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DISEÑO DE UN MINADOR CONTINUO PARA LA EXPLOTACIÓN Y
EXTRACCIÓN DE CARBÓN
HENRY LARRY CARREÑO MESA
OSCAR IVAN GALLO PEREZ
UNIVERSIDAD DE SAN BUENAVENTURA
FACULTAD DE INGENIERÍA
PROGAMA MECATRÓNICA
BOGOTÁ
2007
DISEÑO DE UN MINADOR CONTINUO PARA LA EXPLOTACIÓN Y
EXTRACCIÓN DE CARBÓN
HENRY LARRY CARREÑO MESA
OSCAR IVAN GALLO PEREZ
Trabajo de Grado para Optar al título de Ingeniero Mecatrónico
ASESOR
Ingeniero Mecánico CARLOS GONZÁLEZ VILLARAGA
UNIVERSIDAD DE SAN BUENAVENTURA
FACULTAD DE INGENIERÍA
PROGRAMA MECATRÓNICA
BOGOTÁ
2007
Bogotá D.C., 20 de Mayo de 2007
Nota de aceptación
Presidente del jurado
Jurado
Jurado
DEDICATORIA
A nuestros padres y hermanos, por su apoyo, dedicación,
sabiduría y sobre todo por brindarnos las herramientas
necesarias para seguir nuestras metas.
.
A veces se trabaja toda
una vida para avanzar apenas un metro,
pero así crecieron las grandes montañas,
avanzando siglo a siglo, metro a metro.
TABLA DE CONTENIDO
Pág.
LISTA DE FIGURAS
Figura 1. Explotación a Cielo Abierto. Cerrejón.
Figura 2. Explotación por minería subterránea
Figura 3. Sistema de corte tipo Milling
Figura 4. Sistema de corte tipo Ripping
Figura 5. Picas de Corte (a) Pica Radial. (b) Pica Cónica
Figura 6. Criterio de resistencia al arranque utilizando los ensayos
Goodrich
Figura 7. Correlación entre dureza CERCHAR y ensayo de resistencia a
Compresión.
Figura 8. Cantidad de rozabilidad (m3/h) en función de la energía especifica
Obtenida en el laboratorio MJ/m3
Figura 9. Distribución de fuerzas y ángulos que inciden en la pica radial.
Figura 10. Distribución de fuerzas y ángulos que inciden en la pica cónica.
Figura 11. Relación de las fuerzas FN y Fc con los ángulos α de inclinación
y el ángulo β de limpieza.
Figura 12. Relación entre la Energía especifica y las distancia entre picas
Figura 13. Cabezal de corte.
Figura 14. Área de frente de explotación en una mina subterránea convencional
Figura 15. Tren de Engranajes Simple
Figura 16. Tren de Engranajes Planetarios
Figura 17. Diagrama de fuerzas que actúan los piñones planetarios
Figura 18. Graficas de fuerza, corte y momento para el eje planeta
Figura 19. Propiedades Físicas del Cabezal de Corte.
Figura 20. Angulo de Artesa β y Angulo de talud natural del material
Figura 21. Diagrama de tensiones en la banda con accionamiento en la cabeza
Figura 22. Sistema de carga de la minadora.
Figura 23. Propiedades Físicas del conjunto cabezal de corte, tren de engranajes,
brazo y motor.
Figura 24. Longitud del cabezal de corte.
Figura 25. Efecto del tipo de sujeción sobre la longitud de pandeo
Figura 26. Propiedades Físicas del conjunto completo del brazo.
Figura 27. Ábaco para el cálculo de tuberías.
Figura 28. Movimiento del cilindro de empuje.
Figura 29. Movimiento del cilindro elevador.
Figura 30. Movimiento de los cilindros de empuje lateral.
Figura 31. Sentido de giro del motor hidráulico del cabezal de corte.
Figura 32. Movimiento de la maquina provocado por los motores hidráulicos que
accionan el tren de rodaje.
LISTA DE TABLAS
Tabla 1. Costos de producción Zona Carbonífera de Boyacá.
Tabla 2. Valoración de los tipos de arranque para la minería subterránea.
Tabla 3. Factores que intervienen en el funcionamiento del Minador
Continuo.
Tabla 4. Ensayos propuestos para muestras de roca intacta
Tabla 5. Valor de dureza para algunas rocas
Tabla 6. Abrasividad de algunas rocas
Tabla 7. Estimación de la resistencia a la compresión uniaxial σc.
Tabla 8. Valores de dureza de identación CI para algunas rocas
Tabla 9. Coeficiente de plasticidad (K) en porcentaje para algunas
Rocas.
Tabla 10. Valor de la eficiencia mecánica para el minador continúo.
Tabla 11. Promedio general de la compresión uniaxial.
Tabla 12. Diagrama esfuerzo-deformación resultante de la prueba de compresión
uniaxial.
Tabla 13. Cálculo de FS según Puglsey.
Tabla 14. Cálculo de FS según Puglsey.
Tabla 15. Coeficiente de tiempo de trabajo CD.
Tabla 16. Relaciones Tren de Engranajes Planetario simple.
Tabla 17. Esfuerzos cortantes para algunos aceros.
Tabla 18. Valores de K para algunos valores de inclinación de bandas
transportadoras.
Tabla 19. Valores de peso de cada capa textil.
Tabla 20. Espesor de recubrimiento recomendado (mm.).
Tabla 21. Coeficiente en función de la longitud (C), coeficiente de fricción en
rodillos (F).
LISTA DE ECUACIONES
Ecuación 1. Índice de Resistencia al arranque.
Ecuación 2. Resistencia a la compresión simple.
Ecuación 3. Energía especifica medida en el laboratorio.
Ecuación 4. Fuerza de Corte para picas radiales.
Ecuación 5. Fuerza de Corte para picas cónicas.
Ecuación 6. Fuerza Normal.
Ecuación 7. Fuerza Normal.
Ecuación 8. Relación entre distancia-profundidad de corte s/d.
Ecuación 9. Velocidad rotatoria (RPM) del cabezal de corte.
Ecuación 10. Numero de picas necesarias para el cabezal.
Ecuación 11. Numero de picas en contacto con el área de corte
Ecuación 12. Numero de picas en contacto con el área de corte para
Cabezales tipo axial.
Ecuación 13. Fuerza de empuje total.
Ecuación 14. Fuerza lateral del cabezal de corte.
Ecuación 15. Fuerza de empuje requerida.
Ecuación 16. Fuerza de arco requerida.
Ecuación 17. Torque.
Ecuación 18. Torque.
Ecuación 19. Potencia.
Ecuación 20. Radio medio del área activa de corte.
Ecuación 21. Volumen de la roca por unidad de longitud.
Ecuación 22. Peso en toneladas por unidad de longitud.
Ecuación 23. Tarifa de la producción.
Ecuación 24. Tarifa de la producción en toneladas por hora.
Ecuación 25. Tarifa anticipada realizable máxima.
Ecuación 26. Factor de seguridad FS.
Ecuación 27. Distancia entre picas.
Ecuación 28. Relación de velocidad para el tren de engranajes planetario.
Ecuación 29. Relación de velocidad entre el motor y el cabezal de corte.
Ecuación 30. Número de dientes mínimo (Ns) para el piñón sol.
Ecuación 31. Número de dientes para el piñón planeta.
Ecuación 32. Relación del ancho de cara de los piñones.
Ecuación 33. Esfuerzo flexionante.
Ecuación 34. Factor dinámico.
Ecuación 35. Carga transmitida.
Ecuación 36. Velocidad en la línea de paso.
Ecuación 37. Factor de seguridad para flexión.
Ecuación 38. Diámetro de paso.
Ecuación 39. Número de planetas.
Ecuación 40. Esfuerzo flexionante AGMA para flexión.
Ecuación 41. Esfuerzo de contacto AGMA para desgaste.
Ecuación 42. Factor de seguridad por desgaste.
Ecuación 43. Diámetro de eje.
Ecuación 44. Velocidad de la banda transportadora.
Ecuación 45. Peso de la banda transportadora.
Ecuación 46. Carga en los rodillos de la banda.
Ecuación 47. Potencia necesaria para mover la banda descargada.
Ecuación 48. Potencia necesaria para vencer las resistencias de rozamiento al
movimiento de la carga.
Ecuación 49. Potencia necesaria para elevar la carga
Ecuación 50. Fuerza de accionamiento.
Ecuación 51. Tensión de entrada de la banda.
Ecuación 52. Tensión de salida de la banda.
Ecuación 53. Tensión necesaria para mover la banda descargada
Ecuación 54. Tensión necesaria para vencer las resistencias de rozamiento al
movimiento de la carga.
Ecuación 55. Tensión necesaria para elevar la carga.
Ecuación 56. Tensión para soportar el peso propio de la banda
Ecuación 57. Diámetro de accionamiento para la banda.
Ecuación 58. Fuerza de empuje total.
Ecuación 59. Área del embolo del cilindro.
Ecuación 60. Calculo de Euler.
Ecuación 61. Calculo según Tetmajer.
Ecuación 62. Caudal del sistema hidráulico.
Ecuación 63. Número de Reynolds.
Ecuación 64. Perdida de carga o presión.
Ecuación 65. Potencia de la bomba hidráulica.
Ecuación 66. Capacidad del tanque.
GLOSARIO
ÁREA CARBONÍFERA: Es una superficie, de significado geográfico y geológico,
que comprende uno o más sectores carboníferos, donde se aprecian acentuadas
variaciones faciales laterales y verticales y donde los rasgos estructurales indican
estructuras individuales.
BANCO: Escalón o unidad de explotación sobre la que se desarrolla el trabajo de
extracción en las minas a cielo abierto.
BUZAMIENTO: Sentido en el que se inclina una capa o un filón.
CARBÓN : Es una roca sedimentaria de color negro a negro castaño, combustible,
que contiene más del 50 % en peso, y más del 70 % en volumen, de material
carbonoso, comprendida la humedad inherente. Se formó de restos de plantas que
han sido compactadas, endurecidas, químicamente alteradas y carbonificadas por
calor y presión durante el tiempo geológico.
COQUE: Residuo sólido, ligero y poroso que se forma al destilar (calentar
fuertemente) la hulla. Se emplea en los altos hornos para la obtención del hierro.
ESTÉRIL: Se define así al suelo inorgánico y todos los sedimentos y rocas que
cubren el subafloramiento de carbón; en este caso toma el nombre de "estéril de
cobertura u overburden". Igual definición tienen las rocas que separan dos mantos
de carbón, en este caso toman el nombre de estéril de "entre mantos o
interburden."
EXPLORACIÓN: Trabajos efectuados desde la superficie terrestre, con el
propósito de determinar la localización, cantidad o calidad de un deposito mineral.
Pueden consistir en excavaciones de zanjas, sondeos, etc.
FRENTE: 1. Lugar donde explotan los minerales de interés económico. 2.
Superficie expuesta por la extracción. 3. Superficie al final de una labor minera
(túnel, galería, cruzada, otras).4. Lugares donde se ejecutan las tareas de avance
y desarrollo de la mina.
GALERIAS: Túneles horizontales al interior de una mina subterránea.
GASES: 1. Término usado por los mineros para referirse a un aire impuro,
especialmente con combinaciones explosivas. 2. Gases combustibles (metano),
mezcla de aire y gases combustibles, u otras mezclas de gases explosivos que se
encuentran en las minas.
GRAFITO: Es una de las formas elementales en las que se puede presentar el
carbono.
GRISU: Se llama grisú a una mezcla de metano con aire en proporciones
variables, la cual puede contener alguno que otro gas (etano, anhídrido carbónico,
entre otros), y es el metano, que puede alcanzar porcentajes muy altos, el que
determina sus características. Sus características son: altamente combustible y
arde con llama azulada, incoloro, insípido, asfixiante y pesa menos que el aire.
Puede desplazar el oxígeno en la mezcla de aire hasta niveles en los que el
porcentaje de oxígeno (O2) sea lo suficientemente bajo para no permitir la
supervivencia humana y tiende a acumularse en los lugares altos de las labores
donde la velocidad de ventilación es pequeña. Su mayor riesgo se debe a la
capacidad de arder y explotar según los porcentajes de su mezcla con el aire, y se
considera el mayor riesgo entre el 5% y 16% (en los que la mezcla es altamente
explosiva y arde por debajo de la cifra menor y apaga la llama por encima de la
cifra mayor). Se detecta mediante la lámpara de gasolina (lámpara de seguridad),
grisúmetros o metanómetros, y la estación de telecontrol.
IMPACTO AMBIENTAL: Efecto que las actuaciones humanas producen en el
medio. La intensidad de la alteración esta relacionada con la capacidad de
asimilación del entorno donde se desarrolla la actividad impactante.
MINERAL: Sustancia natural que tiene una composición química determinada y
que siempre se presenta bajo la misma forma cristalina.
MINERÍA: Técnicas y actividades dirigidas al descubrimiento y explotación de
yacimientos de minerales.
MINA: Excavación realizada para extraer del subsuelo substancias minerales
útiles; la mina puede ser subterránea o a cielo abierto. El término se aplica
también al conjunto de labores e instalaciones para la explotación de los
yacimientos de minerales o rocas de interés industrial
MINADO CONTINUO: Producción de un flujo continuo de mena desde el frente de
trabajo, usado principalmente en minas de carbón y en rocas relativamente
blandas.
NIVEL: Galerías horizontales en un horizonte de trabajo en una mina; es usual
trabajar las minas desde una chimenea de acceso, y se establecen niveles a
intervalos regulares, generalmente con una separación de 50 metros o más; o a
partir de varios túneles de acceso con diferente cota, o a partir de rampas de
acceso que unen diferentes niveles.
REGIÓN O ZONA CARBONÍFERA: Es una superficie que abarca una o mas áreas
carboníferas, geográficamente correspondiente a cada una de las regiones en que
esta subdividido el país.
RESPALDO: 1. Las dos paredes que comprenden la roca (roca encajante) de una
capa, veta o depósito mineral. 2. Uno de los lados de una galería o nivel.
SOCAVON: 1. Galería principal de una mina, de la cual parten las galerías
secundarias. 2. Labor labrada en la ladera de un cerro y que se interna hacia su
interior en forma paralela al horizonte. 3. Un socavón que ha sido agrandado hasta
ser convertido en un cuarto subterráneo mediante la extracción de minerales.
SUBNIVEL: 1. Nivel u horizonte de trabajo situado entre los niveles de trabajo
principales. 2. Nivel intermedio elaborado a una corta distancia por encima o
debajo de un nivel principal, con el objeto de facilitar la extracción de una cámara
de explotación.
TAMBOR: Pozo vertical o inclinado que se profundiza desde un punto interno de
una mina.
TAJO: Escalón o unidad de explotación sobre la que se desarrolla el trabajo de
extracción en las minas a cielo abierto.
TECHO: Capa geológica situada sobre un yacimiento, superficie superior de un
estrato.
TURBA: Roca sedimentaria orgánica de formación reciente, formada por la
acumulación de restos vegetales con posterior concentración de carbono, debido a
la putrefacción de los organismos vegetales muertos sin la presencia de oxígeno.
De color pardo amarillento a negro parduzco, consistencia fibrosa (generalmente)
y puede ser plástico o friable. Posee un alto contenido de volátiles, baja
reflectancia (alrededor de 0,3%) y alta humedad (generalmente entre 75 y 90% de
agua). Es deleznable (se rompe fácilmente con la mano) y presenta un aspecto
fibroso debido a los fragmentos parcialmente putrefactos de las plantas vasculares
que, a veces, pueden ser identificados a la familia a la que pertenecen
VETAS: Cuerpo de roca tubular o laminar que penetra cualquier tipo de roca. Se
aplica este término particularmente para intrusiones ígneas de poco espesor como
diques o silos y cuyos componentes más comunes son cuarzo o calcita. Muchos
depósitos de mena importantes se presentan en formas de vetas junto con otros
minerales asociados
YACIMIENTO: Es una concentración o un depósito de mineral presente de forma
natural, en la corteza terrestre, explotable económicamente en el momento actual.
17
INTRODUCCIÓN
Colombia cuenta con reservas de carbón de excelente calidad, suficientes para
abastecer el mercado interno por largo tiempo y participar con una interesante
proporción en el mercado mundial, siendo poseedor de las mayores reservas de
carbón en Latinoamérica y es el quinto exportador de carbón térmico del mundo1.
El país tiene concentradas sus reservas carboníferas y su explotación en la Costa
Atlántica y en el interior del país, La región de la Costa Atlántica se caracteriza por
tener la mayor cantidad de reservas de carbón térmico en el país, además de
encontrarse en una zona costera que facilita las exportaciones del carbón
explotado.
Las reservas del interior del país se caracterizan por ser carbones coquizables de
importancia en el mercado energético, principalmente en la industria siderúrgica.
Están concentradas principalmente en los departamentos de: Antioquia, Boyacá,
Cundinamarca, Norte de Santander y Valle del Cauca.2
Para la economía colombiana, el carbón se consolida como el segundo renglón de
exportación después del petróleo. Los principales destinos de exportación son
Europa y Estados Unidos.3
1 INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano. Bogotá 2004 2 UPME, Unidad de Planeación Minero Energética, La Cadena del Carbón. Noviembre de 2005 3 PROEXPORT COLOMBIA; http://www.proexport.com.co/vbecontent/NewsDetail.asp?
ID=5712&IDCompany=20
18
La producción nacional ha crecido notablemente en los últimos veinte años,
incentivada principalmente por la ejecución de grandes proyectos con destino a la
exportación, realizados por inversionistas extranjeros.4
Pero aun siendo uno de los países más ricos en reservas de carbón los cuales
dadas sus características son de los mejores, su explotación es poco tecnificada
en las regiones del interior del país. Se practica una minería muy artesanal en
donde trabajan en grupos de dos operarios extrayendo el carbón con pico y pala y
prácticamente de subsistencia donde no se planifica una explotación a largo plazo
conllevando a un mal manejo de los grandes yacimientos de carbón.5
Es por eso que para atender el TLC y la fuerte demanda de carbón que en los
próximos años va a tener el mundo ya que el carbón proporciona la mitad de toda
la energía eléctrica que consumimos y es fuente primordial para el proceso de
elaboración del acero, es primordial que Colombia siendo unos de los grandes
poseedores de reservas de carbón, tecnifique sus explotaciones mineras bajo
tierra para estar a la par de los grandes países productores de carbón a nivel
mundial.
El propósito de este trabajo es hacer el diseño de un minador continuo teniendo en
cuenta las características y propiedades de los yacimientos de carbón de la región
central, específicamente los yacimientos del departamento de Boyacá, para así
aportar a la mecanización de la minería que se desarrolla en el interior del país.
4 Ibíd. 5 INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano.
Bogotá 2004
19
1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1 ANTECEDENTES
En cuanto ha este tipo de maquinaria a nivel nacional se utilizan en el
Departamento del Cesar; donde parte de la explotación por minería subterránea
la realizan multinacionales como la Drummond 6 con equipos de extracción por el
método de tajo largo, con minado continuo, rozadora y escudos auto marchantes.
