gravedad y/o de la inercia.
Ventajas en el uso de cintas transportadoras
a. Capacidad de transporte
b. Adaptabilidad al perfil del terreno y versatilidad
c. Bajos consumos de energía
d. Degradación mínima del material transportado
e. Fácil tarea de mantenimiento

CLASIFICACIÓN DE LAS FAJAS
Las fajas de uso en minería subterránea normalmente se clasifican de acuerdo a su función:
a. Fajas de panel o seccionados, que normalmente reciben la carga de los equipos que limpian
el lugar de ataque.
b. Fajas de acumulación, que generalmente reciben la carga de 2 o más fajas de panel.
c. Fajas principales de transporte, que normalmente reciben la carga de 2 o más fajas de
acumulación.
d. Fajas inclinadas, que generalmente trabajan en cadena con las fajas principales. Las fajas
inclinadas tienen un gradiente máximo de 16° a 17°.
SELECCIÓN DE LA FAJA
La información que se requiere para seleccionar la faja más eficiente y económica incluye:
a. La longitud desde el punto inicial de la faja
b. La diferencia vertical del punto de carguío al de vaciado
c. Características del material a moverse, incluyendo su peso específico in situ y fragmentado
d. El tonelaje promedio a moverse por hora o por minuto
e. El tonelaje máximo por hora o minuto
f. Las dimensiones y peso de los trozos mayores del material descargado
g. El método de carguío del material, incluyendo cómo y dónde será cargado a las fajas.
Además, la ubicación y número de los puntos de carguío
h. Ubicación del punto de descarga y dónde y cómo será el material descargado.
COMPONENTES PRINCIPALES DE UNA CINTA TRANSPORTADORA
BANDA TRANSPORTADORA
Es aquel elemento flexible encargado de transportar los materiales desde el punto de carga de la cinta
hasta el otro extremo donde se realiza la descarga del material transportado. De acuerdo a las
funciones que realiza será capaz de soportar las diferentes solicitaciones:
 Las fuerzas longitudinales derivadas del esfuerzo tangencial del tambor motriz que hace
mover a la cinta transportadora, y del esfuerzo de tensado de la cinta.
 El peso del material transportado, así como los impactos derivados de la caída del material
sobre la cinta en el punto de carga, que va a generar erosiones en la superficie de la banda.

 Los agentes externos (climatológicos o del ambiente de trabajo) que pueden atacar y degradar
las propiedades del material de fabricación de la cinta.
La banda de una cinta transportadora se suele fabricar de dos componentes principales:
 Un tejido interior resistente que transmite los esfuerzos derivados del peso de la carga y de
la acción del tambor motriz
 Una serie de recubrimientos exteriores que protege a la banda de la erosión e impactos.
El tejido es el componente interior de la banda y es el encargado de transmitir y soportar los esfuerzos.
Consta de un entramado de hilos en sentido longitudinal o urdimbre, y de una trama o hilos en sentido
trasversal, conformando el conjunto el tejido interior de la banda.
ESTACIONES DE RODILLOS
Soportan el peso de la cinta y, al estar montados sobre rodamientos, giran al movimiento de la cinta,
facilitando así su desplazamiento. Suelen disponerse de varias estaciones de rodillos espaciadas una
distancia que dependerá del tipo de cinta y la carga a transportar.
De acuerdo a su función a desempeñar se pueden distinguir: rodillos superiores (soportan el peso de
la cinta y de la carga que transporta), inferiores (sirven para sostener la cinta y facilitar su movimiento)
y amortiguadores (amortiguan el impacto del material al caer sobre la cinta).
Ilustración 8. Estaciones de rodillos
TAMBOR DE REENVÍO
Está situado en el inicio de la instalación, al lado opuesto respecto a la posición que ocupa el tambor
motriz; tiene la función de permitir el retorno de la banda transportadora hacia el otro extremo de la
cinta donde se encuentra el tambor motriz.