A nivel Internacional tenemos antecedentes de este tipo maquinaria que datan de
1919 cuando un joven minero Norte Americano llamado Joseph Joy7, cansado de
picar y cargar carbón ideo una máquina para cargar automáticamente el mineral a
los vagones utilizados en aquella época, después diseño y fabricó una máquina
minadora de explotación continua, cuyo concepto es el utilizado actualmente en
las grandes minas de carbón de Estados Unidos
Las máquinas desarrolladas desde aquel tiempo han sido el pilar para el diseño de
las máquinas actúales, es por eso que para nuestro diseño se ha decidido adoptar
el concepto del cabezal de tambor excavador que es usado en la mayoría de las
minadoras pero con las adaptaciones necesarias para la topografía de las vetas
de carbón existentes en el país.
Estos cabezales de tambor excavador son los encargados de arrancar el mineral
de las vetas, están compuestos por dientes denominados picas de corte, los
6 Drummond company; http://www.drummondco.com 7 Joseph Francis Joy; http://www.joy.com/
20
cuales van especialmente distribuidos por todo el tambor con un ángulo de ataque
indicado para tener un mayor rendimiento.
1.2 DESCRIPCIÓN Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
Teniendo en cuenta la importancia de la explotación y exportación del carbón
para la economía Colombiana, además para la producción de energía eléctrica y
de acero a nivel mundial, es fundamental tecnificar la minería bajo tierra que se
esta practicando actualmente en las regiones del interior del país. Esta es muy
anticuada para nuestra época, ya que se hace a pico y pala y en algunas partes se
extrae el mineral al exterior por medio de tracción animal, esto conlleva a tener
una minería de subsistencia en la mayoría de los casos, ya que al tener una
producción baja con mucha fuerza laboral, no llega a ser de gran rentabilidad para
los mineros, conllevando en muchas de las explotaciones, a no alcanzar al
desarrollo minero propiamente dicho. Sino que el carbón lo obtienen de las labores
ejecutadas en las etapas de preparación del socavón. Este tipo de procedimiento
ha ocasionado la esterilización de reservas importantes en la zona.
Uno de los problemas que tiene la minería subterránea que se desarrolla en el
interior del país, es la mano de obra. Tomando como referencia los resultados de
estudios realizados, a raíz de la crisis Socioeconómica, sobre el bajo consumo de
carbón en el interior del país y estudios de costos de Minercol (2001)8, se presenta
la estructura de costos para una mina medianamente tecnificada, con producción
promedio de 15.000 ton. /año, 22 días laborables al mes, un rendimiento de 2.0
ton. /hombre - turno y una planta de personal conformada por 28 trabajadores
(véase la Tabla 1.)
Analizando la tabla de costos de producción de los anteriores departamentos
tenemos, que la mano de obra representa un 76,6% para Boyacá, 76.6% para 8 MINERCOL. Estadísticas Mineras. Centro de documentación Minercol. Bogotá. 2001
21
Cundinamarca, un 60.6% para Antioquia y un 68.4% para el Valle del Cauca del
total de los costos de producción; esto se debe a la gran utilización de la fuerza
laboral en esta actividad, producto de la falta de tecnificación, que todavía
prevalece en la minería del país.9
Tabla 1. Costos de producción por tonelada de las regiones del interior del país.
Fuente: INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano.
Bogota 2004.
1.3 JUSTIFICACIÓN
La razón de hacer el diseño de una minadora para la explotación y extracción de
carbón esta impulsada por los actuales precios del carbón, que ha hecho que la
explotación del interior del país sea atractiva ya que atesora reservas de carbón
metalúrgico. Esa materia es óptima para la producción de coque, un subproducto
cuya demanda se ha disparado por ser un componente del acero. La producción
en esas zonas, sin embargo, sigue siendo en su mayor parte rudimentaria y
9 INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano. Bogota 2004
22
artesanal. Esa zona podría convertirse en los próximos años en un imán para el
crecimiento económico.
Es por eso que hay que mejorar los niveles de productividad en la industria minera
del interior del país ya que se ha caracterizado por ser intensiva en utilización de
mano de obra, pues la mayor parte de las labores son manuales y con baja
utilización de mecanización o desarrollo de tecnologías sencillas y para eso se
necesita de un gran desarrollo de ingeniería ya que la explotación es muy
compleja.
Además para aprovechar de esas grandes reservas de carbón que existen en
Colombia, para estar a la par de producción como lo hacen los grandes países
productores de carbón, pero para eso se tiene que cambiar las herramientas
artesanales que se utilizan por máquinas capaces de hacer una explotación
continua de los mantos de carbón.
1.4 OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN
1.4.1 Objetivo general
Diseñar un minador continuo para la explotación y extracción de carbón bajo tierra.
1.4.2 Objetivos Específicos
• Con este diseño, aumentara la producción promedio de un obrero, que son 2
toneladas en un turno de 8 horas.
• Minimizar los costos de operación en la extracción del carbón.
23
• Adoptar los mejores sistemas mecánicos, eléctricos y/o hidráulicos para las
operaciones de movimiento, corte y cargue de la minadora. Teniendo en
cuenta la integridad del operario y mejorando su calidad de trabajo.
• Calcular los sistemas mecánicos de potencia que van mover el cabezal de la
minadora y de las demás partes móviles que se utilizaran para el cargue del
mineral arrancado de la veta.
• Determinar los materiales que se van a utilizar teniendo en cuenta las
propiedades abrasivas y dureza del carbón
• Calcular y determinar la estructura donde va ir montada la minadora y de igual
forma la distribución de pesos de cada una de las partes de la máquina, ya
que los mantos donde va a operar la minadora tienen cierto grado de
inclinación.
• Determinar los tipos de mandos que se van a utilizar en la minadora,
dependiendo de los sistemas que se escojan para las operaciones de la
misma.
1.5 ALCANCES Y LIMITACIONES DEL PROYECTO
1.5.1 Alcances
Con el proyecto se pretende lograr un diseño de una máquina totalmente
funcionable y viable, donde lo primordial es aportar un desarrollo tecnológico en
cuanto a la industria de la minería; en el cual, como ingenieros mecatrónicos se
tiene un campo de acción muy amplio.
24
Además cabe la posibilidad de construir la minadora mas adelante, ya que hay
varias empresas explotadoras de carbón interesadas en la idea, pero el desarrollo
de esta tesis se va a enfocar únicamente en el diseño.
1.5.2 Limitaciones
Los primeros diseños de minadoras y los que se usan en la actualidad fueron
diseñadas para socavones rectos. En la topografía colombiana, la minería
subterránea se desarrolla bajo un ambiente muy hostil, en donde hay muchos
factores como los gases que producen las minas, además de la formación de las
vetas que soy muy particulares pues tienen un buzamiento mayor a 20°, lo que
conlleva a manejar estas dificultades de forma eficaz para el diseño de la
minadora.
25
2 MARCO DE REFERENCIA
2.1 MARCO CONCEPTUAL
2.1.1 Generalidades
El carbón es un mineral compacto, cuyo color va del pardo oscuro al negro, está
compuesto principalmente por carbono, hidrógeno, oxígeno y nitrógeno. Es una
roca cuyo origen proviene de la acumulación y alteración fisicoquímica de materia
vegetal. Las acumulaciones originales de la vegetación (primordialmente plantas
leñosas) dan por resultado la formación de turba, sustancia precursora del carbón.
La turba se convierte en carbón después de quedar sepultada y con un incremento
de presión y temperatura, alternando estas de forma progresiva se comprimen y
endurecen hasta alterar la materia y convertirse en grafito.
En eras geológicas remotas, en el periodo carbonífero, grandes extensiones del
planeta estaban cubiertas por una vegetación abundante que crecía en pantanos.
Al morir las plantas, quedaban sumergidas por el agua y se descomponían poco a
poco. A medida que se producía esa descomposición, la materia vegetal perdía
átomos de oxígeno e hidrógeno, con lo que quedaba un depósito con un elevado
porcentaje de carbono. Así se formaron las tuberas. Con el paso del tiempo, la
arena y el lodo se fueron acumulando sobre alguna de esas tuberas. La presión de
las capas superiores, así como los movimientos de la corteza terrestre, en
ocasiones, el calor volcánico, comprendieron y endurecieron los depósitos hasta
formar carbón.
26
2.1.2 El Carbón Colombiano
En el ámbito latinoamericano, Colombia ocupa un lugar de privilegio por poseer las
mayores reservas de carbón bituminoso de excelente calidad, cuenta con recursos
potenciales de 16.992 Millones de toneladas (Mt) de los cuales 7.063 Mt son
medidas, 4.571 Mt son indicadas, 4.237 Mt son inferidas y 1.119 Mt son recursos
hipotéticos, por otra parte, es el sexto exportador de carbón del mundo, con una
participación de 6,3%, equivalente a 50 Mt anuales de carbón.10
Con la tasa de explotación actual, las reservas medidas de carbón en Colombia
aseguran más de 120 años de producción, suficientes para participar a gran
escala en el mercado internacional y abastecer la demanda interna.
El carbón, fuente generadora de divisas y de empleo, concentra el 47% de la
actividad minera nacional y representa el 1% del producto interno bruto
colombiano con algo más de 3.4 billones de pesos. En los últimos años se ha
consolidado en el segundo producto de exportación nacional después del petróleo
y se estima que bajo las condiciones del mercado actual, entre el 2010 y 2015
podría superar las exportaciones de petróleo.11
2.1.3 Sistemas de Explotación de Carbón en Colombia
Después de la etapa de exploración con resultados económicamente factibles, se
da comienzo a la etapa de explotación, que a su vez se subdivide en: desarrollo-
montaje (vías de acceso, obras de infraestructura, servicios a la mina),
preparación (delimitación de áreas dentro del yacimiento, bancos, niveles,
subniveles, tambores, entre otros) y finaliza con el arranque, extracción o
10 UPME, Unidad de Planeación Minero Energética, La Cadena del Carbón. Noviembre de 2005 11 INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano. Bogota 2004
27
producción en mina, por diferentes métodos y sistemas de explotación, según las
condiciones del yacimiento carbonífero.
En Colombia se pueden diferenciar dos sistemas de explotación, a cielo abierto y
explotación por minería subterránea.
• Explotación a cielo abierto: La minería a cielo abierto abarca las formas más
variadas de extracción de materias primas minerales de yacimientos cercanos a la
superficie. Para ello se quita completamente el recubrimiento estéril y se extrae el
material útil. Atendiendo a las propiedades físicas del material en bruto y a las
características específicas del terreno.
La dimensión de las explotaciones a cielo abierto varía según las características
de los yacimientos y las técnicas de minería utilizadas. En las minas terrestres
podemos encontrar desde explotaciones de un solo minero en una superficie muy
reducida hasta explotaciones en gran escala con un diámetro de varios kilómetros,
pasando por dimensiones intermedias.
En las zonas carboníferas La Guajira, El Cesar, Córdoba y Norte de Antioquia,
existen explotaciones a cielo abierto, ver Figura 1, de gran y mediano tamaño,
utilización de tecnologías de punta y una producción eficiente y competitiva a nivel
internacional.
• Explotación por minería subterránea: La minería subterránea consiste en la
extracción y transporte del material a través de túneles y galerías que alcanzan la
superficie; en los cuales se busca un mínimo movimiento de material estéril. Este
sistema se aplica cuando las condiciones geológicas de un depósito o yacimiento
mineral son tales que, la remoción del material estéril hace que la minería a cielo
abierto sea antieconómica.
28
Figura 1. Explotación a Cielo Abierto. Cerrejón
Fuente: UPME, Unidad de Planeación Minero Energética, La Cadena del Carbón.
Noviembre de 2005. Pág. 34
La recuperación del mineral debe realizarse sobre bases de seguridad y
economía, al tiempo que suministre un adecuado soporte de techo y piso en los
frentes de producción, procurando preservar la superficie libre de subsidencia.
Adicionalmente, la minería subterránea debe manejar actividades específicas de
drenaje, ventilación, alumbrado, etc., adecuados a los frentes de trabajo, que
permitan garantizar condiciones óptimas de trabajo, que eviten la generación de
polvos y gases por encima de los límites permisibles. El uso de explosivos está
ampliamente difundido; sin embargo, para algunos minerales o materiales como el
carbón, su uso es restringido por las condiciones de seguridad que se requieren.
En las zonas del interior del país, Antioquia, Antiguo Caldas, Valle del Cauca,
Cauca, Cundinamarca, Boyacá y Norte de Santander, las explotaciones son por
minería subterránea, de pequeña magnitud, de tipo artesanal y semimecanizada.
Ver figura 2.
� Métodos de Explotación Subterránea: Los métodos de minería subterránea
se clasifican, entre otros aspectos, de acuerdo al soporte del techo. Este depende
de las propiedades mecánicas de las rocas y de las características espaciales,
29
tanto de la sustancia mineral como de la roca encajante. Los métodos utilizados
en minería subterránea de manera general se clasifican en tres grandes grupos:
Figura 2. Explotación por minería subterránea
Fuente: Mina el Altico. Socha (Boyacá)
� Método Auto Portante: Este método no requiere de soporte artificial, pero no
excluye la utilización, para algunos casos de pernos de anclaje en el techo.
− Método de cámaras almacén.
− Método de pozos o macizos largos
− Método de pozos tolva
� Método con soporte: Método en el cual los túneles de extracción, requieren
soporte, y el techo sufre subsidencia gradual o desprendimiento después de la
explotación.
− Método de cámaras con relleno
− Método de cámaras y pilares
− Método de tajo largo con derrumbe dirigido
− Método de tajo corto
30
− Método de tajos en diagonal
− Método de testeros o escalones invertidos
� Método por derrumbe por bloques: Método que depende de las propiedades
mecánicas y espaciales de la roca. El depósito es inducido a derrumbarse bajo la
acción de la gravedad.
− Método por hundimiento de bloques
− Método de hundimiento por subniveles.
Los métodos de minería subterránea mas empleados en Colombia son los de
cámaras y pilares
� Método por Cámaras y Pilares: En la extracción del mineral se dejan pilares
del mismo para sostener el techo. Las cámaras se construyen en forma múltiple y
paralela. Se hacen tan anchas como las características y propiedades de
resistencia de las rocas de techo y piso y del mismo mineral lo permitan. Dentro de
las cámaras se realizan las operaciones de cargue, transporte, etc. La operación
se realiza de tal manera que techo de la cámara se mantiene en su sitio, sin
necesidad de fortificación durante el tiempo que dura la explotación. Los pilares
que quedan entre las distintas cámaras se abandonan.
• Tipos de Minería: Entre las características más relevantes de cada tipo de
minería se tienen:
� Minería tecnificada o a gran escala: Presenta altos niveles de inversión
que garantizan infraestructura tecnológica adecuada para desarrollar
eficientemente las labores de exploración, explotación, transporte y embarque,
además de las actividades de control y monitoreo; como ejemplo de esto se tienen
los Proyectos del Cerrejón y del Cesar.
31
� Minería medianamente tecnificada: Aunque existe tecnología y conocimiento
sobre la exploración y la explotación del material y hay cierto grado de control
ambiental, las inversiones son menores que en la minería tecnificada.
� Minería a pequeña escala y de subsistencia: Actividad extractiva
desarrollada de manera artesanal, con arranque manual del material y sin
tecnología. Por lo general está asociada con contaminación, deterioro, erosión y
desestabilización del terreno debido a la ausencia de diseños de explotación
minera.
Los tipos de minería se pueden evaluar dependiendo del tipo de arranque que se
utilicé en ella. En la tabla 2 se tiene una valoración de los sistemas de arranque
que se pueden adoptar en una mina subterránea.
Tabla 2. Valoración de los tipos de arranque para la minería subterránea.
VALORACION
CLASES DE ARRANQUE RENDIMIENTO
DE EXPLOTACION
GENERACION DE POLVO
DAÑO GENERADO A LA ROCA DE
TECHO Y PISO
MECANIZACIÓN
Arranque Manual con pico: Se emplea para arrancar minerales blandos y como herramienta se utiliza el pico manual
MUY BAJA BAJA BAJA MUY BAJA
Arranque con martillo neumático o picador: Se utiliza como herramienta en la explotación de minerales como el carbón y sales, para su funcionamiento se utiliza aire comprimido.
BAJA BAJA BAJA BAJA
Arranque con Explosivos: Se utiliza cuando el mineral o roca es demasiado dura. Para su fragmentación se emplean sustancias de gran poder.
MEDIA ALTA ALTA MEDIA
Arranque Mecanizado: Se emplea en la extracción de materiales o minerales blandos como el carbón. Son maquinas llamadas generalmente minadoras o rozadoras de gran corte que funcionan con sistemas hidráulicos y eléctricos.
ALTA MEDIA BAJA ALTA
FUENTE: Autores
32
Analizando la anterior tabla se tiene que la mejor opción para una mina de carbón
subterránea con un alto rendimiento de explotación con una seguridad aceptable
es el sistema de arranque mecanizado por maquina rozadora o minadora,
dependiendo del método de explotación.
2.2 MARCO LEGAL
2.2.1 Reglamento de Seguridad en las Labores Subterráneas
En cuanto a la parte legal, se encontró el decreto No 1335 “Seguridad en la
industria minera (Julio 15 de 1987)” mediante el cual se expide el reglamento de
seguridad en las labores subterráneas y además de normas que afectan
directamente al diseño del minador. El decreto se describe en el anexo A.
2.3 MARCO TEÓRICO
2.3.1 Minador Continúo
La excavación mecánica es una de las más importantes técnicas de excavación
utilizadas y es la que tiene mayores posibilidades de desarrollo y expansión, ya
que permite altos grados de mecanización y automatización y por lo tanto,
rendimientos mayores de excavación junto con unas altas cotas de seguridad.
Un minador continuo es una máquina excavadora que desarrolla un sistema de
trabajo mediante un cabezal rotatorio, provisto de herramientas de corte de metal
duro que incide sobre la roca y va montado sobre un brazo articulado; un sistema
que recoge y transporta el mineral excavado desde el frente hacia la parte trasera
de la máquina completa, mediante el ensamblado de los mecanismos descritos a
un chasis móvil sobre orugas.
33
Los minadores continuos, primero fueron desarrollados para la excavación
mecánica del carbón en el los años cincuenta. Hoy, sus áreas de aplicación se
han ampliado más allá de explotación del carbón como resultado de los aumentos
continuos del funcionamiento causados por nuevos progresos tecnológicos y
mejoras en el diseño
Sus ventajas principales sobre otras máquinas son su flexibilidad, capacidad de
excavar varias formas y tamaños de minas, y acceder al frente de explotación.
Tradicionalmente, estas máquinas se han utilizado en rocas de (50 a 100) Mpa
(Mega Pascales) de Resistencia a la compresión simple (σc), las cuales son rocas
moderadamente duras12.
2.3.2 Ventajas y Limitaciones del Minador continuo
Las ventajas que ofrece el empleo de un minador continuo son las siguientes:
• Es un sistema que admite alta mecanización.
• Reduce sobre-excavaciones en relación con el uso de explosivos.
• No altera prácticamente las características iniciales de la roca.
• Reduce la cuantía del sostenimiento estructural frente al uso de explosivos.
• Se adapta mejor que otros sistemas a la ejecución por fases.
• Es una máquina capaz de excavar, transportar y cargar el mineral.
Como cualquier máquina, su uso tiene unas limitaciones que son las siguientes:
• Cada tipo de máquina tiene su límite de operación ya que ésta se diseña para
cierta resistencia de compresión (σc) de la roca de la mina.
12 HOEK, E y BROWN, E.T. Excavaciones subterráneas en roca. McGraw-Hill de México. S.A. de
C.V. 1985. Pág. 31
34
• La máquina trabaja para cierto porcentaje de abrasividad13, el cual esta en
función de los minerales que contiene el macizo rocoso.
• La adaptabilidad a las situaciones producidas como consecuencia de cambios
en las características de los terrenos, así como los accidentes geológicos que
puedan presentarse como: fallas, inundaciones de agua, etc.
2.3.3 Clasificación del Minador Continuo de acuerdo al año de
Introducción
Los minadores continuos se pueden clasificar según sus épocas de la introducción
y sus capacidades de corte de la roca y sus pesos14.
• Primera Generación: Las máquinas de la primera generación fueron
introducidas en Europa occidental en los años sesenta. Los modelos más ligeros
de estas máquinas pesaron cerca de 9 toneladas y podían cortar las rocas con
una resistencia a la compresión simple de hasta 40 Mpa.
• Segunda Generación: Las máquinas de la segunda generación fueron
desarrolladas alrededor de 1970. Estas máquinas pesan generalmente entre 22 y
37 toneladas. Algunas de estas máquinas pueden cortar la roca con una
resistencia a la compresión simple de hasta 85 Mpa.
• Tercera Generación: La tercera generación, son máquinas de tipo pesado y
llegaron a estar disponible en 1976. Estas máquinas pesan entre 45-70 toneladas
y pueden cortar la roca con una resistencia a la compresión simple de 100 Mpa.
13 CORNEJO ALVAREZ LAUREANO, Rozabilidad, desgaste y rendimiento en la excavación de rocas con máquinas rozadoras, Revista de Obras publicas, España 14 KELES S., Cutting performance assessment of a médium weight roadheader at cayirhan coal mine.Tesis, Agosto 2005
35
• Cuarta Generación: Las máquinas de esta generación han alcanzado un peso
de hasta 120 toneladas, las cuales han sido desarrolladas en la última década.
Tales máquinas pueden cortar económicamente la mayoría de las formaciones de
roca desde una resistencia a la compresión de 100 Mpa hasta 160 Mpa si el lecho
es favorable15.
2.3.4 Componentes Básicos de un Minador Continuo
Un minador continúo esta compuesto por tres componentes básicos
fundamentales:
• Cabezal de Corte: Es el sistema encargado de excavar el mineral del frente
de explotación, consiste en un sistema de ataque puntual, en el cual la potencia
total de un motor de corte y el peso de la máquina (Fuerza de reacción) se
concentran en una única punta cortante, lo que permite atacar rocas bastante
duras.
Existen dos tipos de cabezal de corte empleados actualmente, el tipo Ripping y el
tipo Milling
• Cabezal de Corte Tipo Milling: En este sistema el cabezal de corte cilíndrico
o de forma cónica, gira en sobre el eje del brazo de soporte y la fuerza de corte se
aplica lateralmente, por lo que no se aprovecha todo el peso de la máquina como
fuerza de reacción. Ver Figura 3
15 COPUR H, ÖZDEMIR, Roadheader applications in mining and tunneling industries,The Mining Engineer, March 1998, Pag 38-42 THURO, K., PLINNINGER, Roadheader excavation performance-geological and geotechnical influences,9th ISRM Congress Paris, August, 1999, Pag 25-28
36
Figura 3. Sistema de corte tipo Milling
Fuente: KELES S., Cutting performance assessment of a médium weight roadheader at
cayirhan coal mine.Tesis, Agosto 2005
• Cabezal de Corte Tipo Ripping: En este sistema el cabezal de corte gira
perpendicularmente al brazo de soporte y las picas de corte golpean la roca
utilizando todo el peso de la máquina, por lo que el rendimiento de excavación
aumenta el minado de rocas mas duras. La fuerza de corte se aplica
principalmente de un modo frontal. Ver Figura 4.
Figura 4. Sistema de corte tipo Ripping
Fuente: KELES S., Op. Cit.
37
• Picas de Corte: Las picas de corte juegan un papel importante en le proceso
de trabajo, ya que es el elemento sometido a un mayor desgaste. Su geometría,
disposición secuencial en el cabezal de corte y los materiales de que se
componen influyen en el rendimiento y durabilidad y, por lo tanto, en la economía
de la operación de minado.
Las picas constan de una pastilla o punto de metal duro (carburo de tungsteno),
según el tipo, dentro de una matriz de acero sometida a tratamientos de
endurecimiento.
Para rocas blandas se usan picas planas o radiales, Ver Figura 5. (a), para rocas
duras16 se utilizan las picas cónicas. Ver Figura 5. (b)
Figura 5. Picas de Corte (a) Pica Radial. (b) Pica Cónica
Fuente: KELES S., Op. Cit.
Ib HOEK, E y BROWN, E.T, Op. Cit. Pp. 31
38
• Sistema de carga y evacuación del material excavado: Las máquinas
minadoras tienen un sistema que se encarga de cargar el mineral excavado y
llevarlo desde la parte frontal de la máquina hasta la parte trasera de la misma por
medio de un banda transportadora, hasta el sistema de transporte que este
instalado en la mina. El cabezal de corte, el sistema de carga y evacuación del
mineral y el sistema del transporte de la mina deben trabajar con armonía para
obtener la operación eficiente.
2.3.5 Criterios para el Diseño de un Minador Continuo
Hay varios factores que intervienen en el funcionamiento de la máquina. (Ver
Tabla 3) Se resumen los principales como: las propiedades de la roca Intacta,
características de los mantos de carbón y las condiciones de trabajo, estas
determinaran las características del minador continuo que se va a diseñar
Unos de los factores más importantes dentro del diseño de la máquina son: La
Resistencia a la Compresión Simple (σc) y la Resistencia la Tracción (σt) de las
rocas, puesto que estas propiedades de resistencia inciden tanto en los cálculos
del cabezal de corte, como en la predicción del rendimiento de la máquina. Así
que, si las Propiedades de Resistencia o el manto cambia de condiciones
geomecánicas, esto modificará la producción de la máquina.
Generalmente la máquina debe ser capaz de cortar la roca en condiciones
masivas, a menos que la presencia de discontinuidades no pueda garantizar un
buen rendimiento.
El requisito importante en las excavaciones mecanizadas de roca, es que el
elemento de corte sea capaz de tomar una profundidad razonable de corte. La
39
clave es tener una máquina de corte estable y fuerzas adecuadas para obtener un
rendimiento estable.
TABLA 3. Factores que intervienen en el funcionamiento del Minador continuo
FUENTE: KELES S., Cutting performance assessment of a médium weight roadheader at cayirhan
coal mine.Tesis, Agosto 2005
40
Propiedades de la Roca.
• Resistencia de Arranque: Esta propiedad representa la disposición de una
roca o sustancia mineral a ser excavada (convertida en fragmentos mediante la
utilización del método de corte), empleado por las máquinas de ataque puntual y
se expresa por medios de índice que permiten establecer una escala cualitativa
Los índices, deducidos de ensayos de laboratorio sobre muestras de roca intacta y
de observaciones de macizos rocosos, permiten establecer correlaciones entre
ellos y los datos reales de rendimiento instantáneos y desgastes obtenidos en el
terreno durante la excavación.
• Índices de Resistencia al Arranque: La correcta determinación del índice de
resistencia al arranque de un macizo rocoso exige la obtención de datos relativos
a:
• Las propiedades de la Roca intacta.
• Las propiedades del macizo rocoso.
La Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas17 aconseja la utilización de una
serie de ensayos a realizar sobre muestras de roca intacta, siendo algunos de los
más importantes los que se describen en la Tabla 4.
17 BAMFORD,W.E, Cuttability and drillability of rock.Civil College Technical Repost, Julio 1986
41
Tabla 4. Ensayos propuestos para muestras de roca intacta
Fuente: RAMIREZ, P., CORNEJO, L., La importancia de los ensayos en la adecuada elección de
las máquinas de ataque puntual como método de excavación. Escuela Técnica Superior de
Ingenieros de Minas de Madrid. Octubre 1988, Pág. 953
La estructura geológica del macizo rocoso tiene una influencia importante en los
rendimientos de arranque. La presencia de juntas, planos de estratificación,
foliaciones y discontinuidades, favorece el arranque macizo. De todas las
características de las debilidades estructurales las que con mayor influencia tienen
son el espaciamiento y la densidad de fracturación.
Entre los ensayos de laboratorio desarrollados específicamente para determinar la
resistencia al arranque merecen destacarse los siguientes:
42
� El Ensayo de Goodrich: Se puede obtener un índice de resistencia al
arranque a partir de los datos proporcionados por los ensayos de perforabilidad y
de desgaste Goodrich.
Golder Moss Asociados sugirieron en 197318 que una relación entre ambos
parámetros superior a diez (10) es un valor adecuado para un arranque
económico con máquinas de ataque puntual ligero y mediano, es decir:
10>=Q
q
AID
IPI (Ec. 1)
IA = Índice de Resistencia al arranque.
IPQ = Índice de Perforabilidad Goodrich.
IDQ = Índice de Desgaste Goodrich.
No se dispone de datos publicados del valor del índice cuando se utilizan
modernas máquinas muy pesadas, pero puede estimarse que la utilización
económica de estas máquinas se extiende a un valor del índice de 8. En la Figura
6. Se indican gráficamente estos límites.
� El Ensayo Cerchar: La resistencia al arranque de una roca puede
determinarse a partir de los ensayos de laboratorio desarrollados por CERCHAR19.
En estos ensayos se miden sobre una muestra intacta de roca dos características,
su abrasividad y su dureza. El índice de resistencia al arranque se determina
mediante el producto de ambos parámetros. Estos ensayos han sido adoptados en
18 GURGESS, Peter J., HOSJING, Ian A. And MIRKOW, Peter. Geotechnical Investigations for urban road tunnels in Sydney.VI Australian Tunnelling Conference. Marzo 1987 19 RAMIREZ, P., CORNEJO, L., La importancia de los ensayos en la adecuada elección de las máquinas de ataque puntual como método de excavación. Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas de Madrid. Octubre 1988, Pág. 953.
43
el Reino Unido para predecir la resistencia al arranque de los estratos
carboníferos.
Figura 6. Criterio de resistencia al arranque utilizando los ensayos Goodrich
Fuente: RAMIREZ, P., CORNEJO, Op. Cit
El ensayo CERCHAR de dureza es un método indirecto de determinación de dicha
características mediante una prueba de perforabilidad. La comparación para
diferentes rocas de las durezas obtenidas con este ensayo y la resistencia de
compresión simple medida sobre probeta cilíndrica de roca de 25 mm de diámetro
y 50 mm de altura, ha puesto en evidencia una correlación entre ambas cuya ley
estadística de ajuste es de forma logarítmica (Figura 7.)
De un modo simplificado se utiliza la siguiente expresión para expresar esta
correlación20.
CDRCS 5.4= (Ec. 2)
20 Mc FEAT-SMITH, Ian. Considerations for mechanised excavation of rock Tunnels rapid
excavation and tunneling. Conferencia. 1987
44
Figura 7. Correlación entre dureza CERCHAR y ensayo de resistencia a compresión simple
Fuente: Ibíd., Pág. 953.
Donde.
RCS = Resistencia a la Compresión simple.
Dc = Dureza CERCHAR.
El índice de dureza oscila normalmente entre 0 y 150 llegándose al valor de 200
en algunas rocas mas duras. Las durezas de algunas rocas son: (Tabla 5.)
Tabla 5. Valor de dureza para algunas rocas
Fuente: RAMIREZ, P., CORNEJO, L. Op. Cit. Pág. 954.
45
La abrasividad CERCHAR se mide por el desgaste, expresado en décimas de
milímetro, producido por la punta cónica de un punzón de acero al desplazarlo
horizontalmente sobre la muestra de roca de 1 cm. La medición del desgaste se
efectúa mediante una lupa o microscopio. Para conseguir una buena
determinación de la abrasividad, es necesario efectuar tres ensayos para cada
muestra de roca. La escala de abrasividad varía generalmente entre 1 y 10, con
un valor extremo de 15 para las rocas más abrasivas. La abrasividad de algunas
rocas se muestra en la tabla 6.
Tabla 6. Abrasividad de algunas rocas
Fuente: Ibíd., Pág. 953
� Ensayo de Resistencia a la Compresión Simple (σc): El ensayo de
compresión simple es un ensayo de compresión de una muestra cilíndrica
(probeta) con una relación diámetro longitud 1:2. La muestra es comprimida
axialmente hasta que ocurre la falla. La resistencia compresiva se puede
determinar por tres procedimientos:
− Estimación de la resistencia compresiva mediante el martillo Schmidt de
Dureza.
− Determinación de la resistencia compresiva mediante el ensayo de carga
puntual.
46
− Determinación de la resistencia compresiva mediante el ensayo de compresión
Simple y/o Uniaxial.
Este último ensayo sirve para analizar el comportamiento de la probeta a medida
que se le aplica carga para así obtener una curva de esfuerzo-deformación, en la
cual se puede determinar la resistencia y deformación máxima que alcanza la
probeta.
La forma más simple de determinar este parámetro es mediante pruebas de
compresión a testigos de perforación. En algunos casos esto no es factible, debido
a que la roca madre es muy dura o que las piezas de la roca están bien
cementadas o porque la roca madre es muy débil, ya que el macizo rocoso esta
muy fracturado y el espaciamiento entre las juntas es muy reducido haciendo
imposible recobrar especímenes para ensayos de laboratorio como sucede con
muchas lodositas y arcillolitas deterioradas.
Cuando se quiere determinar la compresión uniaxial (σc) por pruebas de
laboratorio y éstas son imposibles, el método mas práctico para evaluar la
resistencia del material intacto es usando la descripción usada por Hoek y Brown21
Tabla 7.
� Ensayo de Resistencia a la Tracción (σt): De acuerdo con Stagg y
Zienkiewickz22, el limite de la resistencia a la tracción se determina aplicando
varios métodos, siendo los métodos indirectos los mas comunes. Dentro de estos
se destacan:
21 HOEK-BROWN, Practical Rock Engineering. Pag 105 22 STAGG y ZIENKIEWICKZ. Mecánica de rocas en la ingeniería practica .Madrid, 1970, Pág. 35.
47
Tabla 7. Estimación de la resistencia a la compresión uniaxial σc.
* Grado acordado por la ISRM (International Society for Rock Mechanics 1981)
** Todos los tipos de roca presenta un amplio rengo de variación de la resistencia a la compresión
uniaxial como reflejo de la heterogeneidad en su composición y a la anisotropía de su estructura.
*** Las pruebas de carga puntual en rocas con σc < 25 Mpa pueden entregar resultados muy
ambiguos.
− El método Brasileño.
− El método de la carga puntual.
− El método de Flexión.
Para fines prácticos es aceptable en la mayoría de los casos asumir una
resistencia a la tracción del 5% al 10% del valor de la resistencia a la compresión
simple.
• Rozabilidad: Es la mayor o menor facilidad que tienen las rocas de ser
excavadas mecánicamente con la técnica empleada por las máquinas de ataque
puntual. La rozabilidad viene expresada por el rendimiento instantáneo en (m3/h).
48
Hay distinto métodos para determinarla, pero se utilizará el método inglés.
� Método Inglés23: El departamento de ingeniería minera de Newcastle Upon-
Tyne ha desarrollado unos test de laboratorio para medir la rozabilidad de una
amplia variedad de rocas sedimentarias.
Para los test han adoptado parámetros como cone indenter test (CI) y el índice de
plasticidad (k), con los cuales se ha establecido una correlación entre estos y la
energía específica medida en el laboratorio (EES)L, dada por la expresión:
33/12
/6.281.1)(41.065.0)( mMJKCIE LES +++−= (Ec. 3)
Donde:
CI = Cone indenter test.
K = Índice de plasticidad.
� Cone Indenter Test (CI): Reproduce de un modo similar a escala de
laboratorio, la acción de corte producida por las picas durante el rozado y
representa el factor dominante. En la tabla 8. se indican los valores de la dureza
de indentación para los tipos más comunes de rocas sedimentarias.
Tabla 8. Valores de dureza de identación CI para algunas rocas
Fuente: CORNEJO ALVAREZ LAUREANO, Op. Cit.
23 CORNEJO ALVAREZ LAUREANO, Rozabilidad, desgaste y rendimiento en la excavación de
rocas con máquinas rozadoras, Revista de Obras publicas, España
49
� Índice de Plasticidad (K): Representa un importante aspecto del mecanismo
de rozado, y es que una porción de energía es siempre consumida en
deformaciones plásticas en rocas no frágiles. En la tabla 8. se indica el coeficiente
de plasticidad en porcentaje medido con el esclerocopio shore de algunas rocas
típicas.
Tabla 8. Coeficiente de plasticidad (K) en porcentaje para algunas rocas
Fuente: CORNEJO ALVAREZ LAUREANO, Op. Cit.
� Energía Especifica: La energía específica es uno de los factores más
importantes para determinar la eficacia de los sistemas de corte y esta definida
como el trabajo realizado por unidad de volumen de roca (MJ/m3). Se obtiene
dividiendo la componente media de la fuerza de corte por la producción de
material rozado, expresado éste como el volumen de material rozado por unidad
de distancia de corte.
Aunque la producción de material rozado esta influenciada por diversos factores
operacionales como: profundidad y geometría de corte, espaciamiento lineal y
grado de desgaste de las picas, el uso de un test unificado de rozado, asegura
que la variación de la energía especifica puede atribuirse directamente a las
características de rozabilidad de las rocas ensayadas. En la figura 8. Obtenida
como resultado de datos obtenidos en múltiples casos de rocas sedimentarias
50
masivas, se define la rozabilidad de una roca en función de su nivel de energía
especifica.
Figura 8. Cantidad de rozabilidad (m3/h) en función de la energía especifica obtenida en el
laboratorio MJ/m3
Fuente: RAMIREZ, P., CORNEJO, L., La importancia de los ensayos en la adecuada elección de las máquinas de ataque puntual como método de excavación. Escuela Técnica Superior
de Ingenieros de Minas de Madrid. Octubre 1988, Pág. 956
• Características de los Estratos.
� Condiciones Geométricas: Las dimensiones de las minas de explotación de
carbón se determinan en función del desarrollo que se quiere tener para dicho
proyecto, puesto que el área de cada galería de la mina, se proyecta teniendo en
cuenta el tipo de maquinaria que se va a emplear, el tipo de ventilación, el
transporte de mineral interno, el sistema de evacuación del mineral a superficie, el
movimiento de personal, entre otros.