TAMBOR MOTRIZ
El tambor motriz está situado generalmente en la cabeza de la cinta, al lado opuesto del tambor de
reenvío, y es el encargado de transmitir el movimiento de traslación a la cinta. Generalmente, el
tambor motriz es accionado por un motor reductor eléctrico acoplado al eje del tambor, o a través de
una transmisión de poleas, aunque también puede ser accionado por otros tipos de motores, por
ejemplo, motores de combustión.
Ilustración 9. Tambor motriz
TAMBORES DE INFLEXIÓN
Son para cintas transportadoras provistas de contrapesos para el tensado de la cinta, en el bastidor de
contrapeso se sitúan los tambores de inflexión. Son dos los tambores de inflexión que tienen la
función de cambiar la dirección de la cinta, de manera que conducen a la cinta hacia el sistema de
contrapeso vertical de la instalación.
ELEMENTO DE ENCAUZADO
Impide que se salga material de la cinta, sobre todo durante el proceso de descarga sobre la cinta. Éste
suele estar realizado generalmente de chapa metálica y se encuentra unido directamente al bastidor
de la cinta con el objeto de impedir que se produzcan pérdidas de material por los laterales de la cinta.
Se suele colocar sobretodo en la zona de descarga de material sobre la cinta, por ser mayor el riesgo
de derrame de material, aunque también se puede instalar en otras zonas donde se considere que existe
riesgo de producirse algún derrame de material por los laterales.

Ilustración 10. Elemento de encauzado
ESTRUCTURA DEL BASTIDOR
El bastidor lo constituye el entramado metálico de perfiles estructurales, generalmente de acero, que
sostiene a la cinta transportadora y a todos los demás elementos y componentes que constituyen el
sistema.
La estructura del bastidor se adapta al medio de trabajo según la zona donde la cinta se ubique y el
tipo de servicio que realice. En la zona donde se produce la descarga de material sobre la cinta, el
bastidor suele adaptarse mediante un entramado y geometría diferente de perfiles estructurales. En
este primer tramo de la cinta, la estructura del bastidor deberá diseñarse para sustentar a los diversos
componentes que se suelen instalar en esta zona de la cinta, como son los rodillos amortiguadores
con sus estaciones correspondientes, el tambor de reenvío, el elemento de encauzado, rodillos
inferiores, rascador, además de la parte proporcional de la cinta.
Por último, el bastidor motriz es la estructura soporte que se encuentra sólo en la parte final del
recorrido de la cinta. Esta parte del bastidor sustenta tanto a los rodillos superiores como al tambor
motriz, rodillos inferiores, rascador de láminas, así como el equipo motor reductor, además de la parte
proporcional correspondiente al tramo final de la cinta
DISPOSITIVOS TENSORES
Para que una cinta transportadora funcione correctamente es necesario asegurar una cierta tensión
mínima en los ramales de la banda durante su funcionamiento (no siempre es posible asegurar la
tensión). En la mayoría de los casos, cuando la cinta no es demasiado larga esta tensión se consigue
con el reglaje en el posicionamiento de los tambores de reenvío y motriz.

Ilustración 11.Dispositivos tensores.
FÓRMULAS
Fajas; 36”x61´=Ancho * Largo
RESISTENCIA A LA TRACCIÓN
CARACTERÍSTICAS
RESISTENCIA A LA TRACCIÓN
LONGITUDINAL
Kg/cm
TRANSVERSAL
kg/cm
B50 50 20
B60 60 25
B80 80 30
B100 100 50
Z90 90 40
Z100 100 40
R125 125 70
R150 150 70
R175 175 70

R200 200 75
R225 225 75
R250 250 75
AREA DE LA SECCIÓN TRANSVERSAL
F= 0.16 w2Tan (0.35Ø), m2
W= ancho de la cinta (m)
Ø= ángulo lateral de los rodillos= 20° - 35°
Ɵ= ángulo de sobrecarga 15°
SECCIÓN DE CARGA (cm2
) EN CINTAS DE FORMA DE CANAL
SECCIÓN EN
CINTAS EN
FORMA DE
CANAL
M500
(cm2
)
M650
(cm2
)
M800
(cm2
)
M1000
(cm2
)
INCLINACIÓN
DE LA CINTA
0” – 5”
195 350 550 875
INCLINACIÓN
DE LA CINTA
5” – 18”
105 – α
195 ---100
105 – α
350 ---100
105 – α
550 ---100
105 – α
875 ---100
Si α= 4°  M800  550 cm2
α= 16°  M800  550
105−𝛼
100
, cm2
PESO DE LA CINTA INCLUIDA LAS PARTES MOVILES
CINTA EN
FORMA CANAL
M500 M650 M800 M1000
N° de ramales (z) 5 5 5 5
Distancia entre
tornillo (m)
2-2 1.5-3 1.5-3 1.5-3