51
� Condiciones Geomecánicas: En el diseño de la máquina se debe tener en
cuenta la variabilidad de las características geomecánicas de los mantos como lo
es: Discontinuidades tanto del manto de carbón como de los estratos que sirven
de techo y piso, aguas subterráneas, fisuras, buzamiento del mato.
Con respecto a estos parámetros se determina el tipo de cabezal de corte, el
sistema que va a emplear la máquina para trasladarse y el sistema de cargue y
transporte del mineral excavado, para de esta forma lograr una mejor
versatibilidad y adaptación de la máquina cuando se trata de formaciones de
características muy variables.
2.3.6 Formulación teórica para el Cálculo del Minador Continuo.
• Estimación de las Fuerzas para el las Picas de Corte: La capacidad de
corte del minador continúo, esta dada por la dureza de la roca, la eficiencia del
sistema y de las picas de corte de soportar altas fuerzas. Las fuerzas máximas
que la herramienta de corte tiene que soportar están en función del cambio de
propiedades de la roca. Estos cambios producen variación de fuerzas en las picas
de corte, produciendo fuerzas máximas, las cuales pueden dar lugar a un
desgaste excesivo en el tungsteno de las picas, provocando daños en partes de la
máquina generados por la vibración causada y excediendo las capacidades de
esfuerzo de torsión y de empuje de la máquina. Por lo tanto, es esencial entender
los aspectos básicos de las fuerzas que inciden en las picas de corte.
Un número de investigadores han estudiado aspectos teóricos del carbón y del
proceso de corte durante los últimos 40 años. Sin embargo, la más comprensiva y
aceptada de las teorías son las de Evans24.
24 EVANS I., A theory of the cutting force for point attack picks.International Journal of Mining Engineering, 1984, Pág 63-71.
52
En la Figura (9.) y (10.) se muestra la distribución de fuerzas para una pica radial y
una pica cónica respectivamente.
Figura 9. Distribución de fuerzas y ángulos que inciden en la pica radial.
Fuente: KELES S., Cutting perfomance assessment of a médium weight roadheader at cayirhan coal mine.Tesis, Agosto 2005
Figura 10. Distribución de fuerzas y ángulos que inciden en la pica cónica
Fuente: BILGIN N., COPUR H., Dominant rock properties affecting the performance of conical picks and the comparison of some experimental and theorical results. Internacional
Journal of rock Mechanics & Mining Sciences. 2006. Pág. 139-156
Para las figuras anteriores los parámetros son:
FC = Fuerza de Corte.
FN = Fuerza Normal.
d = Profundidad de Corte
W = Ancho de la pica
α = Angulo de inclinación.
53
β = Angulo de limpieza
φ = Angulo de la pica.
Ψ = Angulo de Ataque.
Θ = Angulo de rotura hacia fuera.
• Fuerza de Corte Fc: La fuerza de corte es la reacción que actúa sobre la pica
en dirección en que se esta aplicando el corte; como su nombre lo indica, es la
encargada de cortar el mineral, esta aumenta linealmente con la profundidad de
corte que se le aplique.
Evans25 demostró teóricamente que la Resistencia a tensión (σt) y la Resistencia a
compresión (σC), eran características dominantes en el corte de roca. En las
ecuaciones (4) y (5) se formula la Fc para picas radiales y picas cónicas
respectivamente.
−−
−
=
απ
απ
σ
22
11
22
12
Sin
dwSin
Fc
t
(Ec. 4)
c
t
Cos
dFc
σϕ
πσ
)2(
16
2
22
= (Ec. 5)
• Fuerza Normal FN: La fuerza de corte es la reacción normal de la roca que
actúa sobre la pica en dirección en que se esta aplicando el corte, esta fuerza
también aumenta linealmente con la profundidad de corte.
25 Ibíd. Pág. 63-71
54
La suma de todas las fuerzas normales de las picas de corte se obtiene el empuje
para el cabezal de corte, estimando el número de picas en contacto con el frente
de excavación.
La fuerza normal se deriva de una curva que se obtiene por medio de una
máquina de corte lineal, la ecuación es:
b
N ApF = (Ec. 6)
Donde.
FN = Fuerza normal.
p = Penetración.
A, b = Coeficientes encontrados en la máquina de corte lineal.
Pero para casos prácticos la FN se puede calcular con la siguiente formula:
Cd
FcFN = (Ec. 7)
Donde.
Fc = Fuerza de corte.
Cd = Coeficiente de fricción.
El coeficiente de fricción, para rocas medianamente duras tiene un rango
aproximado de 0.5 a 1.0
• Relaciones básicas para el Diseño del Minador Continuo: Ensayos
realizados en rocas de minas de carbón han puesto de manifiesto relaciones
básicas que se resumen del siguiente modo26.
26 CORNEJO L., La excavación mecánica de rocas. Revista de obras publicas. Octubre 1987. Pág.
651
55
− Las picas grandes son mas eficaces que las picas pequeñas; el ángulo α de
inclinación debe ser lo mayor posible, pero probablemente no mayor de 20°. El
ángulo β (back clearance angle) debe estar comprendido entre 5° y 10°. Figura
11.
− La velocidad de corte dentro de un intervalo, no tiene efecto ni sobre las
fuerzas aplicadas a las picas, ni sobre las energías de corte.
− La distancia entre las picas es uno de los factores más importantes para la
producción de la máquina y la generación de polvo. Si se considera una
distancia corta entre las picas, se generaría mucho polvo de carbón con una
producción baja ya que la energía especifica se aumentaría. De otra forma, si
se toma una distancia amplia entre las picas, la máquina tendría una buena
Figura 11. Relación de las fuerzas FN y Fc con los ángulos α de inclinación y el ángulo β de
limpieza
Fuente: CORNEJO L., La excavación mecánica de rocas. Revista de obras publicas. Octubre
1987. Pág. 651
Eficacia con una baja energía especifica, logrando una buena producción y
reduciendo los niveles de polvo. Sin embargo, con una distancia amplia se
requieren de picas mas fuertes, con diámetros más grandes logrando tener un
número reducido de picas en el cabezal de corte, lo cual significa tener pocas
picas en contacto con el área de corte, causando vibraciones en el cabezal.
Por lo tanto, el equilibrio del cabezal de corte llega a ser mas importante,
56
evitando la vibración excesiva que es perjudicial para el funcionamiento de la
máquina y la vida de la pica.
En la Figura 12 se muestra la relación entre la profundidad de corte, la
distancia entre picas y la Energía especifica.
Para obtener una máxima tasa de producción en el rozado, la separación entre
las picas debe estar entre dos y cuatro veces el valor de la profundidad de
corte deseado.
42 <<d
S (Ec. 8)
Figura 12. Relación entre la Energía especifica y las distancia entre picas
Fuente: BILGIN N., BALCI C., Performance prediction of mechanical excavators in
tunnels. Training course Tunnel Enginnering. Istanbul 2005. Pág. 25
− Profundizar el corte hecho mediante una sucesión de cortes, es muy ineficaz y
debe evitarse. Mientras se profundiza un corte hecho por la pica, la rotura
hacia fuera (breakout), definida por el ángulo θ, queda inhibida y las picas
adyacentes no interaccionan.
57
• Fórmulas para calcular los parámetros del Cabezal de Corte27.
• Velocidad rotatoria (RPM) del Cabezal: Para determinar la velocidad rotatoria
del cabezal de corte se debe saber la velocidad angular máxima de las picas de
corte.
D
VbRPM
π= (Ec. 9)
Donde.
Vb = Velocidad máxima de la pica.
D = Diámetro del cabezal.
• Número de picas necesarias para el cabezal.
CNS
LcN s +⋅
= (Ec.10)
Donde.
N = Número de picas.
Lc = Longitud del perfil de corte del cabezal
S = Distancia entre las picas
C = Representa el número de picas extras
Ns = Número de entradas en el cabezal
• Número de picas en contacto con el área de corte: Para estimar el número
de picas en contacto con el área de corte se calcula con la profundidad de corte
del cabeza.
27 DAVID NEIL., JAMAL ROSTAMI., Production estimating techniques for underground mining using
roadheaders. PDF
58
−⋅= −
R
DRNNc
sump1cos180
(Ec. 11)
Donde.
Nc = Número de picas en contacto por cabeza.
N = Número total de picas
R = Radio del cabezal de corte
Dsump = Diámetro de la profundidad de corte del cabezal.
Cos-1 esta en grados.
Para las minadoras de cabezal del tipo axial, el número de picas en contacto (Nc),
esta una función de la profundidad de corte y de la longitud del cabezal.
NN
DNc
sump⋅
= (Ec. 12)
• Fuerza de empuje total: La suma de la fuerza de empuje de la oruga y la
torsión del cabezal necesario para romper la roca dan como resultado el empuje
total.
m
q
htsR
TTF η⋅
+= (Ec. 13)
Donde.
Fts = Fuerza total de empuje (max)
Th = Empuje o esfuerzo tractivo
Tq = Torque
R = Radio
ηm = Eficiencia mecánica.
59
La eficiencia de la máquina depende de las condiciones de trabajo en las va a
operar. En la Tabla 10. se definen la eficiencia para algunas condiciones de
trabajo.
Tabla 10. Valor de la Eficiencia mecánica para el minador continúo
Fuente: CORNEJO L., Maquinas rozadoras en túneles y minas. Revista de obras publicas.
Marzo 1985. Pág. 183
• Fuerza lateral del cabezal de corte: La fuerza lateral se aplica para mover el
cabezal cuando de va a cortar lateralmente, las fuerza lateral se puede estimar
como:
mFaFl η⋅= (Ec. 14)
Donde.
Fl = fuerza lateral máxima disponible.
Fa = fuerza de formación de arcos disponible
• Fuerza, Torque y Potencia requerida por el cabezal: Las fuerzas de empuje
y de arco, el torque y la potencia son parámetros que el cabezal requiere para
excavar la roca para la penetración que se quiere obtener. Las formulas son las
siguientes:
∑ ⋅≈=Nc
ni FnNcFThr1
(Ec. 15)
ThrFar 5.0≈ (Ec. 16)
60
∑∑ ⋅⋅==Nc
i
Nc
RCdFniTqiTq11
(Ec. 17)
El torque se puede hallar de otra manera:
CdRThrRFdNcTq avgavg ⋅⋅=⋅⋅= (Ec. 18)
63025
RPMTqPower
⋅= (Ec. 19)
2
sumpDRRavg −= (Ec. 20)
Donde.
Thr = Fuerza de empuje requerida
Far = Fuerza de arco requerida
Tq =Torque
Fn = Fuerza Normal
Fd = Fuerza de fricción
Cd = Coeficiente de fricción
Ravg = Radio medio de área activa del corte
Ri = radio individual de la posición de punta
Para minadoras transversales, el valor calculado de Thr se deber multiplicar por
dos a causa de los dos cabezales que tiene. El coeficiente para la roca
medianamente dura esta dentro del rango de 0.5 y 1.0 (promedio 0.7).
• Cálculos para el avance de la máquina: Con estas fórmulas se puede
obtener el avance y por ende la producción de la máquina.
Cv
AVpl = (Ec. 21)
61
Cw
AWpl
ρ= (Ec. 22)
Donde.
Vpl = Volumen de la roca por unidad de longitud
Wpl = Peso en toneladas por longitud de unidad
A = Area representativa del túnel
Ρ = Densidad de la Roca
Cv = Factor de la conversión para el volumen
Cw = Factor de la conversión para el peso
Teniendo la potencia, la eficiencia de la máquina y la energía especifica, se puede
calcular la tarifa teórica de producción máxima con las siguientes formulas.
SE
HPVph
η⋅= (Ec.23)
ρ.phph VW = (Ec. 24)
Donde.
Vph = Tarifa de la producción (m3/h, yd3/hr)
HP = Potencia del cabezal (Kw. /hp)
SE = Energía especifica (hp-r/yd3)
η = Eficacia del sistema (en su totalidad)
Wph = Tarifa de la producción en toneladas por hora
ρ = Densidad de la roca (ejemplo lbs/ft3)
Por lo tanto, la tarifa anticipada realizable máxima “Ar” (en ft/hr o m/hr) seria:
pl
ph
pl
ph
W
W
V
VAr == (Ec. 25)
62
3 DISEÑO INGENIERIL
3.1 BASES DEL DISEÑO
Para iniciar con el diseño de la máquina, se tiene que determinar las propiedades
de la roca a excavar. A pesar de que este tipo de estudios no se encuentra para
todas las áreas carboníferas del país; se decidió tomar como datos de estudio y
diseño el área carbonífera de Sogamoso-Jericó, ubicada en el departamento de
Boyacá, donde la UPTC tiene una mina piloto de investigación para su escuela de
Ingeniería de Minas, la cual ha recopilado información importante que se utilizara
para el diseño.
Esta información, se obtuvo por medio de ensayos mencionados anteriormente,
logrando tablas de valores para el carbón y rocas que sirven como techo y piso del
mismo en forma general, ahora; para el área carbonífera que se tiene como
estudio, se debe tener datos del macizo rocoso mas precisos para obtener un
diseño de la máquina de acuerdo a las especificaciones del medio.
Para empezar se describe el área carbonífera de Sogamoso-Jericó, situada en el
departamento de Boyacá.
3.1.1 Área Carbonífera Sogamoso - Jericó28
Esta área se extiende, sobre una superficie de 1.575 km², hacia la parte centro -
nororiental del departamento, desde Cuitiva, en el sur, hasta Jericó, en el norte.
De acuerdo con las características geográficas, geológicas y calidad de los
28 INGEOMINAS, Instituto Colombiano de Geología y Minería, El Carbón Colombiano.Bogota 2004.
63
carbones, el Área Carbonífera Sogamoso – Jericó ha sido dividida en tres sectores
denominados Cuitiva - Sogamoso, Sogamoso - Tasco y Tasco - Jericó.
Para la clasificación geomecánica del macizo rocoso, que fue realizada a través
de la monografía “Características geomecánicas del yacimiento carbonífero de la
Mina didáctica del SENA” se ha dividido en nueve sectores, cada uno de los
cuales abarca un área comprendida entre manto y manto de carbón. Dentro de
esta monografía se hizo los ensayos de la resistencia a la compresión uniaxial
(σc), la cual se determino mediante ensayos con la máquina universal de los
talleres de mecánica de materiales de la UPTC (Seccional Duitama) a 32 probetas
prismáticas de roca, aplicando una carga puntual de 100 KN y tomando lecturas
para una variación de la deformación de 0.10 mm. En la tabla 11 se muestra los
datos de σc promedio obtenidos en los ensayos.
Tabla 11. Promedio general de la compresión uniaxial
Fuente: BRAVO, OSCAR., Tesis Ingeniería Geológica. UPTC Seccional Sogamoso. Pág. 129
Como lo muestra la tabla anterior, la Arenisca; que es uno de los tipos de roca que
sirven como techo y piso de los mantos de carbón que se encuentran en la
columna estratigráfica de la región (ANEXO B), tiene un σc promedio de 30.964
64
MPa, ahora en la tabla 12, se tiene el ensayo a la probeta de muestra de la
Arenisca, la cual nos da un σc de 49.169 MPa
Es así que en base a estos ensayos, se decidió para el diseño del cabezal de
corte trabajar con una Resistencia a la compresión (σc) de 50 MPa, así mismo la
Resistencia a la tracción para fines prácticos se determina como el 10% de la
Resistencia a la Compresión (σc), ósea σt = 5 MPa
Tabla 12. Diagrama esfuerzo-deformación resultante de la prueba de compresión uniaxial
Fuente: BRAVO, OSCAR., Tesis Ingeniería Geológica. UPTC Seccional Sogamoso.
Pág. 104-119
3.1.2 Condiciones Geométricas y Geomecánicas
El Minador Continuo se va a diseñar de acuerdo a las dimensiones actuales de
explotación de las minas de carbón, las cuales para una galería normal de
producción no supera los 5 mts2 (dependiendo de la altura del manto), ahora bien,
65
con relación al buzamiento de los mantos, que en algunos casos llega a tener
hasta 45°, se diseñara la máquina para que pueda operar a la mayor inclinación
del manto posible, sin exceder las especificaciones de las misma y elevados
consumos de potencia.
Otra característica que tienen los mantos de carbón, son las llamadas
intercalaciones, que son cintas de roca, diferentes al carbón, que están
interpuestas en el manto; para cuestiones de calidad del carbón, esta roca daña
las propiedades del mismo, es por eso, que se adopta diseñar el cabezal de corte
tipo milling (Ver figura 3), con el fin de que al momento del excavar, se trate de no
revolver el carbón con la roca, proceso que con el cabezal tipo ripping es mas
complicado de hacer.
Siguiendo las relaciones básicas que se deben tener en cuenta para el diseño de
un minador continuo, tenemos:
1. Para el diseño del cabezal de corte, se escogió la pica (Ver figura. 5b) cónica
porque concentra menores fuerzas que la pica radial, ya que tiene menos área
de contacto con el mineral, necesitando así menos potencia de arranque.
2. Los ángulos de la pica y profundidad de corte, se tomaron según relaciones
mencionadas anteriormente, las cuales son:
α=20°
β=7°
φ=63°
d=10mm
Cd = 0.5
Para comenzar con el diseño, se debe conocer el factor de seguridad (FS) que se
utilizará durante el proceso de diseño de cada una de las partes; siguiendo como
66
guía de cálculo del FS la aproximación de Puglsey29, que se determina teniendo
en cuenta las tablas 13, 14 y la siguiente fórmula:
ysxss nnn ,,= (Ec. 26)
ns = Factor de seguridad
ns,x Se obtiene de la tabla 12
ns,y Se obtiene de la tabla 13
Tabla 13. Cálculo de FS según Puglsey
Tabla 14. Cálculo de FS según Puglsey
Fuente. www.cresca.upc.eduponenciesrafael-sitjar-dis-máquinaria.ppt
Ahora, para calcular el FS teniendo en cuenta los valores de las tablas anteriores
se determina lo siguiente:
29 www.cresca.upc.eduponenciesrafael-sitjar-dis-máquinaria.ppt
67
A = Vg., Es primordial diseñar la máquina con materiales que cumplan con los
requerimientos de trabajo a la que va estar expuesta.
B = Vg., Se tomaron valores altos en cuanto a las propiedades de la roca, ya que
esta no tiene valores constantes.
C = g, Como no se tomaron valores exactos de las propiedades de la roca, los
valores de esfuerzos en la máquina no son muy precisos, pero no significa que
estén por debajo del esfuerzo permisible.
D = Serio, pues a pesar de que la máquina tendrá una seguridad buena es muy
difícil determinar que no tendrá ningún tipo de peligro.
E = Serio, uno de los objetivos es que la máquina no vaya a tener altos consumos
de potencia (KW), puesto que no sería viable, pero se diseñará con la potencia
necesaria para un buen desempeño de la misma.
Con esto datos se obtiene el FS de la siguiente manera:
2.1, =xsn Y 3.1, =ysn
56.1
3.1*2.1
=
=
FS
FS
3.2 CÁLCULO DEL CABEZAL DE CORTE
Teniendo en cuenta todo lo anterior, se procede al diseño del cabezal empezando
con el cálculo de las fuerzas.
De la ecuación 5 y 7, tenemos:
c
t
Cos
dFc
σϕ
πσ
)2(
16
2
22
=
KN
MpaCos
MpamFc 457.3
)50)(2
63(
)5()01.0(16
2
22
==π
68
Cd
FcFN =
KNKN
FN 914.65.0
457.3==
Como se escogió la pica cónica, la distancia (s) entre pica y pica, se calcula con la
siguiente ecuación.
32dS = (Ec. 27)
mmS
mmS
64.34
3)10(2
=
=
Ahora con este valor se verifica que la relación de la ecuación 8.
42 <<d
s 464.3
10
64.34=
mm
mm
Como la relación s/d esta dentro del rango establecido para tener una baja energía
específica, se continúa con los cálculos.
Para calcular el número de puntas necesarias en el cabezal de corte, se establece
que el diámetro del mismo va ser de 0.5m, esto pensando en las intercalaciones
de roca que existen en algunos mantos. Además se tendrá una sola vuelta de
picas y las adicionales se darán por diseño de dibujo, las cuales son las que van
en la parte frontal del cabezal. Con la ecuación 10 se tiene:
CNS
LcN s +⋅
=
mmmmLc
rLc
79.1570)250(2
2
==
=
π
π
picasN
mm
mmN
45
34.4564.34
79.1570
=
=
=
69
Puesto que no todas las picas van a estar en contacto con el área de corte, se
debe determinar el número de picas que están cortando, para eso se evalúa de la
ecuación 11.
−⋅= −
R
DRNNc
sump1cos180
picasNc
mmNc
20
61.19250
200250cos
180
45 1
=
=
−⋅= −
Con los valores anteriores se puede entrar a calcular la fuerza requerida de
empuje y de arco, esto con la ecuación 15 y 16.
∑ ⋅≈=Nc
ni FnNcFThr1
FnNcThr ⋅=
KNThr
KNThr
280.138
914.6*20
=
=
ThrFar 5.0≈
KNFar
KNFar
140.69
280.138*5.0
≈
≈
Teniendo la fuerza requerida de empuje, se procede a calcular el torque y la
potencia del cabezal de corte necesaria para romper la roca a la penetración que
se desea. Tomando las ecuaciones 18 y 19 se tiene:
CdRThrRFdNcTq avgavg ⋅⋅=⋅⋅=
lg4.91787371.10
5.0)2
200.0250.0(280.138
pulbfmKNTq
mmKNTq
−=⋅=
−=
3.7124
RPMTqPower
⋅=
70
3.7124
60*371.10 rpmmKNPower
⋅=
KWhpPower 131.6534.87 ==
La velocidad o rpm que se utilizaron para el cálculo, se tomó a criterio de los
diseñadores, llegando a la conclusión que si se toma unas rpm altas, se trituraría
el carbón provocando polvo del mismo, que en cuestiones de seguridad no es
bueno.
Teniendo la potencia necesaria para el cabezal, se multiplica por el Factor de
Seguridad (FS), obteniendo la potencia hidráulica necesaria:
hpPhid
hpPhid
hid
81.127
82.0
808.1042.1*34.87
=
==η
Como una de las prioridades del diseño es trabajar con elementos que no
produzcan chispa, por razones de seguridad en la mina; se selecciono un motor
hidráulico de la marca DENISON CALZONI ref. MR 1800 de 138.1hp a 250 rpm
(ver especificaciones ANEXO C).
En la figura 13 se muestra el cabezal de corte diseñado para la máquina.
Figura 13. Cabezal de corte.
Fuente. Diseño Autores
71
3.3 PRODUCCION TEÓRICA DE LA MÁQUINA
Teniendo la potencia de la máquina, las condiciones geométricas y geomecánicas
que se pueden presentar en los mantos; se dispone a calcular la producción
teórica de la máquina teniendo en cuenta algunos coeficientes de trabajo que se
presentan cuando esta ejecutando su trabajo.
Como se indicó, el área de una galería de producción es de 5mts2 (Figura 14); con
las ecuaciones 21 y 22 se halla el volumen y el peso de la roca,
Figura 14. Área de frente de explotación en una mina subterránea convencional
Fuente. SENA, Servicio Nacional de Aprendizaje. Centro Nacional Minero. Modulo 7
Cv
AV pl =
Cw
AWpl
ρ=
Teniendo en cuenta que la densidad del carbón es de 2.25g/cm3 y se excava a
1mt de profundidad, tenemos:
72
mtonW
m
cmX
cm
gmW
m
mV
pl
pl
pl
/250.11
)1010(25.2*5
5
3
35
3
2
2
=
=
=
De la ecuación 23 y 24.
SE
HPVph
η⋅=
ρ.phph VW =
Se obtiene la tarifa de producción en m3/h y ton/h respectivamente, teniendo en
cuenta la Energía Especifica SE, la cual se calcula con la ecuación 3, donde, CI
(dureza de identación, tabla 7) se toma como 2.3, puesto que la roca de mas
dureza que se va a perforar es la arenisca; e igualmente para K (coeficiente de
plasticidad, tabla 8) se toma el mas alto cuyo valor es de 50. La eficiencia del
sistema η se define como el producto de la eficiencia mecánica CE de la máquina y
el coeficiente de tiempo de trabajo CD, que se describe en la siguiente tabla 15.
Tomando valores para CE de 0.86 (tabla 9) y para CD de 0.50, se obtiene la tarifa
de producción.
Tabla 15. Coeficiente de tiempo de trabajo CD
Fuente: CORNEJO L.,Maquinas rozadoras en túneles y minas. Revista de obras publicas.
Marzo 1985. Pág. 186
73
3
33/12
/70.10
/6.2)50(81.1)3.2(41.065.0
mMJSE
mMJSE
=
+++−=
hmV
mMJ
KWV
ph
ph
/42.9
/70.10
)50.0)(86.0(131.65
3
3
=
⋅=
htonW
cmghmW
ph
ph
/195.21
/25.2*/42.9 33
=
=
De esta manera, con la ecuación 25 se puede estimar tarifa anticipada realizable
en m/h.
hmmton
htonA
W
WAr
r
pl
ph
/884.1/250.11
/195.21==
=
La tasa de producción y la tarifa anticipada realizable, pueden variar según las
condiciones de trabajo en las que se encuentre la máquina, el valor obtenido es
teórico, puesto que se cálculo con algunas condiciones de trabajo y despreciando
algunas otras.
3.4 CÁLCULO DEL TREN DE ENGRANAJES
Para satisfacer la velocidad y el torque que necesita el cabezal de corte para
realizar su trabajo al desempeño deseado, se necesita calcular un tren de
engranajes para disminuir la velocidad del motor que son 250 rpm a 60 rpm que es
la velocidad a la que va a operar el cabezal, de igual forma se aumentaría el
torque de éste.
Como una de las pautas del diseño son las dimensiones de la máquina, se decidió
calcular un tren de engranajes planetario, ya que con este tipo de sistema se
puede obtener altas relaciones a un reducido tamaño y peso del mecanismo,
74
comparado con otros trenes de engranajes convencionales. Además de esto, con
este sistema se puede efectuar la fuerza de empuje en un solo eje de ejecución, la
cual la va a proporcionar un cilindro hidráulico.
Para el cálculo del tren de engranajes planetario se trabajó con las normas
ANSI/AGMA 6023-A8830 correspondientes al diseño de engranajes planetarios.
Se utilizo el arreglo de planetario simple Figura 15, Los trenes planetarios simples
de engranajes se componen de un engranaje impulsor, otro impulsado, engranajes
planetarios entre ellos y un soporte de planetas o brazo.
Figura 15. Tren de Engranajes Simple
Fuente. Design Manual for Enclosed Epicyclic Gear Drives. American Gear Manufacturers Association.
Para determinar las relaciones del tren de engranajes planetarios simple, existe
una tabla (tabla 15), donde se establece las ecuaciones para los diferentes
arreglos que se puede obtener con este sistema.
30 ANSI/AGMA, Design Manual for Enclosed Epicyclic Gear Drives. American Gear Manufacturers Association.
75
Tabla 15. Relaciones Tren de Engranajes Planetario simple
Fuente. Design Manual for Enclosed Epicyclic Gear Drives. American Gear Manufacturers
Association.
La relación con la que se obtiene mas reducción es la segunda (ecuación 28),
s
Rs
GN
NNm
+= (Ec. 28)
Ns = Número de dientes del sol.
NR = Número de dientes de la corona.
Donde la corona (engranaje interno) esta fija, la entrada, es decir, donde va estar
ensamblado el eje del motor hidráulico, va ser el Sol, y la salida hacia el cabezal
de corte, va ser los planetas conectados a un eje por medio de un brazo.
Ahora, se procede a calcular la relación de velocidades entre el motor y el cabezal
de corte.
c
m
gmω
ω= (Ec. 29)
1.460
250==
rpm
rpmmg
76
Con este valor se puede calcular el número de dientes mínimo (Ns) para el Sol con
la siguiente fórmula:
))21(()21(
2 22
2φ
φSenmmm
Senm
kNs −++
+= (Ec. 30)
Donde:
Φ = Angulo de presión.
m = Relación de velocidad.
k = 1 para dientes de profundidad completa y 0.8 para dientes cortos.
Tomando la relación de 4.1, Φ=20° y k=1, se calcula el Ns mínimo.
164.15
)20))1.4(21()1.4(1.4(20))1.4(21(
)1(2 22
2
==
−+++
=
Ns
SenSen
Ns
Evaluando Ns = 16 en la ecuación 28, se obtiene un valor no entero de número de
dientes para la corona NR, lo cual produce una interferencia en el contacto de los
perfiles de los dientes. Para que esto no ocurra se tomo Ns = 20, obteniendo lo
siguiente.
20
201.4 RN+
=
dientesN R 62=
Para calcular el numero de dientes de los planetarios, se realiza con la siguiente
formula31.
2
sRp
NNN
−= (Ec. 31)
dientesN p 212
2062=
−=
31 MABIE, Mecanismos y dinámica de maquinaria. Limusa Wiley.
77
Para continuar con el cálculo del tren de engranajes se debe tomar unas
dediciones a priori y de diseño32, las cuales son:
• Función: 138.1hp, 250 rpm.
• Confiabilidad R = 0.95 a 109 revoluciones del piñón.
• Relación de engranajes: 4.1
• Numero de calidad Qv33 = 7
• Material: 4340 OQT 1000
Para lograr un diseño optimo del tren de engranajes, se debe obtener un ancho de
cara del piñón que cumpla con la siguiente relación.
Pd
ππ 53≤≤ (Ec. 32)
Para ello, se tiene que tomar un paso diametral normalizado34 Pd que al hallar F y
evaluarlo, se cumpla con la relación antes mencionada.
Para calcular el ancho de cara F, se hace con las ecuaciones de las normas
ANSI/AGMA 2001-C9535, tratadas en el libro de Shigley para el diseño de
engranajes rectos, las cuales son:
FY
PdWKv t'=σ (Ec. 33)
B
A
VAKv
+=' (Ec. 34)
V
HW t 33000
= (Ec. 35)
12
)(rpmdV
π= (Ec. 36)
32 SHIGLEY, JOSEPH. Diseño en Ingeniería Mecánica. Mc. Graw Hill, Sexta Edición. 33 Ibíd., Pág. 928 34 Ibíd., Pág. 843 35 Ibíd., Pág. 938-939
78
σ
)/( RTNF
KKStYS = (Ec. 37)
d
pP
Nd = (Ec. 38)
Donde.
σ = Esfuerzo Flexionante.
Kv’ = Factor de velocidad.
Wt = Carga tangencial.
Pd = Paso diametral.
F = ancho de cara.
Y = Factor de forma de Lewis.
V = Velocidad en la línea de paso.
H = Potencia hp.
dp = Diámetro de paso.
SF = Factor de seguridad.
St = Resistencia a la flexión.
YN = Factores de los ciclos de carga.
KT = Factores de temperatura.
KR = Factores de Confiabilidad.
N = Número de dientes.
Tomando como Pd = 3 dientes/pulg., se halla el diámetro de paso.
)164.169lg(66.63
20mmpud p ==
Ahora, teniendo este valor se procede a calcular Kv’, Wt y V de las ecuaciones 34,
35 y 36 respectivamente.
min/89.43512
)250)(66.6(ftV ==
π
79
lbft
W t 16.10445min/89.435
)1.138(33000==
B
A
vAKv
+='
3/2)12(25.0
)1(5650
QvB
BA
−=
−+=
Como se tomo a el número de calidad Qv = 7 para una calidad comercial.
06.65)731.01(5650 =−+=A
22.106.65
89.43506.65731.0
' =
+=Kv
El factor de confiabilidad esta dado por.
)1ln(0759.0658.0 RK R −−=
Donde R=0.95, entonces.
884.0
)95.01ln(0759.0658.0
=
−−=
R
R
K
K
Para calcular los factores de carga YN y ZN36 del Sol y planeta, se debe tener en
cuenta el número de ciclos N, que para nuestro caso es N=109.
023.0
0178.0
)(4488.1)(
)(3558.1)(
−
−
=
=
NZ
NY
N
N
Para el sol: 900.0)10(4488.1)(
938.0)10(3558.1)(
023.09
0178.09
==
==
−
−
N
N
Z
Y
Para el planeta: 928.0)1.4/10(4488.1)(
960.0)1.4/10(3558.1)(
023.09
0178.09
==
==
−
−
N
N
Z
Y
36 Ibíd., Pág. 934 - 935
80
La resistencia a la flexión, se halla con la dureza Brinell HB del material, que para
el acero 4340 OQT1000 es de 36337, de esta forma St queda:
psiS
S
HS
t
t
Bt
9.42024
12150)363(3.82
121503.82
=
+=
+=
Teniendo los anteriores valores, de la ecuación 36; se despeja el Esfuerzo
flexionante σ.
F
RTN
S
KKStY )/(=σ
Como se determino un Factor de Seguridad de 1.56, se tiene.
psi63.2858456.1
)884.0)(1/()938.0)(9.42024(==σ
Con este valor y tomando a Y = 0.32238 para N = 20, se remplazan en la ecuación
32 y se despeja el ancho de cara F.
)41.105lg(15.4
)322.0(63.28584
)3)(16.10445)(22.1(
mmpuF
F
=
=
Evaluando F en la ecuación 32, resulta.
3
515.4
3
3 ππ≤≤
23.515.414.3 ≤≤
Esto significa que F = 4.15 esta dentro el rango de aceptación para el ancho de
cara según la norma ANSI/AGMA.
37 MOTT, ROBERT. Diseño de Elementos de Maquina. Prentice Hall, Segunda Edición. 38 Ibíd., Pág. 910
81
Después de tener estos datos, se procede a calcular los diámetros de paso dp de
la corona y los planetas con la ecuación 38.
Para la corona "66.20.lg/3
62==
pudientes
dientesd pc (524.764mm)
Para los planetas "7.lg/3
21==
pudientes
dientesd pp (177.8mm)
Ahora se debe calcular el número de planetas igualmente espaciados que se
pueden usar sin traslaparse, para ello lo calculamos de la siguiente formula39:
)/()2(
1801max
psp NNNsenn
++=
− (Ec. 39)
27.5)2120/()221(
1801max =
++=
−senn
Por lo tanto el número de planetas en el tren de engranajes no puede ser mayor a
5.
Para saber el número de planetas que van a estar en el tren de engranajes, los
calculamos así:
ccc
NNn sc 822062
=+
=+
=
El numero c debe ser un numero entero de espacios de diente entre planetas, que
al dividir a 82, de un numero entero n. Para este caso, c puede ser 82 0 41, por lo
tanto se escoge 41, que dará un n = 2 planetas igualmente espaciados.
39 MABIE, Mecanismos y dinámica de maquinaria. Limusa Wiley.
82
Factor de tamaño 0535.0
192.1
=
Pd
YFK s
Para desarrollar la anterior ecuación, se conoce Y=0.322 para un numero de
dientes de Ns =20.
17.13
322.015.4192.1
0535.0
=
=sK
Factor de distribución de carga:
)(1 CmaCeCpfCpmCmcCmfKm ++==
Fdp
FCpf 0125.00375.0
10+−= 1 < F < 17 pulg.
0766.0)15.4(0125.00375.0)66.6(10
15.4=+−=Cpf
2CFBFACma ++=
192.0
)15.4)(10*093.0()15.4(0158.0127.0 24
=
−++= −
Cma
Cma
1=Cmc Para dientes sin coronar.
1=Ce
268.1))1)(192.0()1)(0766.0((11 =++=Km
Con las estimaciones anteriores de Ks y Km, se procede a recalcular el esfuerzo
flexionante AGMA para flexión (ecuación 40) y el esfuerzo de contacto AGMA para
desgaste (ecuación 41).
J
KmK
F
PdKsKoKvW Bt '=σ (Ec. 40)
I
Cf
dF
KmKsKoKvWCp t
c '=σ (Ec. 41)
83
12
*cos
+=
G
G
m
msenI
φφ
Tomando a Ko=1 y el factor geométrico J = 0.3440, se evalúa la ecuación 40.
34.0
)1)(268.1(
15.4
)3()17.1)(22.1)(1)(16.10445(=σ
psi7.27003=σ
Se verifica el factor de seguridad en flexión de la ecuación 37.
65.17.27003
)884.0/()938.0)(9.42024(==
psi
psiS F
El factor de seguridad en flexión satisface el FS de diseño que se tomo para la
máquina.
Para calcular el esfuerzo de contacto por desgaste (ecuación 41), se determina el
coeficiente elástico Cp, que para el acero es de 2300psi.
32.011.4
1.4
2
20*20cos=
+=
senI
32.0
1
)15.4(66.6
268.1)17.1)(22.1)(1)(16.10445(2300=cσ
psic 33.106336=σ
Se calcula el factor de seguridad por desgaste de la ecuación 42, para ello se
toma Sc=170000psi41 y CH = 1
c
RTHN
H
KKCScZS
σ
)/(= (Ec. 42)
40 Ibíd., Pág. 925. Figura 14-6 41 Ibíd., Pág. 925. Tabla 14-6
84
62.133.106336
)884.0/()1)(900.0(170000==
psi
psiSH
El factor de seguridad por desgaste también satisface el FS de diseño, esto
significa que con el ancho de cara de F=4.15 y el acero 4340, se tiene un diseño
optimo del tren de engranajes.
En la figura 16 se muestra al conjunto del tren de engranajes para el diseño de la
minadora.
Figura 16. Tren de Engranajes Planetarios
Fuente. Diseño Autores
3.5 DISEÑO DE EJES
En el brazo se tiene básicamente dos ejes de transmisión, los primeros que se
llamaran ejes de los planetas y el segundo se llamara eje principal. Los primeros
transmitirán el movimiento de los piñones planetas al segundo, y este a su vez ira
conectado al cabezal de corte.