Ramal superior
ramal inferior peso
(kg/cm)
17-5 23.3 28.10 29.10
Material
incombustible
18.6 25.7 31.10 43.00
F= 900  INTERPOLAR
RODILLOS: Ø= 10 – 20cm - distancia > 1m
FRICCIÓN POR LOS RODILLOS
DIÁMETRO POLEA
POLINES (pulg)
COEFICIENTE DE
FRICCIÓN (ᵟ)
4
5
6
7
0.0375
0.0360
0.0300
0.0200
1. CAPACIDAD DE LA FAJA (Q):
60min/ * * *
2000 /
hr A V
Q
lb Tc


2
3
sec ( )
( / )
( / min)
160* * * ; /
0.36
A área dela cióntransversal pies
pesoespecífico lb pies
V velocidad pies
Q A V TN hr
Qm F V








2
3
m
/ ,
/ m
F A
V m seg h
TM
 


La faja presenta una sección de carga recta o chata
320* * * ; /Q A V TM hr

PENDIENTE % DE CAPACIDAD
15°
18°
Hasta 10°
95
90
100
Recomendable para transporte de mineral 18°
2. CABEZA MOTRIZ
a) CONDICIÓN DE NO DESLIZAMIENTO DE LA FAJA
& &
;f fT
Fe T t e
t
  
& &
2.72
& ( )
& &
log log
132 132
f f
F fuerzatransmitida por lacabeza motriz
e
f coeficientede fricciónentrela faja yel tambor
esel ángulodecontactoentrela faja ylatambora Pad
f f
e e Anti




 
    
 
ESTADO F 180° 190° 200° 210° 310° 400° 410°
a(ef&
)
b
c
d
0.2
0.25
0.30
0.40
1.87
2.19
2.58
3.51
1.94
2.30
2.72
3.77
2.01
2.40
2.86
2.04
3.08
3.50
3.00
4.33
3.80
5.24
7.31
14.30
4.03
5.71
8.12
16.30
4.18
6.60
8.56
17.50
ESTADO:
a= es un tambor no revestido no húmedo
b= es un tambor no revestido húmedo-seco
c= es un tambor no revestido seco
d= es un tambor con revestimiento de tela o de madera

b) DETERMINACIÓN DE LA TENSIÓN
&
&
*
,
1
f
f
e F
T Kls
e


FUERZA TRANSMITIDA
102
,
( / )
No
F kls
V
V velocidad m s
No potencia del motor en el tambor



DETERMINACIÓN DE LA POTENCIA DEL MOTOR
1 2 3( ),No K N N N Kwatts  
k= factor 1.05-1.10 o máx
N1=potencia necesaria para tener en marcha la faja vacía, lo cual depende de (L) la longitud de la faja,
ancho de la faja (C)
N=cLV, Kwatts
ANCHO
FAJA (mm)
VALOR
DE C
600
700
800
900
0.02
0.024
0.028
0.032
NOTA:
2
2
3
35 40% .
0.00015 ,
var arg ( min ).
C seincrementaentrabajosubterráneo
N potencia gastadaoempleadaenvencer laresistenciaadicional dela faja
N LQ Kwatts
N potencia gastadaenele lac aaunaaltura H respecto a
 



3
*
,
367
Q H
N Kwatts 
1 2 .N y N lodanlos fabricantes

ANCHO DE LA BANDA O FAJA (W)
,
Q
w v m
Kc V
 
  
 
SELECCIÓN DE LA FAJA TRANSPORTADORA ESFUERZO TANGENCIAL Y POTENCIAL
1° ESFUERZO PARA LA ALEVACIÓN DE LA CARGA (FE)
...(1)
H
SEN
L
FE PM Sen




...(2)
FE
SEN
Pm
 
*Pm Pm L
H FE
L Pm


*
*
Pm H
FE
L
FE Pm H


( / , / lg).
Pm pesototal del material queesta sobrela faja
Pm pesounitariodel material queesta sobrela faja kg m lb Pu


2° ESFUERZO POR DESPLAZAMIENTO DEL SISTEMA DE TRANSPORTE (FUERZA DE
ARRASTRE)
 . ........ 1F p
P Pm Pb Psl Pil

   
" 0.9 0.05
´
1 10
0.9 0.95 10 15
0.85 0.90 15 18
W W m
W anchodematerial quedebeocupar sobrela faja
Kc
Kc
Kc
 

  
     
     

sup
inf
Pm pesodel material
Psl pesosobrelos rodillos eriores
Pil pesosobrelos rastrillos eriores
PB pesodela faja




2 *
*
, /
3.6
PB pB L
pM Pm L
PM QM
pM Km m
L V


 
QM productividad ocapacidad
V velocidad


( )
2
3.6
1 134
f
f
F f PM PB Ps Pl
QM
F fL pB Ps Pi
V
KW HP
   
 
    
 


EJERCICIOS DE FAJAS TRANSPORTADORAS
1. Una faja de 36”x600´ con rodillos laterales inclinados de 30° se mueve a una velocidad de 1m/seg
y transporta mineral de un P.e. de 2.5 Ton/m3
sobre una pendiente de 15°. Calcular:
a) Cuál será la capacidad horaria de la faja.
b) Cuál será el PH necesario para moverlas.
c) Cuál será la tensión necesaria ejercida por el tambor con revestimiento de madera si el ángulo
de contacto es de π radianes.
Datos:
36´ 600´ 36" 0.9144
600´ arg 183
1 /
x deancho m
del o m
V m Seg
 


a)
2
2 3
160* * *
160*(0.9144) *1 / 2.5 /
334.45 / ;
Q A V
Q m seg Tm m
Q Tm hr capacidad teórica



Capacidad real de transportar:
334.45 / *0.950317.73 /Q Tm hr Tm hr
b)
0 1 2 3( )
1 . . .
36" 0.9144 914.4 900
900 0.032
N K N N N
N e L V
m mm mm
Para mm C tabla
  

  
 
1
600´ 183
. . 0.032*183 *1 /
5.856
L m
N e L V m m seg
Kw
 
 

2
2
2
0.00015
0.00015*183*317.73 /
8.72
N LQ
N Tm hr
N Kw



15 / 15
183 15 47.36
Sen H L H Lsen
H sen m
    
  

3
3
5
/ 367 (47.36*317.73) / 367
41
(1.05 1.1) 1.08
1.08(5.856 8.72 41.0) 60.0
N HQ
N Kw
K K tabla
N Kw
 

   
   
0
0
1 1.34
60*1 / 0.74573
80.50 81
Kw Hp
N Hp Kw
N Hp Hp


 
C)
0
. / 1
180 180
0.4
102 / 102(60.0) /1 /
6120
3.5*6120 / 3.51 1 8558
l l
T e F e
tabla
f
F N V m seg
F Kg
T Kg Kg
 


 
   

 

  
2. En transportador de cinta en forma de canal de caucho de 800 mm. De ancho, se efectúa un
transporte ascendente sobre una pendiente de 12° el rendimiento en el eje del motor alcanza 82%
se dispone de un limpiador y de un tambor de descarga longitud total o real de la faja 301 m, Ø de
rodillos superior e inferior 8 pulg, velocidad de transporte 1.2 m/seg, densidad del material
transportado 2 Tm/m3
.
a) Calcular la capacidad de transporte
b) Potencia en el eje del motor
c) Potencia en el acoplamiento del motor de accionamiento
d) La fuerza de arrastre en el tambor, coeficiente variable C=1.12 (el mineral es aurífero de un
tajo abierto).
Datos:
3
12 1.2
82% 2
3310 ?
6 ?
? 1.12
Pr ?
G V m seg
H t TM m
L m Qm
radio Pt
Ft C