85
3.5.1 Ejes de los planetas
Estos ejes son los encargados de transmitir el movimiento de los piñones planetas
al brazo o disco en el cual va ir ensamblado el eje principal. En la figura 17 se
muestra el diagrama de fuerzas que actúan sobre el piñón planeta.
Figura 17. Diagrama de fuerzas que actúan los piñones planetarios
Fuente. Diseño Autores.
Ahora, con la potencia del motor que son 138.1Hp y las rpm 250, se calcula el
torque inducido por el motor al piñón planeta como:
rpm
HpT
*3.7124=
NmT 46.3935250
1.138*3.7124==
La fuerza tangencial y radial ejercida por el Sol al Planeta esta dada por:
p
t
d
TF
*2=
KNm
NmF t 573.46
169.0
46.3935*2==
)20(TanFF tr =
KNTanKNF r 951.16)20(*573.46 ==
86
Como el ancho de los piñones es de 4.15” o 105.4 mm. Se tomo la longitud del eje
de 150mm. En la figura 18 se muestra las distancias y las fuerzas que actúan en el
eje.
Figura 18. Graficas de fuerza, corte y momento para el eje planeta
Fuente. Diseño Autores
El momento de flexión en A es el resultante en los planos x y y de la anterior
figura.
87
22
AYAXA MMM +=
NmmKNmKNM A 22.7432)984.6()542.2( 22 =−+−=
Para hallar el diámetro del eje, se utiliza la ecuación 4242.
3/122
4
3
`
32
+
=
yn
t
S
T
S
MKND
π (Ec. 43)
RSn CSnCS =' (Ec. 43)
Donde.
N = Factor de diseño.
Kt = Concentrador de esfuerzo,
M = Momento de flexión.
S’n = Resistencia por durabilidad modificada.
Sn = Resistencia por durabilidad.
CS = Factor de tamaño.
CR = Factor de confiabilidad.
Sy = Resistencia a punto cedente.
T = Torque.
Se toma un factor de diseño43 N=3, se tiene un concentrador de esfuerzo por el
cuñero de perfil44 Kt=2, el material con el que se diseña el eje es acero 1040 OQT
400 con Sy=600Mpa y Sn=300Mpa, el factor de tamaño45 se toma como Cs= 0.76 y
como se desea una confiabilidad de 0.99, el factor de confiabilidad CR=0.81.
)81.0)(76.0)(300(' MpaS n =
MpaS n 68.184' =
42 MOTT, ROBERT. Diseño de Elementos de Maquina. Prentice Hall, Segunda Edición. Pág. 304 43 Ibíd., Pág. 298 44 Ibíd., Pág. 292 45 Ibíd., Pág. 297
88
3/122
600
46.3935
4
3
68.184
)432.7(2)3(32
+
−
=
Mpa
Nm
Mpa
mKND
π
)"88.2(152.73 mmD =
Este diámetro se multiplica por el factor de seguridad.
mmD 152.73*56.1=
)5.4(11.114 inmmD =
3.5.2 Eje principal
El eje principal es el encargado de transmitir el movimiento al cabezal de corte,
éste va estar expuesto al torque que es ejercido por los planetas y a una fuerza
axial que va a ejercer el peso del cabezal.
Despreciando las pérdidas de potencia en el tren de engranajes, el torque para
este eje esta dado por:
rpm
HpTq
*3.7124=
mKNTq ⋅== 397.1660
1.138*3.7124
Para hallar la carga axial ejercida por el peso del cabezal de corte, hay que
determinar la masa del mismo; la cual se obtuvo con Solid Edge V17 con un valor
de 104.27Kg (Figura 19).
Tomando una longitud de 350mm de longitud para el eje, esto para tener un
espacio considerado para la sujeción del eje al cabezal de corte; se halla el
momento flexionante en el eje.
dFM *=
mKgM 350.0*8.9*27.104=
mNM ⋅= 64.357
89
Figura 19. Propiedades Físicas del Cabezal de Corte.
Fuente. Diseño Autores
.
Tomando el mismo acero y los factores de tamaño y confiabilidad que se utilizaron
para el eje anterior, pero con un factor de diseño N=4, se calcula el diámetro de la
ecuación 42:
3/122
4
3
`
32
+
=
yn
t
S
T
S
MKND
π
3/122
600
397.16
4
3
68.184
64.357)4(32
+
⋅
=
Mpa
KN
Mpa
MND
π
)"98.3(21.101 mmD =
Multiplicando por el factor de seguridad.
mmD 21.101*56.1=
)24.6(158 inmmD =
90
3.5.3 Pasadores de Sujeción del Brazo
Los pasadores de sujeción del brazo tienen dos funciones: servir como centro de
giro al brazo cuando hace movimientos verticales y soportar el empuje y peso del
mismo brazo. Este pasador esta sometido a esfuerzos cortantes provocados por el
peso y por el empuje que tiene que hacer el brazo para penetrar la roca.
Para calcular el diámetro de los pasadores, se recurre a la ecuación de esfuerzo
cortante.
A
F=τ
En este caso como la fuerza de empuje Thr es mayor en magnitud que el peso del
brazo y tomando el esfuerzo cortante como 9.6Kg/mm2 (Tabla17) se tiene:
Tabla 17. Esfuerzos cortantes para algunos aceros
I Carga Estática II Carga Intermitente II Carga Alternativa.
Fuente. DUBBER, H. Manual del constructor de máquinas. Editorial Labor, Tomo I
91
mxMpa
KNFA 31020.7
6.9*2
28.138 −===τ
mmd 75.95=
Con el factor de seguridad de 1.56.
56.1*75.95 mmd =
)88.5(38.149 ind =
3.6 DISEÑO BANDA TRANSPORTADORA
La banda transportadora se encarga de llevar el mineral excavado desde la parte
frontal de la máquina hasta la parte trasera de la misma, hasta el sistema de
transporte que este instalado en la mina.
El calculo de la banda, se realizó de acuerdo a la fórmulas utilizadas por la
empresa española KAUMAN S.A.46 establecidas en su pagina de Internet.
Para iniciar el cálculo de la banda transportadora, se debe conocer capacidad de
transporte de la misma, en nuestro caso, la banda debe transportar una tarifa de
producción teórica de 18.84m3/h, esto con las mejores condiciones de trabajo.
La capacidad de transporte depende básicamente del ancho y la velocidad de la
banda. Otros factores que intervienen son: el ángulo de artesa β, el ángulo de
talud natural del material (Figura 20), su densidad y la inclinación del transporte,
con la corrección que se estime por las posibles irregularidades en la carga del
material.
46 KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
92
Figura 20. Angulo de Artesa β y Angulo de talud natural del material
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
Para efectos de diseño, la capacidad de transporte teórica Qm, se corrige en
función de la inclinación del transporte según el coeficiente K; la inclinación de la
banda para el diseño va ser de 12°, de esta forma K se determina de tabla 18.
Ahora, Qm se debe multiplicar por un porcentaje que se estime como irregularidad
de la carga (oscila normalmente entre 0 y el 50%), para el diseño se estima un
40%, esto con el objeto de tener una mayor capacidad de transporte.
hmhmQm /376.2640.1*/84.18 33 ==
Tabla 18. Valores de K para algunos valores de inclinación de bandas transportadoras
TABLA 16.- VALORES DE "K"
Inclinación K
0 1
2 1
4 0,99
6 0,98
8 0,97
10 0,95
12 0,93
14 0,91
16 0,89
18 0,85
20 0,81
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
93
Con este valor se selecciona el valor de Qm superior en la tabla del ANEXO D,
obteniendo Qm=30m3/h para un ancho de banda de 450 mm. Teniendo estos
valores se puede hallar la velocidad de la banda con la siguiente ecuación.
γQmK
Qtv = (Ec. 44)
Donde.
Qt = Capacidad real de transporte. T/h
Qm = Capacidad teórica de transporte, m3/h
γ = Peso especifico del material. T/m3
De esta forma, con la capacidad teórica de transporte, la capacidad real de
transporte que va ser de Qt = 46.7 T/h con las mejores condiciones de trabajo, el
coeficiente K = 0.93 y un peso especifico del carbón de 1.11T/m3, tenemos.
smv /50.111.1*93.0*30
7.46==
Para determinar los rodillos y la potencia de accionamiento, se debe conocer el
peso de la banda por Kg. /m, que se calcula así:
)**15.1( zPleBP += (Ec. 45)
Donde.
P = Peso de la banda en Kg. /m.
B = Ancho de la banda en m.
Pl = Peso por m2 de cada capa textil
e = Espesor de los recubrimientos, en mm
z = Numero de capas textiles.
Los tejidos más usuales en la fabricación de bandas transportadoras son los de
tipo EP, formados por fibras de poliéster (E) en el sentido longitudinal (urdimbre) y
94
de poliamida o nylon (P) en el sentido transversal (trama). Este tipo de tejido
proporciona a la banda una elevada resistencia a la rotura y al impacto, así como
una gran flexibilidad y un peso reducido. El peso de la capa textil se selecciona de
la siguiente tabla.
Tabla 19. Valores de peso de cada capa textil.
VALORES DE PL (KG./ M², CAPA)
Tipo de Lona Pl (Kg./m²)
EP-100 1,12
EP-125 1,40
EP-160 1,41
EP-200 1,56
EP-250 1,89
EP-315 2,31
EP-400 2,65
EP-500 3,21
EP-630 4,06
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
El tipo de lona que va a tener la banda es la EP-630, ya que da 630N/mm de
resistencia,
El espesor de los recubrimientos se escoge de la tabla 20, teniendo en cuenta el
tiempo de recorrido de la banda y la abrasión del mineral, que para el carbón la es
tipo C
Conociendo que la velocidad de la banda es de 1.50m/s, el tiempo de recorrido de
la banda en un ciclo va ser < 0.2 min., entonces se toma como espesor de
recubrimiento 3mm.
El número de capaz textiles se va tomar como 5, esto en base a las
recomendaciones que da la empresa KAUMAN S.A.,
95
Tabla 20. Espesor de recubrimiento recomendado (mm)
Abrasión grado A Abrasión grado B Abrasión grado C
Tamaño mm
0÷50 50÷150 >150 0÷50 50÷150 >150 0÷50 50÷150 >150
Tiempo de
recorrido
< 0,2 min.
5÷6 6÷8 8÷10 3÷5 5÷6 6÷8 2÷3 3÷4 4÷6
0,2÷0,4 min.
4÷5 5÷6 6÷8 3÷4,5 >=5 >=6 2÷2,5 2,5÷4 4÷5
0,4÷1 min.
4÷5 >=6 >=8 3÷4 4÷5 5÷6 2÷2,5 2,5÷3,5 3,5÷4
1÷ 5 min.
3÷5 5÷6 7÷8 3÷5 4÷5 5÷6 2÷2,5 2,5÷3,5 3,5÷4
> 5 min. 3÷5 5÷6 7÷8 3÷5 4÷5 5÷6 2÷2,5 2,5÷3,5 3,5÷4
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
Con lo establecido anteriormente, se procede a calcular el peso de la banda con la
ecuación 46.
)5*06.46*15.1(450.0 +=P
mKgP /24.12=
Obtenido este valor, se calcula la carga en los rodillos que van a soportar el peso
de la banda y el mineral con la siguiente ecuación.
FvFiFcv
QrCgLRKr ⋅⋅++= )
6.3(1 (Ec. 46)
Donde.
R = Peso de las partes rodantes de los rodillos.
L1 = Separación entre dos estaciones consecutivas.
Cg = Peso de la Banda.
Qr = Capacidad de carga real.
v = velocidad de la banda.
Fc = Factor de carga.
96
Fi = Factor de impacto.
Fv = Factor de vida del rodillo.
Algunos de los anteriores valores se determinan por tablas del ANEXO E. Los
cuales son.
R = 3.33Kg
L1 = 1.20 ancho de banda de 500.
Fc = 1 horizontal.
Fi = 1
Fv = 1 para 30000 h.
Entonces se tiene.
111))50.1(6.3
/7.46/24.12(20.133.3 ⋅⋅++=
mTmKgKgKr
kgKr 318.20=
Según recomendación del diámetro del rodillo por ancho de banda (tabla J,
ANEXO E), se toma un rodillo liso SERIE M/S-20, colocación horizontal.
Ahora se determina la potencia de accionamiento necesaria para mover la banda,
esta se desglosa en 3 componentes.
N1.- Potencia necesaria para mover la banda descargada. Depende del peso
de las partes móviles, el coeficiente de fricción en los rodillos de apoyo, la longitud,
la inclinación y la velocidad de la banda. Su valor en CV, viene dado por:
( )GiGsCosCgvLfC
N ++⋅⋅⋅⋅⋅⋅
= δ275
1 (Ec. 47)
Donde.
C = Coeficiente en función de la longitud de transporte tabla 20.
97
f = Coeficiente de rozamiento en los rodillos de soporte de la banda tabla 21.
L = longitud del transporte.
v = Velocidad de la banda.
Gs = Peso de las partes giratorias de los rodillos soporte en el ramal superior.
Gi = Peso de las partes giratorias de los rodillos soporte en el ramal inferior.
δ = Angulo de inclinación.
Tabla 21. Coeficiente en función de la longitud (C), coeficiente de fricción en rodillos (F)
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
Tomando los rodillos superiores iguales a los inferiores, se tiene:
( )64/)4)(2(33.3)12(24.12275
50.15020.06.61 +⋅⋅⋅
⋅⋅⋅= CosN
CVN 554.61 =
HpN 63.61 =
N2.- Potencia necesaria para vencer las resistencias de rozamiento al
movimiento de la carga. Depende de los mismos factores del apartado anterior,
con la diferencia de que sólo se considerará el peso de la carga a transportar. Su
valor en CV, viene dado por:
2702
δCosQtLfCN
⋅⋅⋅⋅= (Ec 48)
98
HpCVCos
N 113.0111.0270
)12(7.465020.06.62 ==
⋅⋅⋅⋅=
N3.- Potencia necesaria para elevar la carga. Dependerá de la cantidad de
material a transportar, la velocidad y la altura. La propia banda no se considera, ya
que compensa la parte ascendente con la descendente. Su valor en CV, viene
dado por:
2703
HQtN
⋅= (Ec. 49)
Siendo H la altura vertical de transporte, calculándola queda:
)12(5mtsSenH =
mtsH 03.1=
HpCVmt
N 175.0178.0270
03.17.463 ==
⋅=
La potencia total necesaria se determina sumando las anteriores potencias.
321 NNNNT ++=
HpHpHpNT 175.0113.063.6 ++=
HpNT 918.6=
La potencia del motor eléctrico se calcula multiplicando la anterior potencia por un
FS 1.2 y dividiendo por el rendimiento del mismo que puede ser 0,85.
85.0
2.1*918.6* HpFSNTP ==
η
HpP 76.9=
La potencia total ha de asumirse en una fuerza de accionamiento sobre el tambor
motriz. Esta fuerza de accionamiento se produce por la diferencia entre las
tensiones de entrada y salida de la banda en el tambor motriz, que dependen a su
vez del coeficiente de rozamiento entre la banda y el tambor.
99
La fuerza y la potencia de accionamiento están relacionadas por la siguiente
ecuación.
V
NaF
⋅=75
(Ec. 50)
Donde.
Na = Potencia total de accionamiento.
v = Velocidad de la banda.
Kgsm
CVF 482
/50.1
64.975=
⋅=
A su vez, las tensiones de la banda a la entrada y a la salida del tambor motriz es
están dadas por las ecuaciones 51 y 52 respectivamente.
)1
11(1
−+⋅=
µαeFT (Ec. 51)
1
12
−⋅=
µαeFT (Ec. 52)
Donde.
µ = Coeficiente de rozamiento entre la banda y el tambor motriz.
α = Ángulo del tambor motriz abrazado por la banda, en radianes.
Estos valores se encuentran en las tablas del ANEXO F, que para el cálculo son:
µ = Tambor sin recubrir y condiciones húmedas. 0.20
α = La banda esta abrazada 180° al tambor motriz.
Las tensiones obtenidas son.
KgT 48.1031)14.11(4821 =+⋅=
KgT 48.54914.14822 =⋅=
100
Las tensiones, se calculan siguiendo el mismo sistema que el utilizado para la
potencia de accionamiento, es decir:
Tr.- Tensión necesaria para mover la banda descargada. Depende del peso de
las partes móviles, el coeficiente de fricción en los rodillos de apoyo, la longitud, la
inclinación y la velocidad de la banda. Su valor en Kg., viene dado por:
v
NTr
175 ⋅= (Ec. 53)
KgTr 7.32750.1
554.675=
⋅=
Para confeccionar los diagramas de tensión, se debe diferenciar esta tensión entre
el ramal superior (Trs) y el inferior (Tri), de modo que:
)2( GsCosGglfCTrs +⋅⋅⋅⋅⋅= δ
En el caso de la banda para la máquina Trs=Tri porque los rodillos superiores son
iguales que los inferiores.
)64/)4(33.3)12(24.122(5020.06.6 +⋅⋅⋅⋅⋅= CosTrs
KgTrs 47.4=
Tq- Tensión necesaria para vencer las resistencias de rozamiento al
movimiento de la carga. Depende de los mismos factores del apartado anterior,
con la diferencia de que sólo se considerará el peso de la carga a transportar. Su
valor en Kg., viene dado por:
v
NTq
275 ⋅= (Ec. 54)
KgCV
Tq 55.550.1
111.075=
⋅=
Tv- Tensión necesaria para elevar la carga. Dependerá de la cantidad de
material a transportar, la velocidad y la altura. Su valor en Kg., viene dado por:
101
v
NTv
375 ⋅= (Ec. 55)
KgCV
Tv 9.850.1
178.075=
⋅=
En este caso, para confeccionar los diagramas de tensión, sí habrá que tener en
cuenta el peso propio de la banda ya que, cuando el transporte es inclinado, habrá
de soportarlo el tambor situado en la parte más alta. La tensión que supone,
vendrá dada por:
GgHTg *= (Ec. 56)
mKgmtsTg /24.12*03.1=
KgTg 60.12=
La fuerza de accionamiento necesaria será:
TvTrTqF ++=
KgKgKgF 9.87.32755.5 ++=
KgF 15.342=
El diagrama de tensiones en la banda se muestra en la siguiente figura
Figura 21. Diagrama de tensiones en la banda con accionamiento en la cabeza
Fuente: KAUMAN S.A., España. http://www.kauman.com/es/kauman/empresa_es.asp
102
El diámetro de los tambores es un factor importante para el correcto
funcionamiento de una instalación. Por una parte, determina el grado de esfuerzo
al que va a estar sometida la banda en las flexiones que provoca su paso por ellos
y, por otro, la superficie de contacto entre la banda y el tambor motriz ha de ser la
suficiente para dar la fuerza de accionamiento necesaria evitando un
tensionamiento excesivo.
Por esta razón, la norma DIN-2210147, establece como diámetro mínimo del
tambor de accionamiento para bandas textiles, el resultado de la siguiente
expresión:
απ **
2*360
p
FD = (Ec. 57)
Donde.