 
 
 
 
 

a)

0.36 . * 0.36*511.5*2*1.2
441.936 / .
Qm F V
Tm hr
 

De la tabla
2
550*105 12 /100 511.52
800 .
F cm
Con W mm
  

b)
* * / 270 / 270*( 3.6 * ) 1
6" 0.03
( ) 800 28.1
1 2 ' 1. 1 /
1 1' ' 2 1 /
1 2
Pt Qm L sen e f L Qm V Pm N
Como rodillo f
Pm caucho M tabla
N V N CV V m seg
N N V N V V m seg
N V


   
 

   
   

Como existe un limpiador y un tambor de descarga
2 (2*1.2) (2*2.1) 4.6
(lim .) ( arg )
(2 2) 1.2 4.8
102.43 3.7458(563.328) 4.8
128.33
N CV
piad tambor dedesc a
CV
Pot
Pot CV
  

 
  

c)Potencia real
.
/
128.83 / 0.82 156.51
C Potencia real
PR Pt n
PR CV


 
d) Fuerza de arrastre
75 75(128.33)
1.2
8020.625
Pl
Ft
V
Ft Kg
 


3. Determinar la potencia necesaria del motor de un transportador de rastras para la evaluación del
carbón hacia arriba por el frente de arranque. Si la capacidad horaria es de 60 Tm/hr la longitud de
arrastre es de 130 m, con un ángulo de inclinación de 8°
Datos:
W= 0.35 Coeficiente de desplazamiento= 0.4
1
1
0.4 10
300 . 0.6
80% 90%
f qo kg seg
T kg V m seg
n hmec
 
 
 
 
 
1 4 1
1
2 1 1 2
1 2 1
2
3 2 2 3 2
3
3
4 3 3 4
3 4
102
Re
300
cos
10 1.30 0.4cos8 8
334.01 .
300 334.01 634.01 .
10.8
1.08 634.01 .
684.7 .
Ro xV
N
hmec x n
Ro Ty T m T T
T kg
T T R
R Rv qo x L f f sen
kg
Rv x m sen
m
Rv kg
T kg
T T R T
T x kg
T kg
T T R
R Rc
R







    

 
  
  

  
  


 

   1 .cos .
60
3.6 3.6 0.6
c q xW x qo x f x L q qo x L sen
Tm hrQ
q
v x
   
 
  
 

   
 
 
4
27.8 .
27.08 0.35 10 0.4 130cos8 278 10 150 8
2451.45 .
684 7 2451.43 3136.13
3136.13 300 2836.13 .
2836.13 0.6
102 0.9 0.8
23.17 .
q kg
Ro x x x sen
Ro kg
T x kg
Ro kg
x
N
x x
N Kw

    

  
  


4. Determinar la potencia necesaria del motor de un transportador de rastras para el transportador de
carbón hacia abajo por el frente de arranque.
45 7
100 0.3
3.6 0.45
0.5 12.11 .
45
22.22 .
3.6 3.6
Q To hr
L m f
Q x q xV W
V m seg qo kg m
To hrQ
q Kg m
xV x
  
 
 
 
  
Resistencia de los tramos vacío y cargado:
 
 
   
   
1
1
cos .
12.11 100 0.3cos7 7 ;
508 .
.cos .
22.22 0.45 12.11 0.3 100cos7 22.22 12.11 100 7
934.48 .
v o
v
v
c o o
c
c
R q x L f sen Kg
R x sen Kg
R Kg
R qw q x f L q q L sen
R x x x sen
R kg

 
 
  

   
    

Tensiones en las cadenas:
1 min
2 1 1 2 1
2
200 .
200 508
708 .
v
T T kg
T T R T R
T kg

 
     


 3 2 2 3 2
3
1.08 1.08 708
715 .
T T R T
T kg
   

4 3 3 4 3
4
765 934
1629 .
cT T R T R
T kg
     

4 1 1629 200
1429
c
c
R T T
R kg
   

Resistencia estrellas motor (Rem):
 