F = Fuerza de accionamiento del tambor motriz.
p = Capacidad de transmisión tambor/banda (1.600÷2.000 Kg. /m². En
subterráneas, hasta 3.500)
α = Angulo abrazado en tambor motriz, en grados.
Tomando una capacidad de transmisión tambor/banda de 3000Kg/m2, se tiene:
mKg
D 382.0180**1600
)482(2*360==
π
Para la banda se escogió un motor siemens de 10HP trifásico a 1200rpm, las
especificaciones están en el ANEXO G.
47 DIN 22 101: (Correas transportadoras para materiales a granel – Aspectos fundamentales para el cálculo y diseño). Agosto de 2002.
103
3.7 TREN DE RODAJE POR SISTEMA DE CANEDAS
La minadora va a disponer de un tren de rodaje por sistema de cadenas,
comúnmente llamado orugas; para desplazarse dentro de la mina. Este sistema es
el empleado por la mayoría de las maquinas de excavación minera.
Después de investigar la forma de diseñar el tren de rodaje, se determino
seleccionarlo de un catalogo (ANEXO H) de Caterpillar®, puesto que para diseñar
este sistema, se debe contar con tablas de cadenas especiales para este tipo de
trabajo y de carga, desafortunadamente no se encontraron dichas tablas ya que
las empresas desarrolladoras de este tipo de mecanismos guardan celosamente
sus desarrollos lo cual es entendible.
3.8. SISTEMA DE CARGA
La minadora tiene un sistema de carga que es el encargado de mover el material
excavado del frente de la maquina hasta la banda transportadora, consta de unos
discos con unos brazos que giran a una velocidad constante mínima con el objeto
de no crear polvo con el rocé entre el metal y el carbón. El cabezal de corte, el
sistema de carga y evacuación del mineral y el sistema del transporte de la mina
deben trabajar con armonía para obtener la operación eficiente.
Para calcular la velocidad a la que debe girar los discos, se toma la velocidad
lineal de la banda transportadora que es de 1.50 m/s y la fuerza de accionamiento
que es de 342.15Kg, obteniendo.
VFHp *=
WsmsmKgHp 5029/50.1*/8.9*15.342 ==
KWW
P 1.785.0
2.1*5039==
104
El sistema se muestra en la figura 22.
Figura 22. Sistema de carga de la minadora.
Fuente. Diseño Autores
Se escogió un motor trifásico a 60Hz a prueba de explosión de 7.5KW de la marca
weg. ANEXO I.
3.9 CÁLCULO DEL SISTEMA HIDRÁUILICO
El minador continuo tiene un sistema hidráulico que es el encargado de accionar y
mover la gran mayoría de los mecanismos de la máquina, este sistema esta
compuesto por cilindros hidráulicos, motores hidráulicos, tuberías y bombas
hidráulicas.
3.9.1 Calculo Cilindros hidráulicos
En la máquina se va a tener principalmente tres cilindros hidráulicos; el cilindro de
empuje, el cilindro elevador y los cilindros de movimiento lateral. Cada uno de
estos son los encargados de mover el brazo donde va estar el cabezal de corte.
105
• Cilindro de Empuje.
Este cilindro es el encargado de ejercer la fuerza de empuje al cabezal de corte
para que este penetre dentro del manto de carbón y ejecute el excavado del
mineral. La fuerza que tiene que ejercer el cilindro es la sumatoria de la fuerza de
empuje de la ecuación 15 y la fuerza que ejerce el peso del brazo donde esta
montado el cabezal de corte y el tren de engranajes. De esta forma la fuerza de
empuje es.
ctWThrFe += (Ec. 58)
Donde.
Thr = Fuerza de empuje, ecuación 15.
Wct = Peso del brazo, cabezal y tren de engranajes.
El peso Wct, se obtiene en las propiedades físicas de Solid Edge V17 tomando
como material para todo el conjunto acero. Figura 23.
Figura 23. Propiedades Físicas del conjunto cabezal de corte, tren de engranajes, brazo y motor
Fuente. Diseño Autores
106
De la ecuación 58 se tiene. 2/8.9*81.119928.138 smKgKNFe +=
KNFe 038.150=
Para hallar el cilindro se debe saber el área del embolo, de igual forma se debe
suponer la presión a la que va a trabajar el cilindro, que para el calculo tomaremos
16Mpa. De esta forma tenemos.
P
FA = (Ec. 59)
200937.016
038.150m
Mpa
KNA ==
2
4dA
π=
mmd 22.109)4(00937.0
==π
Multiplicando el diámetro por el FS de diseño.
mmmmd 39.17056.1*22.109 ==
Por catalogo (ANEXO J) se tiene un cilindro de doble efecto de diámetro de
embolo de 180mm y vástago de 100mm a 160bar (16Mpa) y con una longitud de
carrera de de 352.46mm que es la longitud que se necesita para que el cabezal de
corte penetre en la roca. Figura 24.
No obstante, para elegir este cilindro de forma definitiva hay que comprobar que
no existe peligro de que el vástago se pandee. Para realizar la comprobación de
pandeo se debe utilizar la formula mas adecuada (en función del grado de
esbeltez λ) para calcular la fuerza máxima de compresión a la que puede estar
sometido el vástago elegido sin que produzca pandeo
107
Figura 24. Longitud del cabezal de corte.
Fuente. Diseño Autores
El cálculo de pandeo se lleva a cabo con las siguientes formulas:
Calculo de Euler
2
2
KLv
IEF
⋅
⋅⋅=
πSi λ>λg (Ec. 60)
Calculo según Tetmajer
v
dF
⋅
⋅−⋅=
4
)62.0335(2 λπ Si λ≤λg (Ec. 61)
Donde.
E = Módulo de Elasticidad en N/mm2, 2.1x105 para acero.
I = Momento de Inercia de superficie en mm4, para sección circular = 40491.0 d⋅
v = 3.5 (Factor de seguridad)
LK = Longitud de pandeo libre en mm. (en función del tipo de sujeción ver figura
25).
D = Diámetro del vástago de pistón en mm.
108
Re = Limite de estiramiento del material del vástago de pistón. = 22 /1035.2 mmNx
λ = Grado de esbeltez.
d
LK⋅=4
λ e
gR
E
⋅=
8.0πλ
Figura 25. Efecto del tipo de sujeción sobre la longitud de pandeo
Fuente. Capacidad de Carga de cilindros oleohidráulicos: Norma ISO/TS 13725
Los datos de longitud de pandeo y momento de inercia del vástago son:
mLLK 730.07.07.0 ⋅=⋅=
mLK 511.0=
44 )100(0491.00491.0 ⋅=⋅= dI
44910000mmI =
El grado de esbeltez del vástago es:
44.20100
51144=
⋅=
⋅=
d
LKλ
10510.35.28.0
101.2
8.0 2
5
=⋅
=⋅
=x
R
E
e
g ππλ
Como λ ≤ λg se realiza el cálculo según Tetmajer y se obtiene que la fuerza
máxima a compresión que puede aguantar el vástago del cilindro elegido es:
109
KNF 300.7235.34
)44.2062.0335(1002=
⋅
⋅−⋅=
π
La fuerza máxima de compresión que se produce en el momento de empuje es:
PAF ⋅=
KNMpamF 150.40716)090,0( 2 =⋅⋅= π
Como la fuerza de empuje es menor a la fuerza máxima a compresión que el
vástago aguanta, no existe peligro de pandeo, entonces el cilindro seleccionado si
sirve.
• Cilindro Elevador
El cilindro elevador es el encargado de efectuar el movimiento vertical del brazo de
la máquina, esto significa que tiene que soportar todo el peso de las partes que
van montadas en el brazo. El valor de la masa se determino por Solid Edge.
Figura 26
Figura 26. Propiedades Físicas del conjunto completo del brazo.
Fuente. Diseño Autores
110
De la ecuación 59 se tiene:
22
00168.010
/8.97.1722m
Mpa
smKgA =
⋅=
2
4dA
π=
mmd 36.46)4(00168.0
==π
Multiplicando el diámetro por el FS de diseño.
mmmmd 32.7256.1*36.46 ==
De acuerdo al catalogo (ANEXO J), se selecciona un cilindro de doble efecto de
diámetro de embolo de 80mm y de vástago de 40mm a 100bar (10Mpa).
De igual forma que el cilindro de empuje, se debe calcular la máxima fuerza a
compresión que soporta el vástago del cilindro elevador sin tener pandeo.
Para este cilindro se tiene una sujeción del cuadro B figura 25, la longitud de
pandeo y momento de inercia son:
mLLK 284.1==
44 )40(0491.00491.0 ⋅=⋅= dI
4125696mmI =
El grado de esbeltez del vástago es:
36.51100
128444=
⋅=
⋅=
d
LKλ
10510.35.28.0
101.2
8.0 2
5
=⋅
=⋅
=x
R
E
e
g ππλ
111
En este caso λ ≤ λg, entonces se realiza el cálculo según la ecuación 59 y se
obtiene la fuerza máxima a compresión que puede aguantar el vástago del cilindro
elevador:
KNF 845.1085.34
)36.5162.0335(402=
⋅
⋅−⋅=
π
La fuerza máxima de compresión que se produce en el momento de bajar el brazo
es:
PAF ⋅=
KNMpamF 256.5010)040,0( 2 =⋅⋅= π
Como la fuerza que va a efectuar el cilindro cuando baja el brazo es menor a la
fuerza máxima a compresión que el vástago aguanta, no existe peligro de pandeo,
entonces el cilindro seleccionado es el óptimo.
• Cilindros de Empuje Lateral
El brazo de la minadora, además de tener movimientos verticales y de empuje, va
realizar movimientos horizontales para que el cabezal aplique la fuerza de corte
lateralmente. Como la fuerza que se aplica es lateral, el empuje que tienen que
ejercer los cilindros, es la fuerza de arco Far obtenido en la con la Ec. 16
KNFar 140.69≈ .Como se va a disponer de dos cilindros para mover el brazo, la
fuerza Far será la mitad para el cálculo de los cilindros; de la ecuación 59 se tiene:
200432.016
578.34m
Mpa
KNA ==
2
4dA
π=
mmd 44.52)4(00432.0
==π
112
Con el FS el diámetro es:
mmmmd 82.8156.1*4..52 ==
Con el catalogo del ANEXO J, se selecciona un cilindro de doble efecto de
diámetro de embolo de 100mm y de vástago de 56mm a 160bar (16Mpa).
De igual forma que los anteriores cilindros, se debe calcular la máxima fuerza a
compresión que soporta el vástago de cada uno de los cilindros de empuje lateral
sin tener pandeo.
Para este cilindro, la sujeción se va hacer en la parte media de mismo como se
describe en el cuadro B de la figura 25, la longitud de pandeo y momento de
inercia son:
mLLK 240.0==
44 )56(0491.00491.0 ⋅=⋅= dI
47.482873 mmI =
El grado de esbeltez del vástago es:
6.9100
24044=
⋅=
⋅=
d
LKλ
10510.35.28.0
101.2
8.0 2
5
=⋅
=⋅
=x
R
E
e
g ππλ
El grado de esbeltez λ es menor que λg, entonces se realiza el cálculo según la
ecuación 61 y se obtiene la fuerza máxima a compresión que puede aguantar los
vástagos de los cilindros de empuje lateral:
KNF 556.2315.34
)6.962.0335(562=
⋅
⋅−⋅=
π
113
La fuerza máxima de compresión que se produce en el vástago de los cilindros en
el momento mover el brazo lateralmente es:
PAF ⋅=
KNMpamF 632.15716)056,0( 2 =⋅⋅= π
De acuerdo a lo anterior, la fuerza que van a ejercer los cilindros cuando mueven
el brazo lateralmente, es menor a la fuerza máxima a compresión que los
vástagos aguantan; no existe peligro de pandeo.
3.9.2 Calculo de las tuberías
Teniendo los diámetros de cada uno de los cilindros que va a operar en la
máquina, se sigue con el cálculo del caudal para el sistema que componen los
cilindros. Para obtener el caudal se debe estimar la velocidad de carrera de los
cilindros; ya que la máquina se diseño para una profundidad de corte de 10mm, se
va a optar por una velocidad de carrera de los cilindros de 20mm/s, puesto que en
media revolución o vuelta del cabezal, las picas profundizan 10mm. Esta velocidad
va ser para todos los cilindros teniendo en cuenta que independientemente de su
operación, se conjugan para realizar la excavación a una profundidad
determinada.
El cálculo del caudal se obtiene de la siguiente ecuación 62.
VAQ = (Ec. 62)
Donde.
Q = Caudal, m3/s
V = Velocidad del cilindro, m/s
A = Área del embolo del cilindro, m2.
Siguiendo la anterior ecuación, los caudales para los cilindros son:
114
� Cilindro de empuje.
VAQ =
2)180.0(*4
*020.0 ms
mQ
π=
)min
53.30(10089.53
4 L
s
mXQ →= −
� Cilindro Elevador.
VAQ =
2)080.0(*4
*020.0 ms
mQ
π=
)min
03.6(100043.13
4 L
s
mXQ →= −
� Cilindros de empuje lateral.
VAQ =
2)100.0(*4
*020.0 ms
mQ
π=
)min
84.18(10570.1*)2(3
4 L
s
mXQ →= −
Ahora, como se sabe los caudales de los motores del cabezal y de las orugas que
son de 4gpm (15L/min.) y 26.7gpm (101.07L/min.) respectivamente, se calcula el
caudal total necesario en la minadora.
QmoQmcQcQt ++=
min07.101
min15
min)84.1803.653.30(
LLLQt ++++=
min47.171
LQt =
115
Como el circuito hidráulico va ser independiente para los motores como para los
cilindros por las presiones que se manejan, las tuberías van a ser de diferente
diámetro. Ahora, calculando toda la tubería del circuito hidráulico para una presión
nominal de 160 bares para los cilindros y de 350 bar para los motores, con un
aceite hidráulico de viscosidad cinemática cSt de 43, se obtiene el diámetro de las
tuberías por medio del ábaco. Figura 27
Figura 27. Ábaco para el cálculo de tuberías.
Fuente. http://www.imh.es/prototipos/web5/h23.html
Según la anterior figura, el diámetro de la tubería para el circuito de los cilindros es
13.2mm a una velocidad de 5.5m/s y para los motores es de 18.2mm a una
velocidad de 7m/s.
116
Para determinar las pérdidas de carga o presión en la tubería, se tiene que hallar
el Número de Reynolds48 (Ec. 63) para saber si el flujo es laminar o turbulento.
µ
ρVD=Re (Ec. 63)
Donde.
ρ = densidad.
V = Velocidad del Fluido.
D = Diámetro de la tubería.
µ = Viscosidad dinámica del fluido.
Para el aceite hidráulico Shell Rimula 10W-20 (ANEXO K) se tiene una densidad
de 885 Kg. /m3 y la viscosidad se determina según la tabla del mismo anexo para
una temperatura de 50°C. Se tiene el número de Reynolds para la tubería de los
cilindros.
2.321/102
0132.0*/5.5*/885Re
21
3
=⋅
=− msNX
msmmKg
Para la tubería de los motores.
07.408/102
0132.0*/7*/885Re
21
3
=⋅
=− msNX
msmmKg
Como el valor es menor a 2000, el flujo es laminar; se calcula el factor de fricción
con la siguiente ecuación.
Re
64=f
199.02.321
64==f Tubería cilindros
48 MUNSON, YOUNG. Fundamentos de mecánica de Fluidos. Limusa Wiley
117
156.007.408
64==f Tubería motores
Ahora se calcula la perdida de carga49. Ecuación 64.
2
2V
D
LfP ρ=∆ (Ec. 64)
Tomando a L como la longitud de la tubería que para el circuito hidráulico de los
cilindros es de 13.53mts, se tiene.
)30.27(73.22
)5.5(885
0132.0
53.13199.0
2
3baresMpa
m
m
Kg
mts
mtsP ==∆
La tubería de los motores tiene una longitud de 20mts, entonces.
)1.37(71.32
)7(885
0182.0
20156.0
2
3baresMpa
m
m
Kg
mts
mtsP ==∆
Por otro lado, las pérdidas de carga en las válvulas 4/3 distribuidoras del circuito
de los cilindros y de los motores se obtienen de las curvas proporcionadas en los
catálogos (ANEXO L). Teniendo en cuenta que estas válvulas para el circuito de
los cilindros tienen una configuración con los centros cerrados tipo Z11, según el
catalogo se tiene.
� Válvula 4/3 direccional RPE3-06 del cilindro de empuje.
Q = 30.53 L/min.
Perdida de carga de P-A, curva 2 ∆p = 3 bar.
� Válvula 4/3 direccional RPK1-03 del cilindro elevador.
Q = 6.03 L/min.
Perdida de carga P-A, curva 1 ∆p = 1 bar.
49 Ibíd. Pág. 477
118
� Válvula 4/3 direccional RPK1-03 de los cilindros de empuje lateral
Q = 9.42 L/min.
Perdida de carga P-A, curva 1 ∆p = 2(1.5) bar. = 3 bar.
La válvula 4/3 distribuidoras para el circuito de los motor del cabezal de corte tiene
una configuración Y51
� Válvula 4/3 direccional RPK1-03 para el motor del cabezal de corte
Q = 15 L/min.
Perdidas de carga 4-T, curva 1 ∆p = 2 bar.
La válvula 4/3 distribuidora para los motores del tren de rodaje tiene una
configuración P11.
� Válvula 4/3 direccional RPE4-10 para los motores del tren de rodaje.
Q = 101.07 L/min.
Perdidas de carga P-B, curva 1 ∆p = 5.5 bar.
De esta forma las presiones de las bombas de los circuitos hidráulicos de los
cilindros y de los motores son.
vtnom ppPPc ∆+∆+=
Donde.
Pnom = Presión nominal de trabajo.
∆pt = Perdidas de carga o presión en tuberías.
∆pv = Perdidas de carga o presión en válvulas.
Presión de la bomba para los cilindros.
barbarbarPc 730.27160 ++=
119
barPc 3.194=
Presión de la bomba para los motores.
barbarbarPm 5.71.37350 ++=
barPm 6.394=
Para el circuito hidráulico de los cilindros se tiene un cauda Q = 55.4 L/min. A una
presión P = 194.3 bar., se selecciono una bomba de EATON modelo 70160 y para
el circuito hidráulico de los motores con un caudal Q = 116.07 L/min. y presión P =
394.6 bar., se determino una bomba de la marca AHP HIDRAULIKA modelo PV
3K-10. Las especificaciones de las anteriores bombas están en el ANEXO Ll
Con todo lo anterior se determina la potencia de los motores eléctricos que nos
van a mover las bombas con la siguiente formula.
600
** tPQP
η= (Ec. 65)
Donde.
P = Potencia, KW
Q = Caudal, L/min.
P = Presión, bar.
ηt = Eficiencia total de la bomba.
� Potencia del motor eléctrico para la bomba del circuito hidráulico de los
cilindros.
KWbar
P 25.20600
90.0*210*4.55==
KWKW
Pmotor 58.2885.0
2.1*25.20==
120
Se dispone de un motor trifásico a 60 Hz a prueba de explosión de 30 KW.
ANEXO M.