 
4 1Re 0.05
Re 0.05 1629 200
Re 91.45 .
m T T
m
m kg
 
 

  1Re
1629 200 94.45
1593.95 .
Ro Tent Tsal x m
Ro
Ro kg
 
  

Potencia motor (N)
 
102
1593 0.5
102 0.86 0.96
9.46 .
Ro xV
N
xhmec xn
x
N
x x
N Kw




TRANSPORTE SOBRE RIELES
DEFINICIÓN
La aplicación principal del transporte sobre rieles es llevar la mena de los lugares de producción al
punto de recolección como echaderos o tolvas de la concentradora, también se utiliza para el
movimiento de personal y materiales.
Las razones principales por las que se opta por un transporte sobre rieles es su capacidad de mover
grandes tonelajes, grandes distancias, flexibilidad, seguridad, confiabilidad y bajos costos de
operación. Las locomotoras, de acuerdo a la fuente de energía, actualmente son eléctricas y diésel.
Las locomotoras eléctricas pueden ser con baterías y a trolley. La selección de una locomotora con
baterías o una a trolley se basa en costos. Las locomotoras diésel evitan los riesgos eléctricos, pero
contaminan el ambiente con gases de la combustión y crean riesgos en incendio, por lo que es
necesario una ventilación y prevención de incendios adecuados.
LOCOMOTORAS DE TROLLEY
Son equipos de locomoción cuyos motores son accionados al hacer contacto el cable conductor aéreo
(+) con la línea riel (-) a través de la pértiga, trolley o trole.
Cuenta con instalaciones como: cable de catenaria (suspendido del techo), línea riel, generador o
transformador de cc, automático y locomotora con pértiga.
Existen locomotoras con dos líneas de catenaria, ambas suspendidas paralelamente. En este caso, la
línea riel ya no es utilizada para conducir la corriente eléctrica (-) y el pantógrafo consta de dos
roldanas o zapatas.
Se requiere una corriente continua de 220 a 250 Vc.
COMPONENTES
Cable conductor aéreo, material de cobre que alimenta de energía eléctrica (+). Es de sección
transversal en forma de 8 para su fácil instalación, de modo trabaje suspendido a una altura uniforme
del piso gracias a las grampas, aisladores y varillas de anclaje.La altura mínima de esta línea es de
1.80 metros
Línea riel o decauville, cuyas eclisas deben ser soldadas a ambos rieles con trozos de alambre de
cobre para evitar las resistencias eléctricas, que en algunos casos puede ser muy elevado.

Automático, que desconecta el pase de corriente cuando se producen corto-circuitos y los vuelve a
conectar automáticamente después de un tiempo predeterminado.
Motores eléctricos, de 20 a más HP c/u y que convierten esta energía en mecánica, haciendo rotar las
ruedas. Los motores instalados en serie, duplican la fuerza de tracción; en paralelo, duplican la
velocidad.
Pértiga, contacto móvil, pantográfo o trolley, es una vara articulada y ubicada sobre la locomotora,
que cierra el circulo al hacer contacto con el cable conductor o lo abre en caso contrario.
LOCOMOTORAS DE ACUMULADORES O BATERIAS
Para su accionamiento requiere de energía eléctrica (24v) cedida por baterías de 48 celdas que pueden
ser de plomo (o de ácido) y de ferroníquel (o alcalinas) y que son transportados por la misma
locomotora. Toda batería cuenta con “celdas” constituidas por 2 placas c/u.
Periódicamente son recargados en las estaciones de carguío de baterías:
 El acumulador de plomo (o de ácido) al ser cargados, la placa positiva absorbe oxígeno,
formándose peróxido de plomo y la placa negativa absorbe hidrogeno y elimina el oxigeno
quedando plomo esponjoso. Tanto el peróxido de plomo como el plomo esponjoso forman
una cubierta de sulfato, no existiendo ningún cambio de corriente entre ellas. Un acumulador
simple (2 placas) produce 2 voltios.
 El acumulador de ferroníquel (o alcalino) es menos pesado y menos voluminoso. Cada celda
está constituida por placas de níquel y zinc con una solución de potasa y agua destilada. Cada
celda produce 2.50 voltios.
 Toda locomotora debe contar con 2 juegos de baterías: uno en operación y otro en carga.
LOCOMOTORAS DE AIRE COMPRIMIDO
Cuentan con unos recipientes de aire comprimido que solo transportados por la locomotora, para su
accionamiento.
El aire comprimido (2000 a 3000 Psi) de los cilindros pasa a una cámara de expansión donde es
reducido a 200 o 300 Psi y recién accionan a los motores neumáticos.
La capacidad de cada botella es de 700 litros. Requiere de instalaciones especiales de aire a alta
presión para su transvase a los cilindros.

LOCOMOTORAS DIÉSEL
 Cuentan con motores accionados por petróleo, con las consiguientes emanaciones de humos
y gases.
 Deben contar con extinguidores contra fuegos.
 Deben trabajar en zonas con sistemas de ventilación adecuados.
CARROS MINEROS
Son tolvas acondicionadas sobre un chasis utilizadas para transportar el mineral por las galerías.
Deben satisfacer condiciones geométricas, de resistencia y económicas.
Composición:
Caja, que contiene al material; actualmente son de planchas de acero (dulce o galvanizado) y
soldados. El acero utilizado es A-7 y A-R (común y de alta resistencia, respectivamente) con
espesores de 1/4 a 31/64 pulgadas (6.4 a 12 mm)
Chasis o truque, constituido por los largueros en U soldados a viguetas transversales y que contienen
a las ruedas, enganches, etc. y a la caja.
TIPOS DE CARROS MÁS COMUNES
 De vaciado frontal o tipo cuchara, de construcción liviana, para operación manual. Es de
volteo frontal en un radio de giro de 360°, al contar con una tornamesa para ese trabajo. Su
capacidad es de 0.50 m3
, para trocha de 20 pulgadas (500 mm).
TIPO ALTURA TOLVA ANCHO TOLVA LARGO TOLVA PESO TOTAL
C-17 0.66 m 0.76 m 1.22 m 300 kg
Existen de gran capacidad (10 ton) que requieren dispositivos especiales para su volteo
(tecles, winches), los mismos que requieren gran sección para su operación.
 De vaciado lateral tipo v, diseñado para taladros pesados y de acarreo rápido, con esfuerzos
para ello. Sus ruedas de 14 pulgadas de diámetro (35 cm) aseguran estabilidad en operaciones
rápidas.
TIRO ALTURA TOLVA ANCHO TOLVA LARGO TOLVA PESO TOTAL
V-25 0.79 m 0.95 m 1.46 m 720 kg
V-40 0.81 m 0.97 m 1.91 m 874 kg
V-60 0.97 m 1.14 m 2.13 m 1090 kg

 De vaciado lateral tipo U es el más difundido por su facilidad para ser accionado
manualmente o con locomotora. Cuentan con seguro de volteo que es accionado con el pie y
que permite que la tolva sea volteada solamente hacia el lado opuesto del operador. Puede
ser volteado a ambos lados.
U-24 0.81 m 0.71 m 1.22 m 428 kg
U-27 0.81 m 0.71 m 1.52 m 475 kg
U-35 0.89 m 0.81 m 1.52 m 500kg
 Tipo gable (caja fija y puertas laterales), que tiene la base del cajón en forma de “v” invertida
a 45°. Cuenta con puertas laterales para descarga sin necesidad de voltear el carro; hasta
solamente abrirlas manualmente y el mineral cae por sí mismo. Sobre pedido, se fabrica con
apertura automática de las puertas laterales.
G-18 0.84 m 0.76 m 0.98 m 450 kg
G-40 1.10 m 1.07 m 1.74 m 840 kg
G-60 1.25 m 1.07 m 1.78 m 1050 kg
 Tipo granby (caja móvil y una puerta lateral), cuyo volteo a un solo lado es por brazos
girables, gracias a una quinta rueda lateral que se desplaza sobre una rampa paralela a la vía,
en la zona de descarguío. Sus capacidades varían de 60 a 120 ft3
. Existen para trochas de 24
a 36 pulgadas.
LÍNEA RIEL, FERROCARRIL O DECAUVILLE
Es un medio que permite a la locomotora y/o carros mineros trasladarse de un punto a otro, formados
por barras metálicas de perfil apropiado, ensamblados con platinas (eclisas) y pernos sobre
durmientes y balasto.
Existen rieles de patín, de garganta y de doble cabeza. Las utilizadas en minería son de patín.
Normalmente se usan rieles de 10 metros de longitud con dos orificios en el alma y en cada extremo,
oscilando su peso entre 8 y 70 lb/yd.