� Potencia del motor eléctrico para la bomba del circuito hidráulico de los
motores.
KWbarL
P 91.77600
90.0*420min*/6.126==
KWKW
Pmotor 11085.0
2.1*75.79==
Para este sistema se selecciono un motor trifásico a 60 Hz de 110KW de la marca
weg. ANEXO M
La capacidad del tanque se determina así.
QcV *3= (Ec. 66)
Donde.
Qc = Caudal de las bombas.
3179.0179min)/6.126min/4.55(*3 mLLLV →=+=
3.9.3 Descripción del circuito Electro Hidráulico
El circuito electro-hidráulico consta de 4 cilindros de doble efecto y 3 motores
hidráulicos. El funcionamiento de los cilindros y los motores es el siguiente:
El cilindro de empuje, encargado de mover el cabezal de corte hacia delante y
hacia atrás Figura 28.
121
Figura 28. Movimiento del cilindro de empuje.
Fuente. Diseño Autores
El cilindro de elevación, encargado de levantar el brazo Figura 29.
Figura 29. Movimiento del cilindro elevador.
Fuente. Diseño Autores
122
Los cilindros que dan el movimiento lateral Figura 30.
Figura 30. Movimiento de los cilindros de empuje lateral.
Fuente. Diseño Autores
El motor hidráulico que hace girar el cabezal de corte Figura 31.
Figura 31. Sentido de giro del motor hidráulico del cabezal de corte.
Fuente. Diseño Autores
123
Los motores hidráulicos encargados de mover el tren de rodaje de la minadora
Figura 32.
Figura 32. Movimiento de la maquina provocado por los motores hidráulicos que accionan el tren
de rodaje
Fuente. Diseño Autores
Los 4 cilindros son controlados por válvulas 4/3 y los 3 motores por válvulas 4/2
las cuales son accionadas por 5 interruptores de tres posiciones.
El tablero electrónico de mando se divide en:
� Movimiento maquina adelante-atrás
� Movimiento derecha-izquierda
� Movimiento del cabezal arriba-abajo
� Movimiento del cabezal derecha-izquierda
� Empuje del cabezal adelante-atrás
� Selector entre giro de cabezal y movimiento de maquina
� Dos pulsadores q encienden y apagan el motor del cabezal
� Paro de emergencia.
El esquema del circuito se muestra en el ANEXO N.
124
CONCLUSIONES
• Trabajando en las peores condiciones, con el diseño desarrollado se pasaría
de explotar 2 (Dos) toneladas de carbón en turno de ocho horas por obrero, a una
producción teórica de explotación de 169 (Ciento sesenta y nueve) toneladas de
carbón en el mismo turno, elevando considerablemente la producción que podría
tener una mina que utilicé el minador continuo como sistema de arranque del
mineral.
• Teniendo en cuenta el marco legal que rige como reglamento de seguridad en
las minas de explotación subterránea, el minador tiene sus sistemas de
generación de potencia, como los motores eléctricos, a prueba de explosión. Para
los principales movimientos que va a ejecutar el minador continuo, se dispuso de
sistemas hidráulicos, con el fin de tener una maquina que no produzca chispa
alguna, además se diseño el cabezal de corte con relaciones entre la profundidad
de corte y la distancia entre picas para que al momento de arrancar el mineral, no
se produzca altas concentraciones de polvo que puedan representar riesgos para
la salud y el bienestar de los trabajadores.
• La potencia eléctrica total neta que va a consumir la maquina es aceptable
comparándola con la producción que puede tener la maquina.
• Se elaboro satisfactoriamente el diseño del minador continuo utilizando
elementos normalizados teniendo en cuenta las cargas y desgastes a los que van
a estar expuestos cada uno de los elementos de la misma.
• El diseño de la maquina se hizo para un lugar determinado, pues solo se
obtuvo estudios de dicha zona. Desafortunadamente este tipo de maquina no es
funcionable en todos los yacimientos de carbón debido a las características de los
mantos.
125
BIBLIOGRAFIA
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Manufacturers Association.
BILGIN N., COPUR H., Dominant rock properties affecting the performance of
conical picks and the comparison of some experimental and theorical results.
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BRAVO, Oscar., Tesis Ingeniería Geológica. UPTC Seccional Sogamoso. Pág.
129.
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The Mining Engineer, March 1998, Pág 38-42.
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129
ANEXOS
130
ANEXO A: DECRETO NO 1335 “SEGURIDAD EN LA INDUSTRIA
MINERA (JULIO 15 DE 1987)
131
TITULO II
CAPITULO II
Disposiciones especiales para minas grisutuosas.
Artículo 34: Para el presente reglamento las labores subterráneas en minas de
carbón se clasifican entre (3) categorías, así:
Categoría I. Minas o frentes no grisutuosas; Aquellas labores o excavaciones
subterráneas para las cuales la concentración de metano en cualquier sitio de la
mina no sea sistemática mente mayor que cero por ciento (0%').
Categoría II. Minas o frente débilmente grisutuosas: Aquellas labores o
excavaciones para las cuales la concentración de metano en cualquier sitio de la
mina no sea sistemática mente superior a cero punto tres por ciento (0.3%).
Categoría III: Minas o frentes fuertemente .grisutuosas: Aquellas labores o
excavaciones subterráneas para las cuales la concentración de metano en
cualquier sitio de la mina sea sistemáticamente superior a cero punto tres por
ciento (0.3%),
Parágrafo: Mientras se definen normas específicas sobre control, registro y
periodicidad de las mediciones de metano en las minas de carbón Categoría I, II y
III por parte de la Sección de Normas y Control de División de Seguridad e Higiene
Minera del Ministerio de Minas y Energía, se procederá en la siguiente forma:
a) En todas las labores subterráneas de las Categorías II y III, se debe controlar
diariamente el metano con la lámpara de bencina o con el metanómetro, los
cuales deben estar sometidos a revisión y mantenimiento permanente.
132
Estos controles deben ser registrados en la mina, en tableros de control de gas y
en libros de registro de la mina. La Sección de Normas y Control del Ministerio de
Minas y Energía, elaborará las normas referentes a la utilización de tableros y
libros de control para la supervisión de la atmósfera de trabajo bajo tierra.
b) En todas las labores subterráneas de las Categorías II y III se prohíbe el uso de
llamas abiertas o elementos generadores de chispas.
Artículo 35: Para las labores subterráneas clasificadas en la Categoría I, excepto
minas que no sean de carbón, se debe hacer un control de metano, por lo menos,
una vez por semana o cuando haya indicio de la existencia o presencia del mismo.
Artículo 36.
1. Las concentraciones máximas permitidas de metano a partir de las cuales se
deben suspender los trabajos en tales sitios, serán las siguientes:
a) En labores o frentes de explotación.
b) En los retornos principales de aire.
c) En el retorno de aire de los tajos.
d) En el retorno de aire de los frentes de preparación y desarrollo.
2. Los lugares en donde se ha detectado una concentración de metano igual o
mayor de dos por ciento (2%), deben ser evacuados de inmediato por el personal
que labore en estos frentes. El personal de estas labores no puede ingresar a los
frentes de trabajo, hasta tanto no se haya diluido el metano por debajo de los
límites máximos permisibles establecidos.
Parágrafo. Sin perjuicio de lo que establece el numeral 2 de este artículo, a estos
lugares puede ingresar personal especializado de salvamento y supervisión para
133
llevar a cabo los trabajos para dilución del metano a los límites máximos
permisibles.
3. En vías subterráneas donde haya cable eléctrico desnudo para el movimiento
de locomotoras nolley, no se conducirán corrientes de ventilación con contenido
de metano superior al cero punto tres por ciento (0.3%.). En este caso las líneas
de contacto deben estar suficientemente alejadas del techo, mínimo 50
centímetros.
Artículo 37: Para las labores clasificadas en las Categorías II y III se deben
cumplir las siguientes medidas:
a) Las observadas en los literales a) y b) del artículo 34;
b) La ventilación principal debe ser forzada (Ventilación mecánica);
c) Se requiere un plano de ventilación de cuya actualización y datos de registro
(caudales de ventilación de cada vía, puertas de ventilación, barreras de polvo
contra explosión, concentración de metano (CH4) en tajo, vías con Trolley, etc.), la
Sección de Normas y Control de la División de Seguridad e Higiene Minera hará la
normalización correspondiente.
d) El aire de retorno de frentes con ventilación auxiliar, sólo, puede conducirse a
frentes o tajos de explotación si no contiene más de cero punto cinco por ciento
(0.5%) de metano (CH4);
e) En caso de suspender la ventilación principal o auxiliar, tal medida debe estar
precedida de una orden por escrito, firmada por la persona técnicamente
responsable de la mina. Posteriormente cuando se restituya la ventilación principal
o auxiliar deben revisarse todos los frentes activos.
134
Artículo 38: Para las labores clasificadas en la Categoría III, se debe proceder en
la siguiente forma:
a) No de debe suspender la ventilación; principal ni la auxiliar.
b) En forma periódica durante el mes deben controlarse los caudales de
ventilación que circulen en todas las vías de la mina, estas mediciones deben
anotarse en el plano de ventilación, tableros y libros que, exija la Sección de,
Normas y Control de los que se ha hecho referencia en el presente reglamento.
c) Las corrientes de la ventilación deben ser en forma horizontal o ascendente.
Excepciones a este aparte pueden ser autorizadas por la División de Seguridad e
Higiene Minera.
d) El suministro de aire respirable a frentes ciegos, horizontales o inclinados
(tambores, bajadas, etc.), debe hacerse con instalaciones de ventilación auxiliar,
para avances de carbón cuya longitud sea superior a 10 m de acuerdo con lo
establecido en el artículo 29 de este reglamento.
e) Se debe hacer el control de metano, por lo menos una vez por día en el turno
de menor personal. Los lunes o día siguiente a festivo, este control debe hacerse
antes de la entrada del personal a los frentes.
Parágrafo 1. En caso que sea necesario suspender la ventilación principal o
auxiliar, esta medida debe ir precedida de una orden escrita deja persona
técnicamente responsable de la rutina o del frente.
Parágrafo 2. Cuando por fallas del ser vicio de energía no haya ventilación, se
debe evacuar el personal de la mina.
135
Parágrafo 3. Al restituirse la ventilación antes de la entrada de personal, deben
revisarse todos los frentes activos.
Artículo 39: La presencia del uno por ciento (1 %) o más de metano, cualquiera
que sea el sitio bajo tierra se define como una acumulación de metano.
Estas acumulaciones de metano en minas de carbón, tienen lugar en las partes
superiores pe las excavaciones subterráneas o en zonas de derrumbe de bastante
importancia y deben ser diluidas lo más rápido posible, bajo la dirección de un
ingeniero de minas o de un supervisor minero calificado y capacitado.
TITULO III Control de Polvo
CAPITULO I
Polvos inflamables
Articulo 40. Mientras se definen estudios de explosividad de los carbones,
promovidos por la Sección de Normas y Control de la División de Seguridad e
Higiene Minera del Ministerio de Minas y Energía una labor subterránea
considerada dentro de la Categoría I, con respecto al metano, se clasifica como
pulverulenta inflamable (polvo de carbón volátil muy fino) cuando el contenido de
materias volátiles en el carbón que se explota sea superior al diez y seis por ciento
(16%) y una labor subterránea considerada dentro de las Categorías II y 111,
artículo 34, con respecto al metano, se clasifica como pulverulenta inflamable
cuando el contenido de materias volátiles en el manto de carbón que se explota
sea superior al catorce por ciento (14%).
Artículo 41: En las minas clasificadas como pulverulentas inflamables se tomarán
las siguientes medidas:
a) Se deben retirar los depósitos de Polvo.
136
b) Se deben humedecer los frentes de arranque y puntos de cargue.
c) En las galerías principales de ventilación y transporte se deben neutralizar los
depósitos de polvo de carbón que se formen sobre los pisos, paredes y techos,
con agua o material calcáreo de características apropiadas.
d) En las galerías principales de ventilación y transporte de carbón, se deben
ubicar barreras de polvo inerte o agua, cuando las condiciones locales lo permitan.
e) Los frentes de carbón se deben aislar de los otros trabajos por medio de
barreras de polvo o agua.
Artículo 42: Para efectuar los procesos de neutralización con caliza, se debe
utilizar material o malla 400 con un contenido de sílice menor del tres por ciento
{3%); según las normas que emita la sección de Normas y Control del Ministerio
de Minas y Energía.
Parágrafo: Esta inertización, debe hacerse frecuentemente con polvo calcáreo, en
tal forma que el polvo de carbón sedimentado no contenga más de veinte por
ciento (20%) de partes combustibles (método de empolvar con polvo calcáreo).
Artículo 43: Cuando la neutralización se hace con agua, los depósitos de polvo
combustible deben mantenerse continuamente húmedos, de manera que este
polvo tenga un contenido mínimo de agua del setenta y cinco por ciento (75%).
Artículo 44: El control de la tasa de neutralización se efectuará con un
procedimiento adecuado establecido por las autoridades competentes y con
periodicidad que dependerá de la magnitud de los depósitos formados.
137
Articulo 45: Contra la propagación de explosiones de polvo de carbón, se deben
instalar barreras de polvo inerte de caliza o recipientes con agua, en las
cantidades y características que se definen en el Título XII, Capítulo II de este
reglamento.
Articulo 46: En los planos de ventilación y en Ios planos de las minas, debe estar
indicada la ubicación de las barreras de polvo y/o agua.
CAPITULO II
Polvo respirable
Artículo 47: En las minas se deben tomar todas las medidas necesarias para
evitar la presencia de agentes químicos y biológicos, como polvo de roca en la
atmósfera, en concentraciones que puedan representar riesgos para la salud y el
bienestar de los trabajadores.
Parágrafo. Los costos para análisis de las muestras de polvo, deben ser cubiertos
por el propietario de la mina o titular de derechos mineros.
Artículo 48: El Valor Limite Permisible (VLP) para una concentración de polvo
suspendido en una labor subterránea, es el establecido en un frente de Grado I.
Parágrafo 1. Se definen como frentes de Grado I, II y III, los que en el momento
de la medición tengan una carga de polvo entre 0-5 mg/m3; 5~8 mg/m3 y 8-12
mg/m3, respectivamente, y en la fracción respirable la concentración de sílice libre
sea inferior igual al cinco por ciento (5%).
Parágrafo 2: Se deben suspender las labores en frentes de Grado III, mientras
que se tomen las medidas que hagan reducir esta concentración al Grado I.
138
Parágrafo 3. Los frentes de Grado II pueden seguir laborando y paralelamente
deben tomarse las medidas recomendadas para reducir esta concentración al
grado.
Articulo 4: Los valores límites permisibles para concentraciones de polvo con
contenido de sílice superior al cinco por ciento (5% )se fijarán mediante análisis
químicos de Sio2 que realicen laboratorios especializados y las reglamentaciones
que para este caso dicte la Sección de Normas y Control de la División de
Seguridad e Higiene Minera del Ministerio de Minas y Energía.
Artículo 5: Toda perforación mecanizada de barrenos en roca debe realizarse con
inyecciones de agua.
Artículo 51: En los frentes de trabajo donde se produzcan cantidades excesivas
de polvo nocivo para la respiración, es obligatorio el USO de las máscaras contra
polvo.
Parágrafo 1. Cada trabajador debe tener su propia mascarilla, suministrada por el
propietario de la mina o titular de derechos mineros. Al finalizar el turno de trabajo,
debe entregarla el empleado para su limpieza, lavado y esterilización
correspondiente.
Parágrafo 2. Los filtros deben ser revisados, secados y limpiados diariamente por
la persona designada por el propietario de la mina o por el titular de derechos
mineros. ,
b) El área mínima de una excavación minera debe ser de tres metros cuadrados (3
m2) con una altura mínima de 1.80m.
139
ANEXO B: COLUMNA ESTATIGRAFICA
140
141
142
143
ANEXO C: MOTOR HIDRAULICO PARA EL CABEZAL DE CORTE
144
145
146
147
148
149
150
ANEXO D: VALOR DE LA CAPACIDAD DE TRANSPORTE DE LA BANDA Qm.
151
Tabla II.- Capacidad de Transporte Qm para v = 1m/seg., en m3/h
Montaje Montaje en Artesa (para valores de β indicados)
Ancho Plano 20º 25º 30º 35º 40º 45º
400 23 42 47 51 54 56 58
450 30 55 61 67 70 73 76
500 38 70 77 84 89 93 96
550 48 87 96 105 111 115 119
600 58 106 116 127 134 139 145
650 69 126 139 151 160 166 173
700 81 148 163 178 188 195 203
750 94 172 189 206 218 227 235
800 108 198 217 237 251 261 271
850 123 225 247 270 286 297 308
900 139 254 280 305 323 335 348
950 156 285 314 342 362 376 391
1.000 173 318 350 381 404 420 436
1.100 212 389 428 467 494 513 533
1.200 255 467 513 560 593 616 640
1.300 301 552 607 662 701 729 756
1.400 351 644 709 773 818 850 883
1.500 406 744 818 892 944 982 1.019
1.600 464 850 935 1.020 1.080 1.122 1.165
1.800 592 1.085 1.193 1.301 1.377 1.432 1.486
2.000 735 1.348 1.482 1.617 1.711 1.779 1.846
2.200 894 1.639 1.803 1.967 2.081 2.163 2.245
152
ANEXO E: RODILLOS EN LA APLICACIÓN DE BANDAS TRANSPORTADORAS.
153
154
155
ANEXO F: COEFICIENTE DE FRICCION µ RECOMENDADOS ENTRE BANDAS TRANSPORTADORAS
156
157
ANEXO G: MOTOR ELECTRICO PARA LA BANDA TRANSPORTADORA
158
159
ANEXO H: TREN DE RODAJE POR SISTEMA DE CADENAS
160
161
162
ANEXO I: MOTOR ELECTRICO PARA EL SISTEMA DE CARGA.
163
164
165
ANEXO J: CILINDROS DOBLE EFECTO
166
CILINDRO PARA EL BRAZO DE EMPUJE
167
CILINDRO ELEVADOR PARA EL BRAZO
168
CILINDRO DE EMPUJE LATERAL
169
ANEXO K: ACEITE PARA EL SISTEMA HIDRAULICO DE LA MINADORA
170
171
172
ANEXO L: VALVULAS DIRECCIONALES
173
174
175
176
177
178
179
ANEXO Ll: BOMBAS PARA EL SISTEMA HIDRAULICO DE LA MINADORA
180
BOMBA PARA EL CIRCUITO HIDRAULICO DE LOS CILINDROS
181
BOMBA PARA EL CIRCUITO HIDRAULICO DE LOS MOTORES
182
183
ANEXO M: MOTORES ELECTRICOS PARA LAS BOMBAS HIDRAULICAS
184
MOTOR PARA LA BOMBA HIDRAULICA DE LOS CILINDROS
185
186
MOTOR PARA LA BOMBA DE LOS MOTORES HIDRAULICOS
187
188
ANEXO N: ESQUEMA DEL CIRCUTO HIDRAULICO PARA LA MINADORA