EJERCICIOS DE 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
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

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
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


 
 
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
durm clavos durm
clavos


Peso de los clavos
16000
160
100
clavos
lb
clavos lb
 
En la tabla, el peso correspondiente es:
33 100lb 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 
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
 

  


 
 
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.

CONCLUSIONES
 Los servicios auxiliares utilizados en minería es parte primordial que debe conocer un
estudiante de la carrera de ingeniería de minas, dado que los servicios son importantes en el
desarrollo de las operaciones mineras para el cual se debe tener en cuenta el uso de los
diferentes recursos en una operación.
 La perforación es una técnica fundamental que se emplea en la actividad minera, consiste en
la perforación en la roca en forma cilíndrica el cual tiene como propósito alojar el explosivo
y que por medio de su complemento (voladura) se realizará la detonación que transmitirá la
energía necesaria para la fragmentación del macizo rocoso a explotar.
 Los componentes de rastrillaje son: el rastrillo (cuchara de arrastre o escraper), winche o
cabrestante (motor y tambora), roldana o polea, cable metálico y la plataforma o base de
apoyo.
 Los componentes en el sistema de Izaje son: la tambora, el motor, las palancas de control, los
cables de Izaje, los sistemas preventivos de control como el lilly control, los frenos, entre
otros.
 Este sistema consiste en que por medio del movimiento de la banda que se mueve en dirección
al tambor situado en la cabeza de la cinta, que es donde la banda gira y da la vuelta,
moviéndose en sentido contrario hacia el otro tambor. Cuando el material que lleva la cinta
alcanza el final, la banda, al darse la vuelta, hace que el material transportado por la banda
sea vertido fuera de la misma debido a la acción de la gravedad y/o de la inercia
 La función del transporte sobre rieles es llevar la mena de los lugares de producción al punto
de recolección como echaderos o tolvas de la concentradora, también se utiliza para el
movimiento de personal y materiales.

BIBLIOGRAFÍA
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minería. España: Madrid ,2013. 264 pp.
BERNAOLA, José. Sistemas de Perforación. Fundamentos y campo de aplicación. España:
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FUENTES, Manuel. Equipamiento De Minas Subterráneas. Perú: 2010. 187.pp
ISBN: 978-612-00-0338-1
HUAMAN, Ernesto. Tecnología De Bandas Transportadoras. Tesis (título de ingeniero de
materiales). Arequipa: Universidad Nacional De San Agustín, 2014. 96 Pp.
HUILCA, Yesary. Incremento de producción en tajos con el método corte y relleno ascendente
aplicando equipos de rastrillaje y mejora de los avances con palas neumáticas en labores de desarrollo
de la mina agromin la bonita – bella unión – Arequipa. Tesis (título de ingeniero de minas). Arequipa:
Universidad Nacional Micaela Bastidas De Apurímac, 2019. 125 pp.
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ISBN: 84-505-7007-7

Recursos de páginas web:
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https://www.atlascopco.com/es-pe
https://es.scribd.com/document/381760166/Ejercicios-de-Perforacion-Resueltos
https://es.scribd.com/document/315503988/Problemas-Perforacion-U-N-I-1
https://es.slideshare.net/BrayanLeonDeza2/equipos-de-rastrillaje
https://ingemecanica.com/tutorialsemanal/tutorialn84.html
http://repositorio.unsa.edu.pe/bitstream/handle/UNSA/2912/MThuvaer017.pdf?sequence=1&isAllo
wed=y
http://geco.mineroartesanal.com/tiki-download_wiki_attachment.php?attId=631

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